深井綜放工作面沿空順槽超前支架應用及效果

馬樹坤 周廣飛 馬曉輝

(兗煤菏澤能化有限公司趙樓煤礦，山東 菏澤 274705)

1 原超前支護的缺點

趙樓煤礦原來兩巷超前支護選用ZT115200/23.5/42 型、ZT31000/23.5/45 型順槽支架及DW、DWX 系列單體液壓支柱。在生產中存在以下缺點：

（1）整個超前支護區域內的超前支架每移動一個步距，所有超前支架均需完成降架、移架、升架一個動作循環，頂梁接觸區域降架時卸載，升架時加載，如此高頻率的反復支撐會嚴重破壞巷道頂板與錨網索支護系統。當巷道頂板與錨網索支撐壓力拱被破壞后，會出現漏頂、冒頂等事故，嚴重時會影響超前支架的移動。

（2）單體支護強度低，支護速度慢，員工勞動強度大，支護穩定性差，抗擾動與防沖能力差。

由于趙樓煤礦采深大，地質條件復雜，沿空順槽圍巖應力大，針對上述問題，改用ZQ5200/21.5/45 型巷道超前液壓支架，在11303（東）工作面取得了良好的應用效果，實現了綜放工作面的安全、快速推進。

2 工作面沿空軌道順槽支護情況

2.1 工作面布置方式

11303（東）工作面井下位置西鄰11303 工作面采空區，北鄰十一采膠帶巷，南鄰FX23-2 斷層（落差20～50m），東部為未設計回采區域。工作面煤層平均開采深度-962.1m，煤層平均厚度6.7m，煤層平均傾角為8°，工作面面長230m。

2.2 軌道順槽支護方式

11303（東）軌道順槽為錨網索帶聯合支護，為沿空掘巷，與11303 運輸順槽之間留設4.5m 隔離煤柱，軌道順槽沿空段為梯形斷面，巷道上凈寬4.8m，下凈寬5.2m，巷道凈高3.8m。

軌道順槽超前支護：自煤壁向外依次采用29U鋼棚、工字鋼棚、ZQ5200/21.5/45 超前液壓支架。總支護距離不少于120m。工作面自煤壁向外40m范圍之內：采用傾向工字鋼棚（3.8m）配合單體液壓支柱支護頂板，棚距1.6±0.1m，一梁四柱支設（兩端頭各2 棵）。

工作面自煤壁向外40～80m 采用ZQ5200/21.5/45超前液壓支架。每組凈間距1.2m，前后中心距為3.2m。自煤壁向外80～120m，29U 鋼棚下采幫側距棚頭約620mm 處支設一路單體液壓支柱，排距1.6m。

2.3 超前支架的工作流程

支架由頂梁、底座、立柱抱箍、立柱等部分組成。支架底座兩側留有鉸接耳板，用來連接拉移鏈。其工作流程為：

（1）工作面推進兩步距；

（2）將最后的支架降至最低高度，連接拉移鋼絲繩；

（3）通過自身立柱的升起拉動鋼絲繩將支架移動至巷道中心；

（4）去除液壓管件，使用絞車拉移支架；

（5）拉移至巷道前端，連接液壓管；

（6）通過自身立柱的升起，拉移鋼絲繩將支架移動至巷道兩側；

（7）去除拉移鋼絲繩，完成超前支護的一次循環前移。

3 沿空面側向巖層結構特征及超前液壓支架強度分析[1-3]

3.1 沿空面側向巖層結構特征

受回采超前影響，工作面側向巖層結構特征主要表現在：巖層運動范圍擴大，側向巖層斷裂線向煤體深部偏移；煤柱受頂板斷裂結構塊回轉影響，產生大變形，處于給定位移狀態；沿空順槽實體幫一定寬度處于屈服狀態，沿垂直方向處于給定位移狀態。此時，工作面側向巖層結構如圖1 所示。

