深井综放工作面沿空顺槽超前支架应用及效果.pdf

62020 年第 5 期 深井综放工作面沿空顺槽超前支架应用及效果 马树坤 周广飞 马晓辉 兖煤菏泽能化有限公司赵楼煤矿，山东 菏泽 274705 摘 要 为了解决深井综放工作面沿空顺槽超前支护难题，分析沿空面侧向岩层结构及综放面沿空顺槽支架 – 围岩关系 , 建 立确定沿空顺槽超前支护强度的力学模型 , 针对 ZQ5200/21.5/45 型超前液压支架的特征、工作阻力变化情况、沿空顺槽表面 位移观测结果，验证了支架选型的合理性，可以有效控制沿空顺槽巷道围岩变形。 关键词 深井 沿空顺槽 超前支架 中图分类号 TD355 文献标识码 B doi10.3969/j.issn.1005-2801.2020.05.003 Application and Effect of Advanced Support along Air Channel in Deep-well Fully Extruded Face Ma Shu-kun Zhou Guang-fei Ma Xiao-hui （Zhaolou Coal Mine, Yancoal Heze Energy and Chemical Co., Ltd., Shandong Heze 274705） Abstract In order to solve the problem of advance support along the goaf in the fully mechanized top coal caving face, the lateral rock structure along the goaf and the relationship between the support along the goaf and the surrounding rock in the fully mechanized top coal caving face are analyzed, and the mechanical model to determine the strength of advance support along the goaf is established, According to the characteristics of ZQ5200 / 21.5/45 type advance hydraulic support, the change of working resistance and the observation results of displacement along the gob, the rationality of support selection is verified, and the deation of surrounding rock along the gob is effectively controlled. Key words deep well along the air channel advance timbering 收稿日期 2019-10-01 作者简介 马树坤（1982-），男，工程师，2006 年毕业于山东 科技大学，现任赵楼煤矿综采二区技术主管，从事现场采煤技术 管理工作。 1 原超前支护的缺点 赵 楼 煤 矿 原 来 两 巷 超 前 支 护 选 用 ZT115200/23.5/42 型、ZT31000/23.5/45 型顺槽支架 及 DW、DWX 系列单体液压支柱。在生产中存在 以下缺点 （1）整个超前支护区域内的超前支架每移动 一个步距，所有超前支架均需完成降架、移架、升 架一个动作循环，顶梁接触区域降架时卸载，升架 时加载，如此高频率的反复支撑会严重破坏巷道顶 板与锚网索支护系统。当巷道顶板与锚网索支撑压 力拱被破坏后，会出现漏顶、冒顶等事故，严重时 会影响超前支架的移动。 （2）单体支护强度低，支护速度慢，员工劳 动强度大，支护稳定性差，抗扰动与防冲能力差。 