王宜清，馬守龍，姚強嶺，范鈺鑫，劉志超

(1.棗莊礦業(yè)(集團)有限責(zé)任公司 七五煤礦，山東 微山 277500；2.中煤新集能源股份有限公司，安徽 淮南 232001；3.中國礦業(yè)大學(xué) 礦業(yè)工程學(xué)院，江蘇 徐州 221116)

《煤礦安全規(guī)程》第九十七條規(guī)定采煤工作面所有安全出口與巷道連接處超前壓力影響范圍內(nèi)必須加強支護[1]。當(dāng)前我國采煤工作面超前支護主要采用單體液壓支柱和超前液壓支架，且已在各煤礦不同開采技術(shù)條件下得到了廣泛推廣應(yīng)用。但是，單體液壓支柱被動式超前支護形式存在工人勞動強度大、反復(fù)支撐進而破壞頂板及其錨固結(jié)構(gòu)等不足[2-4]；同時，工作面兩巷超前段以“單體液壓支柱/超前液壓支架”為主的支護形式與工作面自動化、智能化發(fā)展趨勢不相匹配[5-7]。因此，當(dāng)前問題是改變回采巷道超前支護方式，并研發(fā)與工作面智能化開采相適應(yīng)的超前段支護成套技術(shù)[8-10]。

姚強嶺等[11]在研究工作面超前段變形特征基礎(chǔ)上，國內(nèi)首次提出了煤礦長壁采煤主動式超前支護關(guān)鍵技術(shù)，并在中西部礦井得到推廣應(yīng)用，涉及薄煤層、厚煤層、沿空留巷、沿空掘巷等生產(chǎn)地質(zhì)條件，實現(xiàn)了超前支護段無人化；史節(jié)濤等[12]針對注漿錨索進行了預(yù)應(yīng)力錨索全長錨固注漿技術(shù)研究及改造升級，建立了端錨階段載荷傳遞力學(xué)模型和全錨階段圍巖軸向力學(xué)模型，研究了錨索軸向附加應(yīng)力與抗剪性能變化特征，結(jié)果表明全長注漿錨固技術(shù)能夠有效增強支護穩(wěn)定性；李桂臣等[13]利用Kelvin問題推導(dǎo)錨索與孔壁間剪切應(yīng)力分布解析式，確定了錨索束最佳錨固長度，并通過工業(yè)性試驗實現(xiàn)了巷道圍巖穩(wěn)定控制；劉琦[14]基于厚硬頂板回采巷道超前錨索協(xié)同支護提出了補強錨索協(xié)同支護方案，通過工業(yè)性試驗驗證了補強錨索協(xié)同支護代替被動式超前支護的可行性。以上學(xué)者對替代被動式超前支護的研究，說明了主動式超前支護的可行性。本文針對七五煤礦3上217運輸巷地質(zhì)和生產(chǎn)條件，提出了分區(qū)域主動式超前支護技術(shù)方案，并進行現(xiàn)場應(yīng)用，結(jié)果表明，該主動式超前支護技術(shù)方案簡化了超前支護施工工藝，提高了工作面開采效率，有效地緩解了接續(xù)緊張，保證了巷道安全，可為相似地質(zhì)條件下主動式超前支護技術(shù)體系的設(shè)計與應(yīng)用提供參考。

1 工程地質(zhì)概況

七五煤礦3上217工作面主采3上煤層，井下位于南二采區(qū)東翼，平均厚度為4.2m，平均傾角10°。工作面空間位置如圖1所示，3上217工作面覆巖參數(shù)見表1。為了更清楚了解3上煤層圍巖裂隙發(fā)育情況，布置5個測站，采用鉆孔成像儀觀察頂板及兩幫鉆孔壁上結(jié)構(gòu)面和裂隙的分布情況[15]，觀測結(jié)果見表2?？傮w評價結(jié)果為：當(dāng)前支護及3上217工作面未采動前，巷道頂板完整性好；離層及破碎帶多位于0.50m以內(nèi)，裂隙發(fā)育帶多位于3.50m以內(nèi)，依據(jù)圍巖松動圈理論，當(dāng)前巷道支護條件下圍巖屬Ⅱ類中松動圈。

表1 3上217工作面覆巖參數(shù)

表2 原支護下圍巖裂隙發(fā)育情況

2 超前注漿錨索替代單體支柱支護技術(shù)

