工作面超前支護液壓支架的選擇與校驗

陳 鵬

（山西蘭花科技創業股份有限公司大陽煤礦分公司，山西晉城 048003）

隨著綜采技術在煤礦的普及應用，采煤效率大幅提高的同時，資源采出率也得到了提升[1-2]。但在綜采大范圍投入時，煤層頂板會處于隨采隨落的狀態，支架設備的選擇將是保障綜采技術安全開采的核心設備。工作參數十分關鍵[3]，液壓支架參數選擇過大會增加一定的開采成本；若參數選擇過小，則不利于礦井的安全生產。此外針對綜采過程中遇到斷層、破碎區域，則需要采用超前支護，其中對順槽超前支護的液壓支架的選型、間距布置是超前支護的技術難點[4]。

1 工作面

大陽礦目前開采3#煤層的3306工作面，采用傾斜長臂綜放開采，放頂煤高度2.99m。根據對已采工作面的勘查，3#煤層在被開采后直接頂呈懸臂梁狀態懸浮一定時長后，隨液壓支架的前移隨采隨落。在直接頂垮落后，基本頂將在懸空一段時間后隨直接頂的垮落，并呈周期性斷裂沉降。頂板作用力主要集中于煤壁上和采空區垮落帶，單獨使用液壓支架很難起到支護作用。根據地測判斷，初次來壓步距約為30m，周期來壓步距為15m。在不進行超前支護和聯合支護的情況下，頂板最大塌陷程度預計將超過1m，嚴重威脅礦井安全生產。

3306工作面隨工作面推進支架前移頂板自行垮落充填采空區，最大、最小控頂距如圖1所示：支架最大控頂距為6112mm，最小控頂距為5312mm；推拉步距為800mm。

圖1 工作面控頂距示意圖（單位：mm）

1.1 支護方式

3306 工作面基本頂以深灰色細砂巖為主，較為堅硬，直接頂以黑色泥巖為主，屬較軟巖類。根據煤層厚度、頂板屬性以及采高條件，本工作面將采用ZF7200/17/33 型中間支架、ZFG/8000/18.5/33 過渡支架對頂板進支護，最大控頂距6112mm，最小控頂距為5312mm，移架步距為800mm，分兩階段完成支護：

第一階段：在切眼內布置107架ZF7200/17/33型中間支架，4 架ZFG8000/18.5/33 型過渡液壓支架，其中4架過渡架位于工作面機頭；

第二階段：切眼內布置147架ZF7200/17/33型中間支架，7 架ZFG8000/18.5/33 型過渡支架，2 組ZT14400/20/40 型端頭支架，其中4 架過渡架位于工作面機頭，3架過渡架位于工作面機尾。

1.2 液壓支架的校核

（1）支架支護強度校核。ZF7200/17/33 型支架與ZFG8000/18.5/33 型支架的承受載荷將根據公式（1）進行校驗：

式中：P——支架承受的載荷，kN；

h——放頂煤厚度，2.99m；

r1——煤的視密度，1.44t/m3；

r2——頂板巖石視密度，2.60t/m3；

M——工作面采高，2.60m；

L——工作面最大控頂距，取6.11m；

b——支架中心距，1.5m。

代入數據計算得支架載荷P=4546kN，小于支架最大工作阻力的7200kN，滿足載荷要求。

（2）支架初撐力校核。根據煤礦安全生產標準化的基本要求，液壓支架初撐力應高于泵站壓力P泵的80%，所以液壓支架的初撐力P0需根據公式（2）計算:式中：P泵——泵站壓力，30MPa；

P0——液壓支架初承力。

經過計算，液壓支架初承力24MPa。

（3）支架的結構參數校核。支架高度應處于最大支護高度和最小支護高度之間，最大高度：

式中：Hmax——支架最大支護高度，m；

Mmax——煤層最大采高，m；

S1——偽頂或浮煤冒落厚度，一般取0.2m。

經過計算：Hmax=2.6+0.2=2.8（m）。

最小高度：

式中：Hmin——支架最小支護高度，m；

Mmin——煤層最小采高，m；

S2——頂板最大下沉量，取200mm；

a——支架移架所需最小下降量，取50mm；

b——浮煤厚度，取50mm。

經過計算：Hmin=2.6-0.2-0.05-0.05=2.3（m）。

代入公式計算得，Hmax=2.8m，Hmin=2.3m，支架高度可滿足1700～3300mm，因此該支架在允許高度范圍內，可見支架的高度符合控頂設計的要求。

1.3 液壓支架支護標準

根據對液壓支架的校驗，ZF7200/17/33型綜采放頂煤液壓支架和ZFG8000/18.5/33 型過渡支架可滿足綜放工作面回采后對頂板的支護需求，并可以在工作面回采過程中根據礦壓情況對支架進行相應的增減，并遵守以下安裝原則：①支架需平行布置，相鄰支架的間距應控制在50mm內避免擠咬；非應力集中區域支架應保持均勻排列，中心距偏差控制在100mm；支架頂梁平行與頂板支護，最大仰俯角不超過7°，高度與采高相匹配，支架的活柱行程不小于200mm。②當監測到頂板壓力過大時，甚至有冒頂征兆時，應迅速追機拉架，以防頂板冒落；③移架過程中遇到頂板受損較大時可以超前拉架，超出規定的梁端距需打出伸縮梁。④移架時支架如果發生偏移需利用側護板及時調整支架形狀和走向，避免倒架、咬架等現象的發生。

