陳 鵬，田士月，王 慧

(中材地質(zhì)工程勘查研究院有限公司，北京 100102)

煤礦巷道支護(hù)包括永久支護(hù)、臨時(shí)支護(hù)和超前支護(hù)。其中，在掘進(jìn)工作面，可臨時(shí)支護(hù)掘進(jìn)面空頂處的頂板、戴帽點(diǎn)柱和懸頂梁的支護(hù)裝備稱為掘進(jìn)工作面超前支護(hù)裝備。超前支護(hù)是避免作業(yè)人員在空頂區(qū)作業(yè)的有效支護(hù)形式，而且在綜掘巷道掘進(jìn)面采用超前支護(hù)方式，可減小綜掘機(jī)械工作時(shí)的擾動(dòng)、錨桿支護(hù)時(shí)的應(yīng)力變化和頂板自身壓力變化對(duì)巷道圍巖變形、位移和破裂的影響[1-3]。目前井下巷道超前支護(hù)大多采用單體支柱或超前液壓支架等方式，在應(yīng)用過(guò)程中凸顯出了一系列缺點(diǎn)。如：支護(hù)強(qiáng)度低、速度慢、工人勞動(dòng)強(qiáng)度大等[4-5]。據(jù)于此，提出了超前支護(hù)段采用錨索進(jìn)行主動(dòng)式超前支護(hù)，替代原有的液壓支架或單體支柱等被動(dòng)支護(hù)方式對(duì)巷道頂板進(jìn)行加固，可以及時(shí)主動(dòng)地控制回采巷道超前支護(hù)段的圍巖變形破壞。

前人對(duì)巷道超前支護(hù)段支護(hù)方式已經(jīng)做了一系列研究，唐永志等[6-7]對(duì)深部大采高斜頂斷面巷道進(jìn)行了超前液壓支架的選型研究，避免了巷道變形引起擠壓支架的現(xiàn)象發(fā)生；姚強(qiáng)嶺等[8-9]針對(duì)錨索超前支護(hù)替代超前液壓支架支護(hù)進(jìn)行了研究，實(shí)現(xiàn)了巷道的一次性主動(dòng)支護(hù)，避免了現(xiàn)有超前液壓支架的缺點(diǎn)；李立華[10]針對(duì)超前支護(hù)段圍巖較為破碎的問(wèn)題，采用了注漿錨索式超前支護(hù)方式，現(xiàn)場(chǎng)得到了有效使用。目前針對(duì)三心拱形巷道超前支護(hù)采用錨索還鮮有研究，因此，針對(duì)井下具體地質(zhì)條件進(jìn)行錨索超前支護(hù)的研究與應(yīng)用，切實(shí)解決巷道圍巖變形問(wèn)題具有重要的意義。

本文提出超前錨索主動(dòng)支護(hù)替代單體支柱被動(dòng)支護(hù)形式，通過(guò)理論分析校核了超前錨索的支護(hù)強(qiáng)度，并在協(xié)莊煤礦11號(hào)煤層回采工作面現(xiàn)場(chǎng)進(jìn)行了應(yīng)用，并實(shí)測(cè)分析了應(yīng)用效果。超前錨索支護(hù)變被動(dòng)支護(hù)為主動(dòng)支護(hù)，發(fā)揮了主動(dòng)支護(hù)的優(yōu)勢(shì)，提高了支護(hù)強(qiáng)度，降低了工人勞動(dòng)強(qiáng)度，改善了超前支護(hù)作業(yè)環(huán)境，加快了綜采工作面回采速度，適合目前綜采工作面機(jī)械大型化的要求。

1 工程概況

1.1 工作面概況

協(xié)莊煤礦位于新汶煤田南翼西端，東距新泰市13 km，年產(chǎn)量180萬(wàn)t。11101工作面位于-850 m水平十一層煤一采上山區(qū)，煤層埋深657.5～844.03 m。11101工作面以南為-550 m水平西大巷保護(hù)煤柱，以西為11101里段工作面采空區(qū)，以北為F22分支斷層煤柱及11103工作面，以東為-850 m一采總回風(fēng)下山保護(hù)煤柱，工作面上覆2號(hào)、4號(hào)煤已開(kāi)采完畢，下伏13號(hào)、15號(hào)煤尚未開(kāi)采。工作面所采煤層為11號(hào)煤，為復(fù)雜結(jié)構(gòu)煤層，中夾1～2層夾石，厚0.1 m左右，為該煤層主要標(biāo)志之一，工作面煤厚1.10～1.90 m，平均厚1.70 m，平均傾角30°。工作面頂?shù)装鍘r性見(jiàn)表1。

