李金星+邵福兵

[摘 要]為提高采煤工作面兩道支護(hù)強(qiáng)度，減少頂板事故，采用理論與實(shí)踐結(jié)合的方法，淺析支護(hù)材料與支護(hù)方式以及補(bǔ)強(qiáng)范圍在采煤工作面的應(yīng)用。根據(jù)采煤工作面埋深、圍巖性質(zhì)、現(xiàn)場(chǎng)環(huán)境等條件，合理設(shè)計(jì)支護(hù)參數(shù)和選用支護(hù)材料。通過優(yōu)化支護(hù)，選用合適的支護(hù)材料以及加強(qiáng)觀測(cè)，實(shí)現(xiàn)了采煤工作面沿空順槽回采頂板的安全，減少巷道頂板下沉，保證了回采和運(yùn)輸?shù)恼＿M(jìn)行，經(jīng)濟(jì)和社會(huì)效益顯著，對(duì)類似工作面的管理具有較好的參考價(jià)值。

[關(guān)鍵詞]順槽 冒頂 補(bǔ)強(qiáng)

中圖分類號(hào)：U455.9 文獻(xiàn)標(biāo)識(shí)碼：A 文章編號(hào)：1009-914X（2016）15-0077-02

1 工作面概況

7435綜放工作面位于IV1采區(qū)，淺部為7433采空區(qū)，東部和深部為實(shí)體煤，西部為上山煤柱，標(biāo)高為-991.965m～-892.112m。煤層結(jié)構(gòu)簡(jiǎn)單，煤層厚度3.80～5.50m，平均厚度4.80m，煤層傾角18°～25°，平均20°。綜采放頂煤工藝開采，機(jī)采高度2.5m，放煤高度2.3m。工作面走向長度1196m，傾向長度225m，回采儲(chǔ)量144.3萬噸。于2015年5月開始回采，截止2016年2月初工作面剩余620米，工作面是日進(jìn)度平均為3～4米，預(yù)計(jì)于2016年11月回采結(jié)束。

煤層直接頂板為砂質(zhì)泥巖，老頂為中粒砂巖，直接頂易冒落。煤層底板為砂質(zhì)泥巖，工作面周期來壓不明顯，回風(fēng)順槽超前壓力顯現(xiàn)明顯。

2 沿空布置及支護(hù)情況

工作面回風(fēng)順槽跟7#煤頂板施工，與上區(qū)段間平均凈煤柱5.5米，梯形斷面，凈寬4.6m，中凈高3.0m，凈斷面積13.8 m2，錨網(wǎng)（索）聯(lián)合支護(hù)，鋪金屬點(diǎn)焊網(wǎng)片，錨桿間距0.75m，排距1.2m。掘進(jìn)期間支護(hù)參數(shù)幾經(jīng)修改，錨索布置方式由最初的每排2根修改為“2-1-2”五花布置方式，錨索直徑17.8mm，長度8.2m，錨桿直徑22mm，長度2.4m。放水巷以東采用M型鋼帶梁配蝶形托盤，以西采用梯形鋼帶梁無托盤。放水巷以西每40m支設(shè)一根φ≥200mm信號(hào)點(diǎn)柱，放水巷以東無信號(hào)點(diǎn)柱?；夭善陂g頂板離層儀陸續(xù)銹蝕失效。

詳見支護(hù)斷面圖1。

受上區(qū)段7433綜放工作面采空區(qū)側(cè)向支承壓力影響，掘進(jìn)及回采初期整個(gè)回風(fēng)順槽壓力較大，頂?shù)装?、兩幫移近明顯，部分地段淋水大、掘進(jìn)時(shí)上幫片幫深度超過1.0m。投產(chǎn)兩個(gè)月后未受超前應(yīng)力影響的外段巷道共4處變形嚴(yán)重，局部錨索外露長度僅余100mm左右，部分鋼帶斷裂，及時(shí)采用單體液壓支柱配合鉸接頂梁補(bǔ)套加強(qiáng)支護(hù)，總補(bǔ)強(qiáng)長度200m，實(shí)質(zhì)上此部分巷道為錨架聯(lián)合支護(hù)。