2.1 支護技術(shù)路線

我國煤礦回采巷道超前支護長期采用單體液壓支柱或液壓支架支護，該支護形式勞動強度大、安全性低，與工作面自動化、智能化發(fā)展趨勢不相匹配[16，17]。為改善超前支護安全性并滿足智能化發(fā)展新形勢，根據(jù)七五煤礦3上217工作面運輸巷工程地質(zhì)條件，設(shè)計“分區(qū)域差異化”主動式超前支護方式，在開展應(yīng)用前需做以下準(zhǔn)備工作與研究：①針對3上煤層圍巖裂隙觀測評估；②超前支承壓力計算；③根據(jù)超前支承壓力計算結(jié)果以及圍巖裂隙評估結(jié)果設(shè)計3上217運輸巷分區(qū)域注漿錨索主動式超前支護技術(shù)方案并進行理論校核；④設(shè)計支護效果監(jiān)測方案，及時跟進并反饋支護效果。

2.2 巷道圍巖力學(xué)模型

根據(jù)姚強嶺教授建立的巷道圍巖變形預(yù)計模型可知[11]，在不考慮人工支護的情況下，開切眼處圍巖受力狀態(tài)基本對稱于開切眼導(dǎo)硐中心線，綜合考量，對力學(xué)模型進行簡化，沿巷道中心線劃分d1=d3，如圖2所示。

需特別指出：由于開切眼周圍部分煤體已經(jīng)屈服，應(yīng)為塑性力學(xué)問題，通過降低煤體及圍巖的彈性模量，將其轉(zhuǎn)化為彈性力學(xué)問題，進行近似求解。認為工作面幫上邊界為施加給定變形的邊界，下邊界及左邊界可視為固定邊界，則工作面幫支撐力R1為：

同上，認為煤柱側(cè)上邊界為施加給定變形的邊界，與此同時將煤柱的下邊界與左邊界在力學(xué)模型中認定為固定邊界；近似求解，煤柱側(cè)支撐力R2為：

3上217運輸巷直接頂是平均厚度為1.3m的泥巖，基本頂是平均厚度為3.4m的細粒砂巖。認為巷道所受載荷為其上頂板自重，可得：

式中，q為3上217運輸巷所受均布載荷，kN；k為采動影響系數(shù)，取5～10；H為開采高度，取H=4.2m；g為重力加速度，取9.8N/kg；H1為直接頂泥巖厚度，取H1=1.3m；H2為基本頂砂質(zhì)泥巖厚度，取H2=3.4m；ρ1為直接頂泥巖容重，取ρ1=2330kg/m3；ρ2為基本頂砂質(zhì)泥巖容重，取2550kg/m3。

則超前支承壓力為：

QY=q×(s+a+z)=11.64×103kN

(4)

式中，a為巷道寬度，m。

3 工業(yè)性試驗

3.1 主動式超前支護設(shè)計方案

依據(jù)此區(qū)域圍巖裂隙發(fā)育特征觀測結(jié)果和工程地質(zhì)賦存特征，提出了分區(qū)域遞減型超前支護技術(shù)，由五個測站將試驗段將巷道支護階段劃分為四部分，具體支護參數(shù)見表3。

表3 3上217工作面運輸巷現(xiàn)支護參數(shù)

3.2 主動式超前支護強度校核

依據(jù)工程地質(zhì)條件和支護參數(shù)，確定錨桿(索)、單體液壓支架的支護密度及拉斷載荷F或工作阻力，確定之后支護強度P：

式中，F(xiàn)為極限工作阻力，錨索拉斷載荷取530kN，錨桿拉斷載荷取180kN，單體液壓支柱支撐力取280kN，注漿錨索拉斷載荷取530kN；a為巷道寬度，m；b為巷道高度，m；c為錨桿(索)、單體液壓支架排距，m；n為每排錨桿(索)、單體液壓支架數(shù)量，根。

Q=Pm

(6)

式中，Q為支護設(shè)施支承力，kN；m為單位長度巷道內(nèi)支護設(shè)施數(shù)量，根。

根據(jù)式(6)計算巷道各支護工具提供支護阻力，總支護阻力為：

QZ=QS+QG+QZS+QD+R1+R2

(7)

式中，QZ為總支護阻力，kN；QS為錨索提供支護阻力，kN；QZS為注漿錨索提供支護阻力，kN；QG為錨桿提供支護阻力，kN；QD為單體液壓支柱提供支護阻力，kN；R1、R2分別為兩幫提供支撐力，kN。

由式(5)、式(6)計算各支護設(shè)備提供支護阻力，由式(7)得巷道總支護阻力，支護強度驗證如下：

1)階段Ⅰ超前支護強度驗證：QSⅠ=0.62×103kN；QGⅠ=5.29×103kN；QDⅠ=0.33×103kN；QZSⅠ=0.62×103kN。QZⅠ=QSⅠ+QGⅠ+QDⅠ+QZSⅠ+R1+R2=13.06×103kN>11.64×103kN。