表1 11101工作面頂?shù)装鍘r性Tab.1 Lithology of roof and floor of 11101 working face

1.2 巷道支護(hù)現(xiàn)狀

11101工作面兩巷采用錨帶網(wǎng)聯(lián)合支護(hù)，巷道斷面為三心拱形，巷道設(shè)計(jì)凈寬4.0 m、凈高3.0 m，巷道斷面采用“W”鋼帶(4 300 mm×280 mm×3 mm)配金屬菱形網(wǎng)(4.6 m×1.0 m)、6根MSGLW-500/22 mm×2 200 mm無(wú)縱肋螺紋鋼式樹(shù)脂錨桿支護(hù)頂板，兩幫各采用3根MSGLD-335/22×2 200 mm等強(qiáng)螺紋鋼式樹(shù)脂錨桿配“W”鋼帶(1 100/1 900 mm×280 mm×3 mm)及塑料編織網(wǎng)(2.6 m×1.0 m)支護(hù)，錨桿排距1.0 m，每隔3.0 m在巷中施工1根錨索加強(qiáng)支護(hù)。

1.3 11101回采巷道超前支護(hù)現(xiàn)狀

11101回采巷道超前支護(hù)以往采用的形式為雙排DZ1.8～4-25/100單體液壓支柱配HDJB-1000型金屬鉸接頂梁走向鉸接，柱距1.0 m，工作面回風(fēng)巷超前支護(hù)長(zhǎng)度距切頂排不少于60 m。

2 11101回采巷道超前支護(hù)技術(shù)方案

單體液壓支柱配金屬鉸接頂梁超前支護(hù)是全被動(dòng)支護(hù)方式，支護(hù)強(qiáng)度低，工人勞動(dòng)強(qiáng)度大。單體液壓支柱移柱、回柱操作麻煩，嚴(yán)重影響了工作面回采效率，制約了產(chǎn)量，支柱也縮小了巷道有效通風(fēng)面積，降低了通風(fēng)效率?；谏鲜鲈?，提出以超前錨索代替超前支柱的全主動(dòng)超前支護(hù)形式?，F(xiàn)提出采用φ21.8 mm、長(zhǎng)8 300 mm錨索進(jìn)行超前支護(hù)，下面對(duì)錨索進(jìn)行強(qiáng)度校核。

3 11101回風(fēng)巷超前錨索支護(hù)強(qiáng)度校核

采用超前錨索作為主體支護(hù)，錨索錨入頂板穩(wěn)定圍巖中，將煤層頂板懸吊于上層堅(jiān)固巖層，并且對(duì)頂板施加軸向約束力，形成穩(wěn)定結(jié)構(gòu)進(jìn)行承載。11101工作面回風(fēng)巷兩幫分別為-550 m水平西大巷保護(hù)煤柱與11101工作面，11101工作面目前正在進(jìn)行回采結(jié)束，可推斷11101工作面采空區(qū)覆巖尚未充分垮落充滿采空區(qū)，11101工作面回風(fēng)巷超前支護(hù)區(qū)域受到采空區(qū)頂板影響較大。11101工作面直接頂為砂質(zhì)頁(yè)巖，平均厚度9.3 m，基本頂為細(xì)砂巖，平均厚度16.5 m。由于作為關(guān)鍵層的基本頂厚度較大且質(zhì)地堅(jiān)硬，11101工作面頂板所受載荷為11101工作面直接頂所施加。綜合以上因素，建立11101工作面回風(fēng)巷超前錨索超前支護(hù)力學(xué)模型如圖1所示。

圖1 11101工作面回風(fēng)巷超前支護(hù)力學(xué)模型示意Fig.1 Schematic diagram of mechanical model of advance supporting in return air roadway of 11101 working face