圖1 沿空綜放工作面側向巖層結構

3.2 力學模型

基于力矩平衡關系，且不考慮巖塊之間的鉸接關系，建立超前液壓支架支護強度計算力學模型，如圖2 所示。AB 為頂板巖層觸矸線，點O 為頂板巖層力矩作用點；θ 為頂板巖層回轉角；H，T，M，B 分別為割煤厚度、頂煤厚度、直接頂巖層厚度和基本頂巖層厚度；a，z，s 分別為巷道寬度、煤柱寬度和實體側煤柱寬度；R1，R2，R3分別為區段煤柱、實體側煤柱和超前支架提供的支撐力。

圖2 力學模型

3.3 支架強度適應性分析

結合11303（東）地質參數，求得超前支架需要提供的支撐力R3=0.6MPa。

11303（東）工作面沿空順槽超前支護選用型號為ZQ5200/21.5/45 的液壓支架。具體技術參數為：支架形式為兩架一組，支撐高度為2150～4500mm，初撐力為3879kN，工作阻力為5200kN，支護強度為1.0MPa，滿足要求。

4 支護效果

4.1 超前液壓支架支護阻力變化監測

在軌道順槽30#、9#超前液壓支架分別安設1組YHY60（D）礦用數字壓力表，來監測初撐力和工作阻力的變化情況。9#支架在8 月31 日至10 月17 日共拖移三次，處于收尺點的距離分別為120m、169m、220m。30#支 架 在8 月31 日 至11 月17 日共拖移三次，處于收尺點的距離分別為144m、192m、237m。隨著工作面推進，可知支架處于不同收尺點處時，支架工作阻力隨不同推進度變化曲線，如圖3 所示。

圖3 超前液壓支架工作阻力變化曲線圖

（1）超前液壓支架與圍巖的相互作用表現為超前液壓支架提供一定的支護阻力以控制圍巖塑性區的發展和圍巖的變形，保持圍巖的穩定。由圖可知超前液壓支架拖移后，初始為保證原巷道支護系統的完好，初撐力為1225kN，僅為額定初撐力的64%，隨著圍巖變形的增加，超前液壓支架工作阻力會迅速達到額定工作阻力，距工作面煤壁為40m 位置。

（2）支護阻力在距工作面煤壁40m 位置達到額定工作阻力后保持恒阻發展，隨著距離工作面愈來愈近，支架處于給定變形階段，頻繁處于卸載、增阻階段。

（3）超前液壓支架在達到額定工作阻力后，后柱工作阻力大于前柱工作阻力，距煤壁25m 開始，前柱工作阻力略大于后柱工作阻力，符合頂板下沉規律。

4.2 巷道圍巖變形統計

礦壓觀測采用“十”字交叉法進行設點觀測。在軌道順槽設置4 組表面位移測站。1#測點位于收尺點124m 處，2#測點位于收尺點170m 處，3#測點位于收尺點210m 處，4#測點位于收尺點250m 處。觀測結果如圖4 所示。

根據超前液壓支架巷道布置方式，軌道順槽工作面煤壁前方15～65m 為超前液壓支架支護區域。巷道超前130m 范圍開始產生變形，變形量較小。軌道順槽工作面煤壁前方65m 以外，頂底移近量略大于兩幫移近量。進入支架支護區域，在超前液壓支架高支撐作用下，兩幫移近量大于頂底移近量。測站距煤壁越近，變形量逐漸增高。進入單體支護區域后，圍巖變形速率急劇增大。支護區域巷道兩幫移近量及頂底移近量相對于單體支護區域均較小，說明支架支護效果較好，能夠有效控制巷道變形。

5 結 語

（1）一次支撐式的支護方式對頂板原支護系統破壞性較小，工作面每推進60m 拖移一次，避免了對頂板反復支撐，保證了巷道頂板完整性。

（2）超前支架的支護強度高，控頂效果好。支架高支護強度提高了對巷道頂板的支護能力，減小了圍巖的變形破壞，抑制了巷道斷面的收斂。

（3）與傳統的超前支架支護方式相比，ZQ5200/21.5/45 型巷道超前液壓支架可以有效控制沿空順槽巷道圍巖變形，有效解決了千米埋深綜放工作面窄煤柱沿空巷道的有效支護問題，提高作業人員的安全性，加快工作面推進速度，實現深井綜放工作面安全高效生產。

圖4 測站圍巖變形量