补连塔煤矿回采巷道锚索主动式超前支护技术应用

杨俊彩，范东林，陈苏社，刘兆祥，王庆雄，李金刚，崔立军

(1.国能神东煤炭集团有限责任公司，陕西 神木 719315；2.内蒙古煤炭科学研究院有限责任公司，内蒙古 呼和浩特 010010 )

神东矿区是我国最大的现代化能源基地，矿区内大部分煤层埋深浅、煤层厚，倾角小，赋存稳定，开采条件优越。神东矿区在安全高效矿井生产过程中，综采工作面回风巷已全部采用超前支架组进行超前加强支护，作业人员少、支护安全性高，而主运输巷由于大部分采用机轨合一的布置方式，设备动力列车和运输设备几乎占据整个巷道，无法布置超前支架组，长期采用单体支柱超前加强支护，该支护方式存在工人劳动强度大、支护断面小、支护速度与工作面推采速度不协调、安全隐患大、难以实现超前区域少人化、无人化等问题，为解决上述问题需要在巷道超前段选用合理、有效的支护措施。随着锚杆(索)支护技术及材料的发展[1，2]，本文研究以可施加较大预紧力的锚索为代表的主动式支护技术来解决主运输巷超前加强支护问题[3]。

1 工作面概况

1.1 工作面煤层地质条件

补连塔煤矿22406综采工作面位于22煤四盘区，该工作面南东侧为12煤辅运大巷；东北为已回采的22407综采面；北侧为井田边界及李家塔矿采空区；西侧为正在准备的22405综采面。22406工作面长度340 m，推进长度3779 m，工作面上覆基岩厚度180～265 m，松散层厚度为0～42 m，煤层倾角为1°～3°，煤层厚度4.45～8.29 m，平均厚度6.76 m，设计采高6.5 m。

工作面基本顶以粗砂岩为主、细砂岩次之，成分以长石为主，次为石英，巨厚层状，厚度5.19～49.1 m，平均厚度17.16 m；直接顶为砂质泥岩、细砂岩互层结构，水平层理，断面见大量植物茎叶化石，中夹薄层粉砂岩，厚度1.85～14.65 m，平均厚度4.55 m；底板以砂质泥岩为主、泥岩次之，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护方式

22406工作面沿煤层倾向布置，沿煤层走向推进。工作面巷道采用双巷布置，综采面西侧靠近实体煤一侧为22406主运巷、22405回风巷，东边靠近22407工作面采空区一侧为22406回风巷。

22406综采工作面主运巷用于运煤、进风和行人，巷道断面：长×宽=6.0 m×4.4 m。顶板采用锚网支护，顶锚杆采用∅18 mm×1800 mm圆钢锚杆，每排6根，间排距均为1000 mm；网片采用∅4 mm冷拔丝网片，网格规格：120 mm×120 mm；锚索采用∅17.8 mm×6150 mm钢绞线锚索，每排两根，排距6000 mm，间距2600 mm。正帮采用锚网支护，锚杆采用∅22 mm×2000 mm玻璃钢锚杆，每排布置4根，排距1000 mm；网片采用塑料网，网格规格：40 mm×40 mm。副帮采用锚网支护，锚杆采用∅18 mm×1800 mm圆钢锚杆，每排布置4根，排距1000 mm；网片采用∅4 mm冷拔丝网，网格规格：120 mm×120 mm。

2 工作面主动式超前支护技术

2.1 锚索主动式超前支护技术机理

煤矿巷道顶板多为层状岩层结构，顶板变形问题可以视作梁或者板变形，将不太稳定的直接顶看做叠加梁，巷道两帮煤体对顶板起支撑作用。锚杆、锚索支护均属于主动式支护，锚固在直接顶的锚杆将浅层比较破碎围岩锚固起来形成组合拱，增加岩层间的摩擦力和抗剪刚度，阻止岩层沿层面继续滑动。锚固在上部稳定岩层的锚索可以看作起减跨作用的支点，不仅能够将破碎岩体与深部比较稳定的岩层锚固在一起使应力范围传递至深部岩层，同时可以将顶板的弯曲应力以及挠度有效降低。锚杆、锚索与锚固岩体相互作用，形成统一的承载结构体系，从而使锚固岩体能够整体发生弯曲变形，提高岩层的抗弯刚度和强度，使顶板岩体自身的稳定性大大提高。锚索对于顶板弯曲变形控制机理如图1所示。

图1 锚杆、锚索岩层控制机理Fig.1 Control mechanism of rock layers by anchor rod and anchor cable

2.2 主运巷专用锚索超前补强支护方式

22406综采面主运巷采用专用锚索超前支护顶板，专用锚索每6 m打设2套，锚索距离正副帮各1700 mm，2套锚索间距2600 mm，超前支护20 m，共有6套锚索支护，锚索规格：∅21.6 mm×8000 mm，锚索布置方式如图2所示。