圖1中，a為巷道凈寬；s為工作面幫煤柱寬度；z為非工作面幫(-550水平西大巷保護(hù)煤柱側(cè))煤柱寬度；b為巷道凈高；R1，R2，R3分別為工作面幫煤柱、非工作面幫煤柱和人工支護(hù)提供的支承力；t為直接頂厚度。由力學(xué)模型可知，在不考慮人工支護(hù)的情況下，巷道圍巖受力情況關(guān)于巷道中心線對(duì)稱，認(rèn)為：

s=z=Rt-b=b/2

(1)

式中，Rt為巷道應(yīng)力影響半徑。

代入數(shù)據(jù)計(jì)算得s=z=2 m。

3.1 錨桿支護(hù)強(qiáng)度計(jì)算

3.1.1 回風(fēng)巷頂板錨桿支護(hù)強(qiáng)度

頂板每排布置6根MSGLD-335φ22 mm×2 200 mm螺紋錨桿，錨桿間排距780 mm×900 mm。由于11101工作面回風(fēng)巷為拱形巷道，計(jì)算過(guò)程中頂板錨桿數(shù)量按5根計(jì)算，頂板錨桿拉斷載荷F1為129.6 kN。頂板錨桿支護(hù)密度為：

p1=5/a1×a

(2)

式中，p1為頂板錨桿支護(hù)密度；a為巷道寬度，取4 m；a1為頂板錨桿排距，取0.9 m。

計(jì)算可得p1=1.39 m2。則頂板錨桿支護(hù)強(qiáng)度P1=0.18 MPa，頂板錨桿支撐力Q桿=0.72×103kN。

3.1.2 上幫幫錨桿支護(hù)強(qiáng)度

上幫幫部錨桿采用MSGLD-335等強(qiáng)螺紋鋼式樹(shù)脂錨桿，排距900 mm，每排4根錨桿。上幫幫部錨桿拉斷載荷為F2為129.6 kN。上幫錨桿支護(hù)密度為：

p2=4/a2×b上

(3)

式中，p2為上幫幫部錨桿支護(hù)密度；b上為上幫墻高，取2.9 m；a2為頂板錨桿排距，取0.9 m。

可得p2=1.53 m2。則上幫幫部錨桿支護(hù)強(qiáng)度為P2=F2gp2=0.2 MPa。

3.1.3 上幫幫錨桿支護(hù)強(qiáng)度

下幫幫部錨桿采用MSGLD-335等強(qiáng)螺紋鋼式樹(shù)脂錨桿，排距900 mm，每排2根錨桿。下幫幫部錨桿拉斷載荷F3為129.6 kN。下幫錨桿支護(hù)密度為：

p3=2/a3×b下

(4)

式中，p3為下幫幫部錨桿支護(hù)密度；b下為下幫墻高，取1.7 m；a3為頂板錨桿排距，取0.9 m。

可得p3=1.31 m2。則上幫幫部錨桿支護(hù)強(qiáng)度為P3=F3gp3=0.17 MPa。

3.2 圍巖支承力計(jì)算

根據(jù)圍巖受力平衡，可建立圍巖變形預(yù)計(jì)模型如圖2所示。由于巷道斷面形狀對(duì)頂板破斷回轉(zhuǎn)下沉影響較小，因此簡(jiǎn)化力學(xué)模型認(rèn)為：d1=d3，將其轉(zhuǎn)化為彈性力學(xué)問(wèn)題近似求解。

圖2 圍巖變形預(yù)計(jì)模型Fig.2 Prediction model of surrounding rock deformation

由巷道圍巖變形及擴(kuò)容關(guān)系可得：

Sd=kSa=kSc=Sf，Se=kSb

(5)

式中，k為擴(kuò)容系數(shù)，取k=1.1。

根據(jù)圖3中的幾何關(guān)系，可得：Sa=Sc=d1s/2，Sb=(d1+d2)a/2，Sd=Sf=Δlh，Se=Δbl拱。

聯(lián)立可得：

(6)

式中，l拱為巷道拱頂長(zhǎng)度。

假設(shè)巷道圍巖變形全部來(lái)自于煤層和直接頂?shù)淖冃?，可分割模型如圖3所示。

圖3 圍巖變形計(jì)算模型Fig.3 Calculation model of surrounding rock deformation

由于11101工作面回風(fēng)巷采用錨桿支護(hù)，所以：

(7)