冒頂位置與回采及補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)位置關(guān)系見圖2。

3 冒頂及處理情況

2016年2月6日1：30分左右，回風(fēng)順槽D12點(diǎn)前后（超前工作面回采位置155m處）下幫開始首先失衡垮落，繼而向上幫延展冒頂，冒頂走向長7.2m，冒高最大2.5m，傾向?qū)?.6m，共5排鋼帶梁垮落、27根錨桿、8根錨索失效，上幫兩趟瓦斯抽放管壓斷，上肩窩留有一米見方的通風(fēng)口，冒頂區(qū)正常過風(fēng)。在確認(rèn)工作面風(fēng)量未受影響，沒有傷及人員的前提下，及時(shí)對(duì)冒頂區(qū)域兩側(cè)頂板進(jìn)行加固、清理矸石（共清理矸石93車），采用錨網(wǎng)索支護(hù)高冒區(qū)，用半圓木接平頂板后，架設(shè)單體液壓支柱和鉸接頂梁走向棚支護(hù)。

冒頂后觀測(cè)發(fā)現(xiàn)冒落巖面銹蝕，一根錨索尾部索具拉脫、一根錨固端部拉脫、其余六根錨索錨固端均未見異常，錨固結(jié)實(shí)，與錨索聯(lián)接的錨梁（M型鋼帶梁）斷裂，索具鎖緊正常，部分索具與錨索仍聯(lián)接在變形扭曲的鋼帶上，浮埋于冒落矸石中，緊靠上幫的6根錨桿由于上幫擠出，與變形的鋼帶連接，1根錨桿尾部拉斷，其余20根錨桿錨固端均離層脫落，少部分與斷裂的鋼帶梁分開，高低不齊地外露于冒落浮矸上。冒頂兩側(cè)緊貼正常支護(hù)的鋼帶梁切落，沿走向兩端截面成直立狀，沿傾向截面成不規(guī)則拱型，東側(cè)第一根未失效的鋼帶梁上的錨索（一根、布置在巷中）錨具脫出，錨索失效。詳見附圖3。

4 原因分析

4.1 直接原因

（受壓、淋水、崩解）松動(dòng)離層的直接頂受動(dòng)靜載（煤炮震動(dòng)、采動(dòng)應(yīng)力、構(gòu)造應(yīng)力、自重應(yīng)力、膨脹應(yīng)力）疊加作用壓垮（受擠壓、腐蝕、變形、撕裂、折斷作用）強(qiáng)度降低的錨網(wǎng)梁（M型鋼帶和網(wǎng)片）是導(dǎo)致冒頂?shù)闹苯釉騕1]。

（二）間接原因：

1.受礦壓及淋水影響，頂幫圍巖不穩(wěn)定

回風(fēng)順槽處于礦井開采深部（冒頂處D12前后巷道標(biāo)高為-900m，埋深約為930m，所受垂直應(yīng)力為23.25MPa），設(shè)計(jì)為沿空掘巷，小煤柱護(hù)巷（冒頂處煤柱寬度約為4m），上區(qū)段采空區(qū)側(cè)向支承壓力大，掘進(jìn)期間經(jīng)過一次動(dòng)壓影響，回采期間受二次動(dòng)壓影響（冒頂時(shí)工作面處于“三次見方”上覆巖層運(yùn)動(dòng)強(qiáng)烈影響階段，微震系統(tǒng)監(jiān)測(cè)到回風(fēng)順槽在超前100～200m范圍內(nèi)煤炮震動(dòng)頻繁），且冒頂區(qū)處于工作面背斜軸部構(gòu)造應(yīng)力集中，巷道松動(dòng)圈進(jìn)一步擴(kuò)大，圍巖自承能力顯著降低。

