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)

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20～50m），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1.6±0.1m，一梁四柱支设（两端头各2 棵）。

工作面自煤壁向外40～80m 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80～120m，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R3=0.6MPa。

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2150～4500mm，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。

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15～65m 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。

图4 测站围岩变形量