補(bǔ)連塔煤礦回采巷道錨索主動式超前支護(hù)技術(shù)應(yīng)用

楊俊彩，范東林，陳蘇社，劉兆祥，王慶雄，李金剛，崔立軍

(1.國能神東煤炭集團(tuán)有限責(zé)任公司，陜西 神木 719315；2.內(nèi)蒙古煤炭科學(xué)研究院有限責(zé)任公司，內(nèi)蒙古 呼和浩特 010010 )

神東礦區(qū)是我國最大的現(xiàn)代化能源基地，礦區(qū)內(nèi)大部分煤層埋深淺、煤層厚，傾角小，賦存穩(wěn)定，開采條件優(yōu)越。神東礦區(qū)在安全高效礦井生產(chǎn)過程中，綜采工作面回風(fēng)巷已全部采用超前支架組進(jìn)行超前加強(qiáng)支護(hù)，作業(yè)人員少、支護(hù)安全性高，而主運(yùn)輸巷由于大部分采用機(jī)軌合一的布置方式，設(shè)備動力列車和運(yùn)輸設(shè)備幾乎占據(jù)整個(gè)巷道，無法布置超前支架組，長期采用單體支柱超前加強(qiáng)支護(hù)，該支護(hù)方式存在工人勞動強(qiáng)度大、支護(hù)斷面小、支護(hù)速度與工作面推采速度不協(xié)調(diào)、安全隱患大、難以實(shí)現(xiàn)超前區(qū)域少人化、無人化等問題，為解決上述問題需要在巷道超前段選用合理、有效的支護(hù)措施。隨著錨桿(索)支護(hù)技術(shù)及材料的發(fā)展[1，2]，本文研究以可施加較大預(yù)緊力的錨索為代表的主動式支護(hù)技術(shù)來解決主運(yùn)輸巷超前加強(qiáng)支護(hù)問題[3]。

1 工作面概況

1.1 工作面煤層地質(zhì)條件

補(bǔ)連塔煤礦22406綜采工作面位于22煤四盤區(qū)，該工作面南東側(cè)為12煤輔運(yùn)大巷；東北為已回采的22407綜采面；北側(cè)為井田邊界及李家塔礦采空區(qū)；西側(cè)為正在準(zhǔn)備的22405綜采面。22406工作面長度340 m，推進(jìn)長度3779 m，工作面上覆基巖厚度180～265 m，松散層厚度為0～42 m，煤層傾角為1°～3°，煤層厚度4.45～8.29 m，平均厚度6.76 m，設(shè)計(jì)采高6.5 m。

工作面基本頂以粗砂巖為主、細(xì)砂巖次之，成分以長石為主，次為石英，巨厚層狀，厚度5.19～49.1 m，平均厚度17.16 m；直接頂為砂質(zhì)泥巖、細(xì)砂巖互層結(jié)構(gòu)，水平層理，斷面見大量植物莖葉化石，中夾薄層粉砂巖，厚度1.85～14.65 m，平均厚度4.55 m；底板以砂質(zhì)泥巖為主、泥巖次之，厚度0.91～12.78 m，平均厚度4.93 m。

1.2 工作面巷道布置及支護(hù)方式

22406工作面沿煤層傾向布置，沿煤層走向推進(jìn)。工作面巷道采用雙巷布置，綜采面西側(cè)靠近實(shí)體煤一側(cè)為22406主運(yùn)巷、22405回風(fēng)巷，東邊靠近22407工作面采空區(qū)一側(cè)為22406回風(fēng)巷。

22406綜采工作面主運(yùn)巷用于運(yùn)煤、進(jìn)風(fēng)和行人，巷道斷面：長×寬=6.0 m×4.4 m。頂板采用錨網(wǎng)支護(hù)，頂錨桿采用?18 mm×1800 mm圓鋼錨桿，每排6根，間排距均為1000 mm；網(wǎng)片采用?4 mm冷拔絲網(wǎng)片，網(wǎng)格規(guī)格：120 mm×120 mm；錨索采用?17.8 mm×6150 mm鋼絞線錨索，每排兩根，排距6000 mm，間距2600 mm。正幫采用錨網(wǎng)支護(hù)，錨桿采用?22 mm×2000 mm玻璃鋼錨桿，每排布置4根，排距1000 mm；網(wǎng)片采用塑料網(wǎng)，網(wǎng)格規(guī)格：40 mm×40 mm。副幫采用錨網(wǎng)支護(hù)，錨桿采用?18 mm×1800 mm圓鋼錨桿，每排布置4根，排距1000 mm；網(wǎng)片采用?4 mm冷拔絲網(wǎng)，網(wǎng)格規(guī)格：120 mm×120 mm。

2 工作面主動式超前支護(hù)技術(shù)