式中，k延—錨索為錨索最大延伸率，取4%；k延—錨桿為螺紋鋼錨桿最大延伸率，取15%；可得：θ≤1.41°。因此，考慮一定安全系數(shù)取θ=1.5°。

3.2.1 上幫支承力計(jì)算

由于基本頂和直接頂?shù)膭偠却笥诿后w的剛度，因此認(rèn)為，認(rèn)為上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；上幫采用錨網(wǎng)帶支護(hù)，作用于工作面幫的支護(hù)阻力為P，由于頂板巖層剛度大于煤體剛度，可以認(rèn)為上幫邊界為施加給定變形邊界，下幫邊界和底邊界認(rèn)為固定邊界，上幫采用錨網(wǎng)帶支護(hù)，由前文計(jì)算得到作用于工作面幫支護(hù)阻力為0.20 MPa。建立上幫力學(xué)模型，如圖4所示。

圖4 工作面上幫力學(xué)模型示意Fig.4 Schematic diagram of upper mechanical model of working face

可以聯(lián)立得到方程，針對(duì)上幫支承力進(jìn)行求解[8]，可得上幫支承力R1=0.79×103kN。

3.2.2 下幫支承力計(jì)算

同理所得，認(rèn)為下幫為施加給定變形邊界，上幫邊界和底邊界認(rèn)為固定邊界，由前文計(jì)算得到作用于非工作面幫的支護(hù)阻力為0.17 MPa，可得下幫支承力R1=0.78×103kN[8]。

3.3 超前錨索支護(hù)強(qiáng)度校核

3.3.1 頂板載荷計(jì)算

由于11101工作面回風(fēng)巷沿頂沿底掘進(jìn)，且11101工作面直接頂為厚9.3 m的砂質(zhì)頁(yè)巖，基本頂為厚16.5 m的細(xì)砂巖，假設(shè)11101工作面頂板所受載荷均來(lái)自頂板自重及頂板所傳遞的壓應(yīng)力，11101工作面頂板所傳遞的壓應(yīng)力取頂板自重的10%，可得：

(8)

式中，q為11101工作面頂板所受均布載荷；H為開(kāi)采高度，取1.7 m；ρ1為直接頂砂質(zhì)頁(yè)巖密度，取2.6 t/m3；H1為直接頂砂質(zhì)頁(yè)巖厚度，取9.3 m；ρ2為基本頂泥巖容重，取2 550 kg/m3；H2為基本頂泥巖厚度，取16.5 m；g為重力加速度，取0.8 N/kg。

將數(shù)據(jù)代入公式計(jì)算可得：q=0.39 MPa,頂板超前支承力Q=q×(s+a+z)=3.12×103kN,被動(dòng)支護(hù)支承力需滿足：Q被≥0.83×103kN。

3.3.2 錨索超前支護(hù)強(qiáng)度計(jì)算

頂板每排布置3根超前錨索，規(guī)格為φ22.0 mm×8 300 mm，排距1 m,超前錨索拉斷載荷為F索=500 kN。

超前錨索支護(hù)密度為：

p索=3/(a索×a)

(9)

式中，p索為超前錨索支護(hù)密度；a為巷道寬度，取4 m；a索為錨索排距，取1 m。

可得p索=0.75/m2。則超前錨索支護(hù)強(qiáng)度為P索=F索gp索=0.38 MPa。

則超前錨索支承力為：Q索=P索×a=1.52×103kN≥Q被，即超前錨索支護(hù)可滿足支護(hù)需求。

4 超前錨索代替單體支柱工業(yè)性應(yīng)用

以協(xié)莊煤礦11101回采巷道為工程背景，進(jìn)行超前錨索支護(hù)代替原本落后的單體支柱支護(hù)，并在回風(fēng)巷布置礦壓觀測(cè)站，通過(guò)分析礦壓觀測(cè)結(jié)果檢驗(yàn)超前錨索支護(hù)效果。

4.1 11101回采巷道超前錨索支護(hù)參數(shù)