2)階段Ⅱ超前支護強度驗證：QSⅡ=0.62×103kN；QGⅡ=5.29×103kN；QDⅡ=0.15×103kN；QZSⅡ=0.62×103kN。QZⅡ=QSⅡ+QGⅡ+QDⅡ+QZSⅡ+R1+R2=12.88×103kN>11.64×103kN。

3)階段Ⅲ超前支護強度驗證：QSⅢ=0.62×103kN；QGⅢ=5.29×103kN；QDⅢ=0.04×103kN；QZSⅢ=0.62×103kN。QZⅢ=QSⅢ+QGⅢ+QDⅢ+QZSⅢ+R1+R2=12.77×103kN>11.64×103kN。

4)階段Ⅳ超前支護強度驗證：QSⅣ=0.62×103kN；QGⅣ=5.29×103kN；QZSⅣ=0.62×103kN；QZⅣ=QSⅣ+QGⅣ+QZSⅣ+R1+R2=12.73×103kN>11.64×103kN。

計算結(jié)果顯示：四個階段的支護阻力均大于理論計算所需的11.64×103kN，滿足支護要求。為檢驗支護方案理論校核的正確性，需對巷道開展認證支護效果的工業(yè)性試驗。

3.3 主動式超前支護效果檢驗

為了檢驗3上217運輸巷所采用的注漿錨索代替超前支護效果，采用監(jiān)測巷道變形量、錨桿(索)受力值、鉆孔窺視技術(shù)手段在巷道距離工作面前5m處布置Ⅰ測站，每隔50m布置下一個測站，共5個測站，如圖4所示。

根據(jù)各測站觀測結(jié)果，對各測站表面位移進行分析，如圖5所示。巷道相對位移變化量結(jié)果表明，兩幫相對移近量最大為56mm，頂?shù)装逑鄬σ平孔畲鬄?0mm，頂?shù)装逡平俣葹?～6mm/d，總體變化量較小。監(jiān)測運輸巷超前支護段內(nèi)礦壓顯現(xiàn)不明顯。較小的巷道變形量，充分保障了巷道完整性，通過注漿錨索代替超前單體支護手段，有效控制兩幫及頂板變形，阻礙了頂板離層及裂隙的發(fā)育。由此可見使用注漿錨索主動式支護替代單體被動式超前支護后對頂板圍巖控制效果更佳。

各測站錨索受力監(jiān)測曲線及典型窺視結(jié)果如圖6所示。各測站自施加預(yù)緊力后，各測力計監(jiān)測注漿錨索所受壓力變化量較小，最大變化率僅有2.3%。對測點采用鉆孔成像儀進行鉆孔窺視試驗，孔內(nèi)光滑完整，巷道頂板無明顯破碎或離層出現(xiàn)，僅在淺部出現(xiàn)少量0.01m的橫向裂隙，故僅放兩張代表圖于曲線圖內(nèi)。隨著工作面的不斷推進，注漿錨索受力穩(wěn)定且保持在破斷載荷內(nèi)，有效控制巷道變形，能夠保持巷道的穩(wěn)定性，大大提高了作業(yè)環(huán)境和施工效率。3上217運輸巷注漿錨索替代單體液壓支柱的超前支護形式能較好地控制頂板的裂隙發(fā)育，能滿足工作面回采期間安全高效生產(chǎn)。

4 結(jié) 論

1)根據(jù)超前支承壓力區(qū)支護方式由被動支護變主動支護的思路，利用巷道支護力學(xué)模型理論計算了3上217運輸巷超前支承壓力，為主動支護方案的設(shè)計提供了理論依據(jù)。

2)通過3上煤層圍巖鉆孔窺視試驗，獲得了其圍巖結(jié)裂隙發(fā)育規(guī)律，綜合考慮制定分區(qū)域、差異化主動式超前支護方案，通過理論校核驗證了支護方案可行性，并進行了現(xiàn)場工業(yè)性試驗，結(jié)果表明，主動式超前支護完全能夠滿足超前支承壓力區(qū)支護質(zhì)量的需要，圍巖穩(wěn)定性更強，能更好地控制圍巖裂隙發(fā)育，而且改善了工人勞動環(huán)境，降低安全隱患，豐富了主動式超前支護工程案例。

3)該技術(shù)將來可進一步與智能化工作面成套技術(shù)體系相結(jié)合，為智能化煤礦發(fā)展提供更加穩(wěn)定的巷道條件，提高支護水平和生產(chǎn)效率。