2.1 錨索主動式超前支護(hù)技術(shù)機(jī)理

煤礦巷道頂板多為層狀巖層結(jié)構(gòu)，頂板變形問題可以視作梁或者板變形，將不太穩(wěn)定的直接頂看做疊加梁，巷道兩幫煤體對頂板起支撐作用。錨桿、錨索支護(hù)均屬于主動式支護(hù)，錨固在直接頂?shù)腻^桿將淺層比較破碎圍巖錨固起來形成組合拱，增加巖層間的摩擦力和抗剪剛度，阻止巖層沿層面繼續(xù)滑動。錨固在上部穩(wěn)定巖層的錨索可以看作起減跨作用的支點(diǎn)，不僅能夠?qū)⑵扑閹r體與深部比較穩(wěn)定的巖層錨固在一起使應(yīng)力范圍傳遞至深部巖層，同時(shí)可以將頂板的彎曲應(yīng)力以及撓度有效降低。錨桿、錨索與錨固巖體相互作用，形成統(tǒng)一的承載結(jié)構(gòu)體系，從而使錨固巖體能夠整體發(fā)生彎曲變形，提高巖層的抗彎剛度和強(qiáng)度，使頂板巖體自身的穩(wěn)定性大大提高。錨索對于頂板彎曲變形控制機(jī)理如圖1所示。

圖1 錨桿、錨索巖層控制機(jī)理Fig.1 Control mechanism of rock layers by anchor rod and anchor cable

2.2 主運(yùn)巷專用錨索超前補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)方式

22406綜采面主運(yùn)巷采用專用錨索超前支護(hù)頂板，專用錨索每6 m打設(shè)2套，錨索距離正副幫各1700 mm，2套錨索間距2600 mm，超前支護(hù)20 m，共有6套錨索支護(hù)，錨索規(guī)格：?21.6 mm×8000 mm，錨索布置方式如圖2所示。

圖2 22406綜采工作面主運(yùn)巷錨索超前補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)方式(mm)Fig.2 Reinforcement support layout of 22406 mining face roadway advance

3 錨索超前支護(hù)強(qiáng)度校核

3.1 強(qiáng)度校核力學(xué)模型

根據(jù)22406綜采工作面回采巷道布置情況，主運(yùn)巷布置在靠近實(shí)體煤一側(cè)，按照兩側(cè)實(shí)體煤巷道支護(hù)力學(xué)模型[4]，錨桿、錨索與錨固巖體相互作用，形成統(tǒng)一的承載結(jié)構(gòu)體系，將巷道頂板簡化為一層頂板，如圖3所示。圖中，a為巷道寬度，m；s為工作面?zhèn)葘挾龋琺；z為非工作面?zhèn)葘挾龋琺；b為巷道高度，m；t為力學(xué)模型頂板厚度，m；R1，R2，R3分別為工作面?zhèn)取⒎枪ぷ髅鎮(zhèn)群腿斯ぶёo(hù)提供的支撐力，kN。

圖3 兩側(cè)實(shí)體煤巷道支護(hù)模型Fig.3 Support model of solid coal roadway on both sides

主運(yùn)巷為矩形巷道，沿巷道軸線對稱支護(hù)，忽略巷道兩幫超前支承應(yīng)力分布的不均勻性對巷道圍巖變形的影響[4]，認(rèn)為s=z，即：

s=z=Rt-b/2=b

(1)

式中，Rt為巷道應(yīng)力影響半徑，m。

由于煤體的剛度遠(yuǎn)小于上部巖層頂板強(qiáng)度，假定煤柱頂板上方為給定變形的邊界，而底部受到固定邊界的約束。假定煤柱兩側(cè)支護(hù)體提供的工作阻力相同，結(jié)合模型的邊界條件，兩側(cè)煤柱支撐力R1，R2計(jì)算如下：

R1=R2=z(σy|x=0，y=b+σy|x=z，y=b)/2

(2)

式中，σy|x=0為x=0，y=b處垂直應(yīng)力，kN；σy|x=z為x=z，y=b處垂直應(yīng)力，kN。

假設(shè)工作面頂板所受載荷q均來自工作面頂板自重，可得：

q=kρgb

(3)

式中，k為采動影響系數(shù)；ρ為巷道頂板平均容重，kN/m3；g為重力加速度；b為開采高度，m。

巷道超前支撐力Q應(yīng)為：

Q=q(s+a+z)

(4)

錨桿(索)支護(hù)力為Qm為：

式中，F(xiàn)為錨桿(索)最大承載力，kN；c為錨桿(索)排距，m；n為每排錨桿(索)數(shù)目。

考慮一定安全系數(shù)，取合理的頂板錨索支護(hù)Qh≥Qr。

Qr=1.1[Q-R1-R2-Qm]

(6)