图2 22406综采工作面主运巷锚索超前补强支护方式(mm)Fig.2 Reinforcement support layout of 22406 mining face roadway advance

3 锚索超前支护强度校核

3.1 强度校核力学模型

根据22406综采工作面回采巷道布置情况，主运巷布置在靠近实体煤一侧，按照两侧实体煤巷道支护力学模型[4]，锚杆、锚索与锚固岩体相互作用，形成统一的承载结构体系，将巷道顶板简化为一层顶板，如图3所示。图中，a为巷道宽度，m；s为工作面侧宽度，m；z为非工作面侧宽度，m；b为巷道高度，m；t为力学模型顶板厚度，m；R1，R2，R3分别为工作面侧、非工作面侧和人工支护提供的支撑力，kN。

图3 两侧实体煤巷道支护模型Fig.3 Support model of solid coal roadway on both sides

主运巷为矩形巷道，沿巷道轴线对称支护，忽略巷道两帮超前支承应力分布的不均匀性对巷道围岩变形的影响[4]，认为s=z，即：

s=z=Rt-b/2=b

(1)

式中，Rt为巷道应力影响半径，m。

由于煤体的刚度远小于上部岩层顶板强度，假定煤柱顶板上方为给定变形的边界，而底部受到固定边界的约束。假定煤柱两侧支护体提供的工作阻力相同，结合模型的边界条件，两侧煤柱支撑力R1，R2计算如下：

R1=R2=z(σy|x=0，y=b+σy|x=z，y=b)/2

(2)

式中，σy|x=0为x=0，y=b处垂直应力，kN；σy|x=z为x=z，y=b处垂直应力，kN。

假设工作面顶板所受载荷q均来自工作面顶板自重，可得：

q=kρgb

(3)

式中，k为采动影响系数；ρ为巷道顶板平均容重，kN/m3；g为重力加速度；b为开采高度，m。

巷道超前支撑力Q应为：

Q=q(s+a+z)

(4)

锚杆(索)支护力为Qm为：

式中，F为锚杆(索)最大承载力，kN；c为锚杆(索)排距，m；n为每排锚杆(索)数目。

考虑一定安全系数，取合理的顶板锚索支护Qh≥Qr。

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

(6)

3.2 22406工作面主运巷超前支护力校核

22406工作面主运巷净断面为6000 mm×4400 mm，由此依次获得顶板锚杆支护力Qm1，顶板锚索支护力Qm2。 根据支护布置方案，对顶板锚杆锚索支护强度计算如下：

1)顶板锚杆每排布设6根直径为∅18 mm的螺纹钢锚杆，排距为1000 mm，顶板锚杆拉断载荷为85 kN，根据公式计算得，顶板锚杆支护力Qm1=510 kN。

2)顶板每排布置2根直径为∅17.8 mm的高强度锚索，锚索排距6000 mm。高强度锚索拉断载荷为F2=355 kN，根据公式计算得，顶板锚索支护力为：Qm2=120 kN。

3)根据22406工作面主运巷地质条件和参考文献[5]，取k=1.5，ρ=24 kN/m3，b=4.4 m，代入上述公式，经计算Q=3128.5 kN，R1=1150 kN，R2=1150 kN。

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

22406主运巷采用专用锚索加强锚固后，超前支护力为0.236×103kN，大于合理支护强度要求，满足工作面开采要求。

4 现场矿压监测

为进一步检验专用锚索主动式超前支护的现场应用效果，通过对22406工作面主运巷超前段开展矿压观测，分析锚杆锚索承载特征和巷道应力变化情况，掌握主运巷超前加强支护段围岩移动变形特征和控制效果。

4.1 锚杆(索)应力监测

4.1.1 测站布置

布置A、B、C、D、E共5个测站，测站初始观测距开切眼的距离分别为30、80、130、180、230 m。观测起点距离工作面切眼1180 m，观测停止点距离工作面切眼1410 m，累计观测距离不小于200 m。每组测站布置2个锚杆应力计、1个锚索应力计，总计布置15个锚杆(索)受力监测点。

4.1.2 监测结果分析

按照测站布置方案安装锚杆(索)应力，安排专人定期下井对工作面超前压力数据进行采集，同时对数据进行筛选处理分析，绘制出锚杆(索)应力曲线，如图4所示。根据图4分析可知，锚杆(索)在距工作面22～42 m范围之外基本不发生变化，各个观测站A、B、C、D、E压力值大致分别保持在34～47 kN，在距工作面22～42 m的位置处锚杆、锚索受力开始缓慢增加，但增速较小；在距工作面10～26 m范围以内，受回采工作面超前支承压力的影响，增加幅度相对略大，累计增加8～23 kN，平均影响范围31.2 m，距离工作面越近，压力越大，接近工作面时各个观测站A、B、C、D、E压力最大增加到48～69 kN。通过统计，应力集中系数约为1.23～1.5，平均应力集中系数1.31。