由 于 赵 楼 煤 矿 采 深 大， 地 质 条 件 复 杂， 沿 空 顺 槽 围 岩 应 力 大， 针 对 上 述 问 题， 改 用 ZQ5200/21.5/45型巷道超前液压支架， 在11303 （东） 工作面取得了良好的应用效果，实现了综放工作面 的安全、快速推进。 2 工作面沿空轨道顺槽支护情况 2.1 工作面布置方式 11303（东）工作面井下位置西邻 11303 工作面 采空区，北邻十一采胶带巷，南邻 FX23-2 断层（落 差 2050m），东部为未设计回采区域。工作面煤 层平均开采深度 -962.1m，煤层平均厚度 6.7m，煤 层平均倾角为 8，工作面面长 230m。 2.2 轨道顺槽支护方式 11303（东）轨道顺槽为锚网索带联合支护， 为沿空掘巷，与 11303 运输顺槽之间留设 4.5m 隔 离煤柱，轨道顺槽沿空段为梯形断面，巷道上净宽 4.8m，下净宽 5.2m，巷道净高 3.8m。 轨道顺槽超前支护自煤壁向外依次采用 29U 钢棚、工字钢棚、ZQ5200/21.5/45 超前液压支架。 总支护距离不少于 120m。工作面自煤壁向外 40m 范围之内采用倾向工字钢棚（3.8m）配合单体液 压支柱支护顶板， 棚距1.60.1m， 一梁四柱支设 （两 72020 年第 5 期 端头各 2 棵）。 工作面自煤壁向外4080m采用ZQ5200/21.5/45 超前液压支架。每组净间距 1.2m，前后中心距为 3.2m。自煤壁向外 80120m，29U 钢棚下采帮侧 距棚头约 620mm 处支设一路单体液压支柱，排距 1.6m。 2.3 超前支架的工作流程 支架由顶梁、底座、立柱抱箍、立柱等部分组 成。支架底座两侧留有铰接耳板，用来连接拉移链。 其工作流程为 （1）工作面推进两步距； （2）将最后的支架降至最低高度，连接拉移 钢丝绳； （3）通过自身立柱的升起拉动钢丝绳将支架 移动至巷道中心； （4）去除液压管件，使用绞车拉移支架； （5）拉移至巷道前端，连接液压管； （6）通过自身立柱的升起，拉移钢丝绳将支 架移动至巷道两侧； （7）去除拉移钢丝绳，完成超前支护的一次 循环前移。 3 沿空面侧向岩层结构特征及超前液压支架强 度分析 [1-3] 3.1 沿空面侧向岩层结构特征 受回采超前影响，工作面侧向岩层结构特征主 要表现在岩层运动范围扩大，侧向岩层断裂线向 煤体深部偏移；煤柱受顶板断裂结构块回转影响， 产生大变形，处于给定位移状态；沿空顺槽实体帮 一定宽度处于屈服状态，沿垂直方向处于给定位移 状态。此时，工作面侧向岩层结构如图 1 所示。 图 1 沿空综放工作面侧向岩层结构 3.2 力学模型 基于力矩平衡关系，且不考虑岩块之间的铰接 关系，建立超前液压支架支护强度计算力学模型， 如图 2 所示。AB 为顶板岩层触矸线，点 O 为顶板 岩层力矩作用点；θ 为顶板岩层回转角；H，T，M， B 分别为割煤厚度、顶煤厚度、直接顶岩层厚度和 基本顶岩层厚度；a，z，s 分别为巷道宽度、煤柱 宽度和实体侧煤柱宽度；R1， R2， R3分别为区段煤柱、 实体侧煤柱和超前支架提供的支撑力。 图 2 力学模型 3.3 支架强度适应性分析 结合 11303（东）地质参数，求得超前支架需 要提供的支撑力 R30.6MPa。 11303（东）工作面沿空顺槽超前支护选用型 号为ZQ5200/21.5/45的液压支架。 具体技术参数为 支架形式为两架一组，支撑高度为 21504500mm， 初撑力为 3879kN，工作阻力为 5200kN，支护强度 为 1.0MPa，满足要求。 4 支护效果 4.1 超前液压支架支护阻力变化监测 在轨道顺槽 30、9超前液压支架分别安设 1 组 YHY60（D）矿用数字压力表，来监测初撑力 和工作阻力的变化情况。9支架在 8 月 31 日至 10 月 17 日共拖移三次，处于收尺点的距离分别 为 120m、169m、220m。30支 架 在 8 月 31 日 至 11 月 17 日共拖移三次，处于收尺点的距离分别为 144m、192m、237m。