3.2 22406工作面主運(yùn)巷超前支護(hù)力校核

22406工作面主運(yùn)巷凈斷面為6000 mm×4400 mm，由此依次獲得頂板錨桿支護(hù)力Qm1，頂板錨索支護(hù)力Qm2。 根據(jù)支護(hù)布置方案，對頂板錨桿錨索支護(hù)強(qiáng)度計(jì)算如下：

1)頂板錨桿每排布設(shè)6根直徑為?18 mm的螺紋鋼錨桿，排距為1000 mm，頂板錨桿拉斷載荷為85 kN，根據(jù)公式計(jì)算得，頂板錨桿支護(hù)力Qm1=510 kN。

2)頂板每排布置2根直徑為?17.8 mm的高強(qiáng)度錨索，錨索排距6000 mm。高強(qiáng)度錨索拉斷載荷為F2=355 kN，根據(jù)公式計(jì)算得，頂板錨索支護(hù)力為：Qm2=120 kN。

3)根據(jù)22406工作面主運(yùn)巷地質(zhì)條件和參考文獻(xiàn)[5]，取k=1.5，ρ=24 kN/m3，b=4.4 m，代入上述公式，經(jīng)計(jì)算Q=3128.5 kN，R1=1150 kN，R2=1150 kN。

Qr=1.1(Q-R1-R2-Qm1-Qm2)=89.63 kN

22406主運(yùn)巷采用專用錨索加強(qiáng)錨固后，超前支護(hù)力為0.236×103kN，大于合理支護(hù)強(qiáng)度要求，滿足工作面開采要求。

4 現(xiàn)場礦壓監(jiān)測

為進(jìn)一步檢驗(yàn)專用錨索主動式超前支護(hù)的現(xiàn)場應(yīng)用效果，通過對22406工作面主運(yùn)巷超前段開展礦壓觀測，分析錨桿錨索承載特征和巷道應(yīng)力變化情況，掌握主運(yùn)巷超前加強(qiáng)支護(hù)段圍巖移動變形特征和控制效果。

4.1 錨桿(索)應(yīng)力監(jiān)測

4.1.1 測站布置

布置A、B、C、D、E共5個(gè)測站，測站初始觀測距開切眼的距離分別為30、80、130、180、230 m。觀測起點(diǎn)距離工作面切眼1180 m，觀測停止點(diǎn)距離工作面切眼1410 m，累計(jì)觀測距離不小于200 m。每組測站布置2個(gè)錨桿應(yīng)力計(jì)、1個(gè)錨索應(yīng)力計(jì)，總計(jì)布置15個(gè)錨桿(索)受力監(jiān)測點(diǎn)。

4.1.2 監(jiān)測結(jié)果分析

按照測站布置方案安裝錨桿(索)應(yīng)力，安排專人定期下井對工作面超前壓力數(shù)據(jù)進(jìn)行采集，同時(shí)對數(shù)據(jù)進(jìn)行篩選處理分析，繪制出錨桿(索)應(yīng)力曲線，如圖4所示。根據(jù)圖4分析可知，錨桿(索)在距工作面22～42 m范圍之外基本不發(fā)生變化，各個(gè)觀測站A、B、C、D、E壓力值大致分別保持在34～47 kN，在距工作面22～42 m的位置處錨桿、錨索受力開始緩慢增加，但增速較小；在距工作面10～26 m范圍以內(nèi)，受回采工作面超前支承壓力的影響，增加幅度相對略大，累計(jì)增加8～23 kN，平均影響范圍31.2 m，距離工作面越近，壓力越大，接近工作面時(shí)各個(gè)觀測站A、B、C、D、E壓力最大增加到48～69 kN。通過統(tǒng)計(jì)，應(yīng)力集中系數(shù)約為1.23～1.5，平均應(yīng)力集中系數(shù)1.31。

圖4 錨桿(索)應(yīng)力計(jì)觀測結(jié)果Fig.4 Monitoring result of anchor rod(cable)stress meter

4.2 超前段圍巖移動變形監(jiān)測

4.2.1 圍巖表面位移測站布置與監(jiān)測

1)測站布置：在運(yùn)輸巷內(nèi)距離工作面110 m時(shí)開始布置圍巖表面位移觀測站，此后每隔50 m布置一個(gè)測站，共布置四個(gè)測站，分別為測站A、測站B、測站C、測站D。每個(gè)測站在距離回采工作面100 m時(shí)開始記錄觀測數(shù)據(jù)。

2)監(jiān)測方法：每個(gè)測站采用十字布點(diǎn)法觀測巷道圍巖變形。在頂基點(diǎn)和副幫基點(diǎn)分別安裝彎曲的測釘，在正幫基點(diǎn)和底基點(diǎn)分別安裝平頭的測釘。在進(jìn)行數(shù)據(jù)測量時(shí)，分別在頂、底板基點(diǎn)和正副幫基點(diǎn)掛測繩，采用皮卷尺分別測量兩測繩交點(diǎn)至頂基點(diǎn)、底基點(diǎn)、正幫基點(diǎn)、副幫基點(diǎn)的距離，測量誤差需小于1 mm。