冒頂區(qū)頂板長期淋水，弱化了厚度僅3m左右的砂質(zhì)泥巖直接頂板的圍巖強(qiáng)度。根據(jù)崩解實(shí)驗(yàn)，泥巖在遇水后會(huì)出現(xiàn)體積膨脹，內(nèi)部節(jié)理裂隙進(jìn)一步發(fā)育，進(jìn)而發(fā)生崩解，致使圍巖強(qiáng)度降低甚至幾乎沒有強(qiáng)度，通過現(xiàn)場(chǎng)實(shí)際測(cè)量發(fā)現(xiàn)下幫冒頂高度已完全超出錨桿的錨固范圍，根據(jù)圍巖強(qiáng)度強(qiáng)化理論，錨桿支護(hù)組合梁和擠壓加固拱作用完全失效。

在原7433溜子道未完全垮落頂板擾動(dòng)及7435回風(fēng)順槽開挖應(yīng)力重新分布的影響下，4m窄煤柱不存在彈性區(qū)，回風(fēng)順槽下幫所受側(cè)向支撐壓力超過錨桿支護(hù)的錨固力，表現(xiàn)為巷道下幫鼓出，同時(shí)在淋水腐蝕作用下的金屬網(wǎng)、錨索和鋼帶等支護(hù)失效，導(dǎo)致下幫成為冒頂?shù)耐黄瓶?，下幫先發(fā)生漏冒型冒頂，進(jìn)而整個(gè)巷道發(fā)生墩冒型冒頂。

2.頂板淋水和潮濕腐蝕，弱化了支護(hù)材料強(qiáng)度

金屬網(wǎng)特別是聯(lián)接扎絲長期在淋水及潮濕環(huán)境中銹蝕，強(qiáng)度降低，使原本崩解的泥巖頂板找到突破點(diǎn)，出現(xiàn)部分或小范圍的離層甚至頂板掉落，同時(shí)錨索和鋼帶長期受淋水侵蝕后易生銹而使其抗拉及抗剪強(qiáng)度減弱，當(dāng)巷道頂板泥巖沿銹蝕的金屬網(wǎng)掉落后，頂板巖層在水平地應(yīng)力的作用下勢(shì)必會(huì)產(chǎn)生一定的位移，此時(shí)錨索和M型鋼帶既要承受鉛垂應(yīng)力的抗拉又要承受水平應(yīng)力的抗剪，當(dāng)兩種作用力達(dá)到錨索和鋼帶的承受載荷極限時(shí)，兩者強(qiáng)度較低的M型鋼帶首先發(fā)生破斷，從而使錨索支護(hù)失效。

3.一次支護(hù)（錨、梁、網(wǎng)、索）強(qiáng)度不匹配，方式不合理

冒頂區(qū)錨桿共有27根，其中20根錨固段處于離層區(qū)，隨整層砂質(zhì)泥巖而完整掉落，冒落的矸石總重量（按最大冒高2.5 m計(jì)算）為2.5×4.6×7.2×2.4=198.72噸，全部由8根錨索懸吊，錨索懸吊初錨力計(jì)算為8×30=240噸，理論上大于冒頂?shù)袈漤肥目傊亓俊?/p>

但鋼帶梁排距較大（1.2m），錨桿索間排距不均勻（間距0.75米，排距1.2米），錨桿與錨索布置在同一鋼帶上，鋼帶受力過度集中，公司推廣應(yīng)用的點(diǎn)焊網(wǎng)片及聯(lián)接扎絲、M型鋼帶等均耐腐蝕性不夠，鋼帶梁韌性和抗彎能力較差，彎曲后易出現(xiàn)斷口，而回風(fēng)順槽所受的水平應(yīng)力大，導(dǎo)致M型鋼帶發(fā)生彎曲擠壓斷裂，錨索及個(gè)別索頭銹蝕滑脫，錨梁和網(wǎng)片失效，直接頂整體性消失，增加了冒頂機(jī)率。

4.二次補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)（單體支柱架棚）不及時(shí)