11101回采巷道超前支護(hù)基本形式為：采用低松弛、高強(qiáng)度φ21.8 mm的19股鋼絞線，錨索長(zhǎng)8.3 m，排距1.0 m，錨索距幫間距不大于0.8 m，中間的錨索居中布置，原巷道加強(qiáng)支護(hù)錨索處，補(bǔ)打錨索，保證每排不少于3根，超前支護(hù)自切頂排向外長(zhǎng)度不少于80 m。超前錨索支護(hù)參數(shù)如圖5所示。

圖5 超前錨索支護(hù)參數(shù)Fig.5 Advance anchor cable supporting parameters

4.2 超前錨索支護(hù)礦壓觀測(cè)方案

為了全面檢驗(yàn)超前錨索支護(hù)應(yīng)用效果，在回風(fēng)巷道內(nèi)布置測(cè)站進(jìn)行礦壓觀測(cè)，觀測(cè)內(nèi)容包括圍巖松動(dòng)圈監(jiān)測(cè)、巷道表面位移監(jiān)測(cè)、錨索受力監(jiān)測(cè)。

(1)圍巖松動(dòng)圈實(shí)測(cè)研究：利用ZKXG30鉆孔探測(cè)儀。在距離工作面5 m處布置第一個(gè)測(cè)站，每個(gè)測(cè)站之間相距15 m，共布置5組，每組測(cè)站3個(gè)測(cè)孔，分別布置在巷道頂板中央與距離兩幫1.0 m處，頂板測(cè)孔深8.5 m。回采工作面距各測(cè)站5 m時(shí)，對(duì)所有鉆孔進(jìn)行窺視一次。

(2)巷道圍巖位移變化研究：表面位移采用十字交叉測(cè)量法測(cè)量頂?shù)装寮皟蓭臀灰屏?，測(cè)站設(shè)置方位與圍巖鉆孔窺視測(cè)站距離一致。每個(gè)測(cè)站包括4個(gè)測(cè)點(diǎn)，測(cè)點(diǎn)分別布置在巷道頂?shù)装寮皟蓭椭醒搿?/p>

(3)超前錨索受力特征監(jiān)測(cè)：采用GMY0H礦用本安型錨桿錨索應(yīng)力傳感器，在第四測(cè)站頂板錨索安裝應(yīng)力傳感器，共計(jì)3塊液壓枕。

4.3 礦壓觀測(cè)結(jié)果分析

4.3.1 巷道頂板圍巖松動(dòng)圈發(fā)展發(fā)育規(guī)律

通過(guò)對(duì)各測(cè)站頂板進(jìn)行鉆孔窺視，獲得各測(cè)站的鉆孔圖像，如圖6所示，以第1測(cè)站1號(hào)鉆孔內(nèi)裂隙分布高清成像圖為例。從圖中可以清晰地看出鉆孔內(nèi)裂隙發(fā)育情況。

圖6 第1測(cè)站1號(hào)鉆孔裂隙分布成像Fig.6 Imaging of fracture distribution in borehole 1 of the first survey station

為了更加直觀地看出整個(gè)鉆孔內(nèi)裂隙分布情況，利用圖像綜合分析法將所有鉆孔高清圖像處理成如圖7—圖11所示的鉆孔裂隙分布特征圖。由圖7所示，第1測(cè)站1號(hào)鉆孔淺部分布著橫向裂隙，2 m深位置有一處橫向裂隙，5.6 m處為縱向裂隙，鉆孔整體完整性較好。2號(hào)鉆孔1.5 m深度范圍內(nèi)，裂隙發(fā)育明顯，較為破碎，2.5 m位置處有縱向裂隙，2.5 m至鉆孔盡頭，圍巖完整無(wú)明顯裂隙發(fā)育。3號(hào)鉆孔0.4 m處為橫向裂隙，1.2 m處為縱向裂隙，2.2 m處為離層，鉆孔整體完整性較好。從1號(hào)、2號(hào)、3號(hào)鉆孔內(nèi)裂隙分布特征可以看出，圍巖松動(dòng)圈深度約為2.5 m。

圖7 第一、第二測(cè)站鉆孔窺視結(jié)果Fig.7 Borehole peeping results of the first and second stations