图4 锚杆(索)应力计观测结果Fig.4 Monitoring result of anchor rod(cable)stress meter

4.2 超前段围岩移动变形监测

4.2.1 围岩表面位移测站布置与监测

1)测站布置：在运输巷内距离工作面110 m时开始布置围岩表面位移观测站，此后每隔50 m布置一个测站，共布置四个测站，分别为测站A、测站B、测站C、测站D。每个测站在距离回采工作面100 m时开始记录观测数据。

2)监测方法：每个测站采用十字布点法观测巷道围岩变形。在顶基点和副帮基点分别安装弯曲的测钉，在正帮基点和底基点分别安装平头的测钉。在进行数据测量时，分别在顶、底板基点和正副帮基点挂测绳，采用皮卷尺分别测量两测绳交点至顶基点、底基点、正帮基点、副帮基点的距离，测量误差需小于1 mm。

4.2.2 监测数据分析

工作面推进至距测站100 m时，每天进行一次测量，工作面推进至距测站50 m时，每天进行两次测量。各测站巷道围岩变形量及变形速度曲线分别如图5、图6所示。

图5 各测站巷道围岩变形量曲线Fig.5 Deformation amount of roadway surrounding rock at each station

图6 各测站巷道围岩变形速度曲线Fig.6 Deformation velocity of roadway surrounding rock at each station

分析图5、图6可知，各测站在距工作面35 m范围内时开始出现围岩变形，随着工作面距离围岩变形测站距离减小，运输巷超前段内顶板下沉量、两帮移近量和底鼓量不断增大，其中，当测站与工作面端头之间的距离大于30 m时，变形量增速较小，当测站与煤壁距离小于30 m时，变形量增速较大。说明工作面超前支承压力影响范围约为30 m。

对各测站中巷道围岩变形最大值整理分析可知：各测站围岩变形量呈逐渐增大的趋势，其中两帮移近量高于底板的底鼓量和顶板的下沉量，顶板下沉量最小。各测站在距离工作面0～6 m时围岩变形速度最大，测站A最大增速为底鼓量8 mm/d、顶板下沉量2 mm/d、两帮移近量10 mm/d；测站B最大增速为底鼓量8 mm/d、顶板下沉量1 mm/d、两帮移近量6 mm/d；测站C最大增速为底鼓量10 mm/d、顶板下沉量3 mm/d、两帮移近量9 mm/d；测站D最大增速为底鼓量11 mm/d、顶板下沉量3 mm/d、两帮移近量9 mm/d。

综合以上分析可知，采用锚索主动式超前支护技术对22406工作面主运巷超前段进行支护，对巷道周围岩体的控制作用十分明显。并且利用专用补强锚索对回采巷道进行超前支护无需工人对单体柱进行搬运安装，大大降低了工人的劳动强度。

5 结 论

1)依据两侧实体煤巷道支护力学模型计算得出：专用锚索在主运巷顶板与原支护形成“排距3 m，每排2套”支护形式完全满足综采工作面开采要求，完全可以替代单体作为工作面超前支护。

2)各锚杆(索)观测站应力计监测值基本保持在34～47 kN，在距工作面22～42 m的位置处锚杆、锚索受力缓慢增加，但增速较小；在距工作面10～26 m范围以内，受回采工作面超前支承压力的影响，增加幅度较大，累计增加8～23 kN，平均影响范围31.2 m，接近工作面时各个观测站A、B、C、D、E压力最大增加到48～69 kN。通过统计，应力集中系数约为1.23～1.5，平均应力集中系数1.31。主动式超前支护锚索对巷道围岩起到了很好的控制作用。

3)各围岩位移测站在距工作面35 m范围内时开始出现围岩变形，测站与工作面端头之间的距离小于30 m时变形量增速较大，在距离工作面0～6 m时围岩变形速度最大，其中顶板最大下沉量达到16 mm，底板最大底鼓量达到42 mm，两帮最大移近量达到45 mm。锚索超前支护方式对顶板围岩起到很好的支护效果，围岩整体稳定且变形可控。

4)在主运巷采用锚索替代单体支柱进行超前支护，巷道围岩得到很好的控制，现场应用效果良好，完全可以满足工作面的超前支护要求，同时采用专用锚索对回采巷道进行超前支护无需工人对单体柱进行搬运安装，大大降低了工人的劳动强度，因此在神东矿区推广应用回采巷道锚索主动式超前支护技术意义重大。