一般工作面回風(fēng)順槽超前加強(qiáng)支護(hù)長度不超過40m，有沖擊地壓危險(xiǎn)的長度在100m左右，本次冒頂位于超前工作面回采位置155m處，冒頂處東側(cè)60m，西側(cè)15m，共82.5m范圍相對(duì)變形較小的巷道沒有及時(shí)補(bǔ)套加強(qiáng)支護(hù)。

5.頂板離層監(jiān)測(cè)不細(xì)致，沒有及時(shí)發(fā)現(xiàn)頂板異常

目前使用的頂板離層儀質(zhì)量較差，通常一個(gè)煤巷巷道掘進(jìn)結(jié)束后前期安裝的部分頂板離層儀就已經(jīng)損壞失效。且木信號(hào)點(diǎn)柱布置數(shù)量減少，放水巷向東及冒頂區(qū)域沒有支設(shè)木點(diǎn)柱，日常監(jiān)測(cè)不深入，沒能及時(shí)發(fā)現(xiàn)頂板離層信號(hào)。

5優(yōu)化建議

（一）現(xiàn)有錨網(wǎng)巷道及時(shí)補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)。

1.本工作面及其它工作面變形較大范圍和頂板淋水區(qū)域，采用錨架聯(lián)合支護(hù)補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)，扶單體鉸接梁走向棚，傾向穿半圓木或工字鋼，雙排或三排，穿鞋，必要時(shí)一梁兩柱。特殊地段架棚影響軌道運(yùn)輸安全間距處，走向補(bǔ)打錨索加固。

2.合理加大超前支護(hù)范圍，加大工作面超前臥底量。

3.及時(shí)替換腐蝕、開裂、壓斷的單體鉸接梁半圓木棚，錨梁斷裂變形處采用工字鋼替換半圓木。

4.加強(qiáng)頂板監(jiān)測(cè)，在離層監(jiān)測(cè)基礎(chǔ)上，加強(qiáng)巷道表面位移監(jiān)測(cè)，每20～50m布置一個(gè)測(cè)點(diǎn)，必要時(shí)增加信號(hào)點(diǎn)柱數(shù)量。

（二）優(yōu)化深部沿空側(cè)巷道支護(hù)方式，合理匹配材料強(qiáng)度。

1.在深部設(shè)計(jì)布置時(shí)，使用強(qiáng)度達(dá)標(biāo)、匹配合理的支護(hù)材料，選擇抗橫向變形強(qiáng)度大、耐腐蝕的鋼帶梁、網(wǎng)片和聯(lián)接扎絲。

2.在深部采區(qū)回風(fēng)順槽設(shè)計(jì)布置時(shí)，充分考慮巷道地應(yīng)力狀況，選擇合理的支護(hù)參數(shù)與支護(hù)方式。頂板易碎時(shí)合理減少支護(hù)間排距。嘗試錨桿與錨索分開布置，加大托盤尺寸和強(qiáng)度。必要時(shí)采用錨架聯(lián)合支護(hù)。

3.研究和試用錨網(wǎng)索桁架結(jié)構(gòu)、走向鋼帶等支護(hù)方式，以減少傾向方向水平應(yīng)力對(duì)支護(hù)體系的破壞。

4.合理加密信號(hào)點(diǎn)柱數(shù)量。

5.掘進(jìn)施工過程中不得隨意改變和降低支護(hù)強(qiáng)度，如需更改需重新計(jì)算確認(rèn)，并在現(xiàn)場(chǎng)進(jìn)行試驗(yàn)，出現(xiàn)問題立即進(jìn)行二次補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)。

6.巷道斷面設(shè)計(jì)時(shí)，根據(jù)圍巖性質(zhì)，確定合理的寬高比。

參考文獻(xiàn)：

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[2] 姚建國，鄒正立，耿德庸，等著.地下開采現(xiàn)代技術(shù)理論與實(shí)踐[M].煤炭工業(yè)出版社，2002，144-153.

作者簡(jiǎn)介：

李金星，男，1987.11.28，2010年畢業(yè)于中國礦業(yè)大學(xué)，采礦工程專業(yè)，孔莊煤礦生產(chǎn)技術(shù)科采煤專員，助理工程師。