如圖8所示，第2測(cè)站4號(hào)鉆孔第1次窺視時(shí)，淺部和3 m處有裂隙發(fā)育，圍巖完整性很好，第2次窺視時(shí)0.9 m處，受采動(dòng)影響圍巖離層。5號(hào)鉆孔第1次窺視時(shí)，淺部和1.3 m左右位置有明顯裂隙，淺部較為破碎，1.3 m為橫向裂隙。第2次窺視時(shí)0.3 m位置出現(xiàn)橫向裂隙。6號(hào)鉆孔第1次窺視時(shí)，淺部破碎，深部完整，第2次窺視時(shí)，淺部破碎區(qū)增大，深部圍巖依舊完整。從4號(hào)、5號(hào)、6號(hào)鉆孔內(nèi)裂隙分布特征可以看出，圍巖松動(dòng)圈深度約為1 m，圍巖整體較為穩(wěn)定。

圖8 第3—第5測(cè)站鉆孔窺視結(jié)果Fig.8 Peeping results of boreholes at station 3 to station 5

如圖8(a)所示，第3測(cè)站以7號(hào)鉆孔為例進(jìn)行分析，第1次窺視時(shí)，只有淺部有裂隙發(fā)育，第2次窺視時(shí)，1 m左右深度出現(xiàn)橫向裂隙，第3次窺視時(shí)，1.6 m有橫向裂隙發(fā)育，深部圍巖無(wú)明顯裂隙，較為完整。綜合7號(hào)、8號(hào)、9號(hào)鉆孔內(nèi)裂隙分布特征可以看出，圍巖松動(dòng)圈深度約為1.5 m，淺部裂隙較為發(fā)育，但多為小的橫向裂隙，深部巖體完整，圍巖整體較為穩(wěn)定。

如圖8(b)所示，第4測(cè)站以12號(hào)鉆孔為例進(jìn)行分析，第1次鉆孔窺視時(shí)，距離采煤工作面較遠(yuǎn)，受采動(dòng)影響較小，圍巖完整性較好，12號(hào)鉆孔第2次窺視時(shí)，0.9 m位置處出現(xiàn)破碎區(qū)域，第3次窺視時(shí)，1.6 m處出現(xiàn)橫向裂隙，第4次窺視時(shí)，0.6 m處，出現(xiàn)橫向裂隙。綜合10號(hào)、11號(hào)、12號(hào)鉆孔內(nèi)裂隙分布特征可以看出，圍巖松動(dòng)圈深度約為1.5 m，裂隙主要分布在淺部，深部巖體無(wú)明顯裂隙發(fā)育，圍巖整體較為穩(wěn)定。

如圖8(c)所示，由第5測(cè)站13號(hào)、14號(hào)、15號(hào)鉆孔內(nèi)裂隙分布特征可以看出，圍巖松動(dòng)圈深度約為2.5 m，淺部裂隙較多，深部圍巖完整，圍巖整體較為穩(wěn)定。

綜上所述，各測(cè)站圍巖松動(dòng)圈分析結(jié)果來(lái)看，圍巖松動(dòng)圈分布在支護(hù)范圍內(nèi)，淺部多為橫向裂隙，橫向裂隙縱向裂隙交叉區(qū)域不多，破碎區(qū)較少，深部巖體完整性較好。因此，可以判斷超前錨索支護(hù)滿足超前支護(hù)的需求。

4.3.2 巷道圍巖變形破壞規(guī)律

根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)測(cè)試的圍巖表面位移數(shù)據(jù)，以測(cè)站2、5為例，處理分析數(shù)據(jù)得到測(cè)站2圍巖變化情況如圖9、圖10所示。由圖9、圖10可知，測(cè)站2頂?shù)装遄畲笠平繛?0 mm，兩幫最大移近量為85 mm，變形量較小。臨近回采面時(shí)，頂?shù)装遄冃嗡俾蕿?1.5 mm/d，兩幫移近速率為20 mm/d。測(cè)站2位置圍巖穩(wěn)定性較好，超前錨索支護(hù)可以滿足安全生產(chǎn)的需要。由圖9可知，測(cè)站5頂?shù)装遄畲笠平繛?5 mm，兩幫最大移近量為85 mm。臨近回采面時(shí)，頂?shù)装遄畲笞冃嗡俾蕿?0 mm/d，兩幫最大移近速率為20 mm/d。監(jiān)測(cè)結(jié)果表明，測(cè)站5位置圍巖變形量較小，超前錨索支護(hù)可以滿足安全生產(chǎn)的需要。