4.2.2 監(jiān)測數(shù)據(jù)分析

工作面推進(jìn)至距測站100 m時(shí)，每天進(jìn)行一次測量，工作面推進(jìn)至距測站50 m時(shí)，每天進(jìn)行兩次測量。各測站巷道圍巖變形量及變形速度曲線分別如圖5、圖6所示。

圖5 各測站巷道圍巖變形量曲線Fig.5 Deformation amount of roadway surrounding rock at each station

圖6 各測站巷道圍巖變形速度曲線Fig.6 Deformation velocity of roadway surrounding rock at each station

分析圖5、圖6可知，各測站在距工作面35 m范圍內(nèi)時(shí)開始出現(xiàn)圍巖變形，隨著工作面距離圍巖變形測站距離減小，運(yùn)輸巷超前段內(nèi)頂板下沉量、兩幫移近量和底鼓量不斷增大，其中，當(dāng)測站與工作面端頭之間的距離大于30 m時(shí)，變形量增速較小，當(dāng)測站與煤壁距離小于30 m時(shí)，變形量增速較大。說明工作面超前支承壓力影響范圍約為30 m。

對各測站中巷道圍巖變形最大值整理分析可知：各測站圍巖變形量呈逐漸增大的趨勢，其中兩幫移近量高于底板的底鼓量和頂板的下沉量，頂板下沉量最小。各測站在距離工作面0～6 m時(shí)圍巖變形速度最大，測站A最大增速為底鼓量8 mm/d、頂板下沉量2 mm/d、兩幫移近量10 mm/d；測站B最大增速為底鼓量8 mm/d、頂板下沉量1 mm/d、兩幫移近量6 mm/d；測站C最大增速為底鼓量10 mm/d、頂板下沉量3 mm/d、兩幫移近量9 mm/d；測站D最大增速為底鼓量11 mm/d、頂板下沉量3 mm/d、兩幫移近量9 mm/d。

綜合以上分析可知，采用錨索主動式超前支護(hù)技術(shù)對22406工作面主運(yùn)巷超前段進(jìn)行支護(hù)，對巷道周圍巖體的控制作用十分明顯。并且利用專用補(bǔ)強(qiáng)錨索對回采巷道進(jìn)行超前支護(hù)無需工人對單體柱進(jìn)行搬運(yùn)安裝，大大降低了工人的勞動強(qiáng)度。

5 結(jié) 論

1)依據(jù)兩側(cè)實(shí)體煤巷道支護(hù)力學(xué)模型計(jì)算得出：專用錨索在主運(yùn)巷頂板與原支護(hù)形成“排距3 m，每排2套”支護(hù)形式完全滿足綜采工作面開采要求，完全可以替代單體作為工作面超前支護(hù)。

2)各錨桿(索)觀測站應(yīng)力計(jì)監(jiān)測值基本保持在34～47 kN，在距工作面22～42 m的位置處錨桿、錨索受力緩慢增加，但增速較小；在距工作面10～26 m范圍以內(nèi)，受回采工作面超前支承壓力的影響，增加幅度較大，累計(jì)增加8～23 kN，平均影響范圍31.2 m，接近工作面時(shí)各個(gè)觀測站A、B、C、D、E壓力最大增加到48～69 kN。通過統(tǒng)計(jì)，應(yīng)力集中系數(shù)約為1.23～1.5，平均應(yīng)力集中系數(shù)1.31。主動式超前支護(hù)錨索對巷道圍巖起到了很好的控制作用。

3)各圍巖位移測站在距工作面35 m范圍內(nèi)時(shí)開始出現(xiàn)圍巖變形，測站與工作面端頭之間的距離小于30 m時(shí)變形量增速較大，在距離工作面0～6 m時(shí)圍巖變形速度最大，其中頂板最大下沉量達(dá)到16 mm，底板最大底鼓量達(dá)到42 mm，兩幫最大移近量達(dá)到45 mm。錨索超前支護(hù)方式對頂板圍巖起到很好的支護(hù)效果，圍巖整體穩(wěn)定且變形可控。

4)在主運(yùn)巷采用錨索替代單體支柱進(jìn)行超前支護(hù)，巷道圍巖得到很好的控制，現(xiàn)場應(yīng)用效果良好，完全可以滿足工作面的超前支護(hù)要求，同時(shí)采用專用錨索對回采巷道進(jìn)行超前支護(hù)無需工人對單體柱進(jìn)行搬運(yùn)安裝，大大降低了工人的勞動強(qiáng)度，因此在神東礦區(qū)推廣應(yīng)用回采巷道錨索主動式超前支護(hù)技術(shù)意義重大。