随着工作面推进，可知支架 处于不同收尺点处时，支架工作阻力随不同推进度 变化曲线，如图 3 所示。 120m 收尺点 82020 年第 5 期 169m 收尺点 220m 收尺点 144m 收尺点 192m 收尺点 237m 收尺点 图 3 超前液压支架工作阻力变化曲线图 （1）超前液压支架与围岩的相互作用表现为超 前液压支架提供一定的支护阻力以控制围岩塑性区 的发展和围岩的变形，保持围岩的稳定。由图可知超 前液压支架拖移后，初始为保证原巷道支护系统的 完好，初撑力为 1225kN，仅为额定初撑力的 64， 随着围岩变形的增加，超前液压支架工作阻力会迅 速达到额定工作阻力，距工作面煤壁为 40m 位置。 （2）支护阻力在距工作面煤壁 40m 位置达到 额定工作阻力后保持恒阻发展，随着距离工作面愈 来愈近，支架处于给定变形阶段，频繁处于卸载、 增阻阶段。 （3）超前液压支架在达到额定工作阻力后， 后柱工作阻力大于前柱工作阻力， 距煤壁25m开始， 前柱工作阻力略大于后柱工作阻力，符合顶板下沉 规律。 4.2 巷道围岩变形统计 矿压观测采用“十”字交叉法进行设点观测。 在轨道顺槽设置 4 组表面位移测站。1测点位于收 尺点 124m 处，2测点位于收尺点 170m 处，3测 点位于收尺点210m处， 4测点位于收尺点250m处。 观测结果如图 4 所示。 根据超前液压支架巷道布置方式，轨道顺槽工 作面煤壁前方 1565m 为超前液压支架支护区域。 巷道超前 130m 范围开始产生变形，变形量较小。 轨道顺槽工作面煤壁前方 65m 以外，顶底移近量略 大于两帮移近量。进入支架支护区域，在超前液压 支架高支撑作用下，两帮移近量大于顶底移近量。 测站距煤壁越近，变形量逐渐增高。进入单体支护 区域后，围岩变形速率急剧增大。支护区域巷道两 帮移近量及顶底移近量相对于单体支护区域均较小， 说明支架支护效果较好，能够有效控制巷道变形。 5 结 语 （1）一次支撑式的支护方式对顶板原支护系 统破坏性较小，工作面每推进 60m 拖移一次，避免 了对顶板反复支撑，保证了巷道顶板完整性。 （2）超前支架的支护强度高，控顶效果好。 支架高支护强度提高了对巷道顶板的支护能力，减 小了围岩的变形破坏，抑制了巷道断面的收敛。 （3） 与 传 统 的 超 前 支 架 支 护 方 式 相 比， ZQ5200/21.5/45 型巷道超前液压支架可以有效控制 沿空顺槽巷道围岩变形，有效解决了千米埋深综放 工作面窄煤柱沿空巷道的有效支护问题，提高作业 92020 年第 5 期 人员的安全性，加快工作面推进速度，实现深井综 放工作面安全高效生产。 1测点 2测点 3测点 4测点 图 4 测站围岩变形量 【参考书目】 ［1］ 倪兴华，苗素军，杨永杰，等 . 综放工作面端头 及顺槽超前液压支架支护技术 [M]. 北京煤炭工 业出版社，2008. ［2］ 朱泽阳 . 工作面顺槽超前液压支架的研制及应用 [J]. 水力采煤与管道运输，2002（09）21-24. ［3］ 刘金海，姜福兴，孙广京，等 . 深井综放面沿空 顺槽超前液压支架选型研究 [J]. 岩石力学与工程 学报，2012，31（11）2231-2239. （上接第 5 页） 锚锚索，实现端锚后能立即承载，满足了支护的主动 性和及时性，采用高稠度、高粘滞型新型高强注浆材 料，通过高压注浆实现浆液的扩散固化，提高了围 岩的整体性和承载能力，使锚索由端锚转变为全锚， 强化了与围岩体的力学联系，达到了全锚支护预期 的技术指标，取得了较好的支护效果，形成适用于 高应力冲击沿空巷道围岩加固的全锚支护技术体系， 是一种极具潜力的巷道围岩控制技术，在技术经济 上具有很大的优越性，值得进一步推广应用。 图 4 全锚支护与原锚网索支护巷道表面位移对比图 【参考文献】 ［1］ 国家煤矿安全监察局 . 国家煤矿安监局关于印发 防治煤矿冲击地压细则的通知煤安监技装 〔 2018 〕 8 号 [A].2018-05-02. ［2］ 高明仕，窦林名，张农，等 . 冲击矿压巷道围岩 控制的强弱强力学模型及其应用分析 [J]. 岩土力 （下转第 12 页）