圖9 第2測(cè)站圍巖移近量Fig.9 Displacement of surrounding rock at station 2

圖10 第2測(cè)站圍巖移近速度Fig.10 Approaching velocity of surrounding rock at station 2

由各測(cè)站圍巖變形觀測(cè)結(jié)果可知，超前錨索支護(hù)較好地控制了圍巖由采動(dòng)引起的變形，在觀測(cè)期間超前巷道變形量較小，支護(hù)效果較好。超前錨索支護(hù)可以滿足安全生產(chǎn)的需要。

第5測(cè)站圍巖變化情況如圖11、圖12所示。

圖11 第5測(cè)站圍巖移近量Fig.11 Displacement of surrounding rock at station 5

圖12 第5測(cè)站圍巖移近速度Fig.12 Approaching velocity of surrounding rock at station 5

4.3.3 超前支護(hù)錨索受力特征

以第4測(cè)站錨索測(cè)力計(jì)監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)為例，繪制超前索受力變化曲線，如圖13所示。

圖13 超前索受力變化曲線Fig.13 Stress variation curve of lead cable

如圖13所示，10號(hào)錨索預(yù)緊力為31 MPa(158 kN)，11號(hào)錨索預(yù)緊力為22 MPa(112 kN)，12號(hào)錨索預(yù)緊力為16 MPa(81 kN)，隨著工作面的推進(jìn)，上覆巖層發(fā)生運(yùn)動(dòng)，圍巖擠壓錨索，錨索受力增大，預(yù)緊力較小的12號(hào)錨索受力增速較快，預(yù)緊力較大的13號(hào)錨索受力增速較慢。工作面推進(jìn)至測(cè)站附近，10號(hào)錨索最終受力為44 MPa(224 kN)，達(dá)到其抗拉強(qiáng)度的44.8%，11號(hào)錨索最終受力為37 MPa(188.7 kN)，達(dá)到其抗拉強(qiáng)度的37.4%，12號(hào)錨索最終受力為35 MPa(178 kN)，達(dá)到其抗拉強(qiáng)度的35.6%。錨索支護(hù)發(fā)揮了作用，提高了整體支護(hù)強(qiáng)度。

5 結(jié)論

(1)針對(duì)回采工作面單體支柱超前支護(hù)存在支護(hù)強(qiáng)度不足、工人勞動(dòng)強(qiáng)度大、通風(fēng)不利等問(wèn)題，同時(shí)為了充分發(fā)揮主動(dòng)支護(hù)的優(yōu)勢(shì)，提出使用超前錨索代替單體支柱的超前支護(hù)形式；建立了圍巖變形近似模型，計(jì)算并校核了錨索支護(hù)強(qiáng)度，得到回風(fēng)巷合理超前支承力應(yīng)為0.83×103kN，頂板每排布置3根超前錨索，錨桿選用規(guī)格為φ22.0 mm×8 300 mm礦用錨索，超前錨索排距1 000 mm時(shí)，超前錨索支承力可達(dá)到1.52×103kN，滿足超前支護(hù)需要。

(2)以協(xié)莊煤礦11號(hào)煤層11101工作面回風(fēng)巷為工程背景，進(jìn)行了超前錨索支護(hù)應(yīng)用。同時(shí)為了檢驗(yàn)超前錨索支護(hù)效果，在回風(fēng)巷道內(nèi)布置測(cè)站進(jìn)行礦壓監(jiān)測(cè)，結(jié)果顯示：圍巖松動(dòng)圈分布在支護(hù)范圍內(nèi)，淺部多為橫向裂隙，橫向裂隙縱向裂隙交叉區(qū)域不多，破碎區(qū)較少，深部巖體完整性較好，兩幫最大位移95 mm，頂?shù)装遄畲笠平繛?0 mm；錨索工作阻力達(dá)到抗拉強(qiáng)度35%左右，錨索發(fā)揮了主動(dòng)支護(hù)用。實(shí)測(cè)結(jié)果表明超前支護(hù)范圍內(nèi)圍巖變形較小，圍巖穩(wěn)定，驗(yàn)證了超前錨索支護(hù)的可行性。