2 超前支護設計

傳統的聯合支護方式具有人力成本高、支護效率低、支護成本高的缺點。針對工作面回采期間過斷層、破碎帶等區域時容易發生頂板事故，筆者提出了巷道超前支護的解決方案，每臺超前液壓支架配備有4根立柱及挑梁、替柱等裝置，支撐高度2100～3200mm，在對頂板支護時可以以單體液壓支柱混合使用。由于巷道邁步自移式超前液壓支架可以顯著降低工人勞動強度，與傳統超前支護方式相比具有支護面積大、支護效率高、自動化程度高等優點，而且還可以有效解決傳統支護方式對大斷面巷道適應性差等問題，合理的超前液壓支架支護強度與支護距離是巷道超前支護的主要技術參數，支護強度與支護距離不足，則會導致巷道變形量大，不能滿足支護要求；而支護強度與支護距離過大，則不僅造成設備投資的浪費，并且超前液壓支架對頂板的過度反復支撐還會破壞巷道頂板的完整性，從而引起冒頂等安全事故，因此，需要綜合分析巷道頂底板巖性、地應力分布、工作面回采等影響因素。

大陽礦采用超前支護，并根據公式（4）“超前支護強度加上原支護形式的支護強度在回采期間對巷道的殘余支護強度必須大于巷道回采期間圍巖對巷道的頂壓”進行驗算：

式中：Pt——巷內原支護及超前支護對頂板的支護強度，t;

Pn——單位排距所需的支護頂板強度，t；

My——直接頂厚度，3.19m；

Ry——直接頂容重，2.75t/m3；

Mm——頂煤厚度，2.99m；

Rm——煤的容重，1.44t/m3；

L——巷道凈寬度，運輸順槽5.6m，軌道順槽4.8m；

W——單位排距，0.9m；

K——動壓系數，即來壓期間與正?；夭善陂g頂板給予巷道的壓力比值，一般在1.1～1.2之間，取1.2。

經過計算得：

3306 工作面運輸順槽Pn=（3.19×2.75+2.99×1.44）×5.6×0.9×1.2=79（t）。

3306 工作面回風順槽Pn=（3.19×2.75+2.99×1.44）×4.8×0.9×1.2=68（t）。

對此，將選擇?20mm 的高強度螺紋鋼錨桿結合DW35-300/110X型單體柱進行巷道支護，其中，螺紋鋼錨桿的錨固力大于18t，分別在運輸順槽布置7根、軌道順槽布置4根，支護的有效系數取0.7；單體柱額定工作阻力為31t，分別在運輸順槽布置4根，軌道順槽布置4根。計算得：

運輸順槽Pt=7×18×0.7+4×31=212.2（t）≥Pn=79t回風順槽Pt=4×18×0.7+4×31=174.4（t）≥Pn=68t

通過計算可知，3306 工作面所選用的DW35-300/110X 型單體柱和高強度螺紋鋼錨桿支護能力較強，超前“單體柱+螺紋鋼錨桿”支護強度能滿足超前支護的要求。

3 特殊時期的頂板控制

工作面在過斷層、褶曲等地質構造時，以及頂壓、老空等破碎區段時的支架布置形式不變，根據現場實際情況另行編制專項安全技術措施。

3.1 過頂壓、褶曲等破碎區段的控制措施

過破碎區時，通常保持原有支架布置方式，使支架處于穩定的支護狀態，嚴格執行“少降快拉”的原則，然后采取以下保護措施：①頂底板找平，保證支護狀態垂直于巷道頂底板，并與頂底板接觸緊密；②對于片幫嚴重區域在采煤機割煤后迅速拉架護頂；③對于割煤后仍出現片幫，當支架已拉過超前架，但護幫板仍不能護頂時，選用規格為不小于100mm厚的板梁直頂煤幫；④當頂板壓力大頂板破碎時，要對該區域采取補強支護作業。

3.2 過斷層等頂板破碎區段的控制措施

3306 工作面受斷層等地質構造影響，部分地段條件不好時頂板較破碎。當工作面過斷層期間，需注意工作面初次來壓，周期來壓的時間，在此期間要及時在片幫寬度大頂板破碎處，垂直煤壁將一些長短適宜的板梁及金屬網放在架內以防冒頂時使用。必須加強頂板管理，防止片幫、冒頂事故發生。

4 結束語

以大陽礦3306工作面聯合支護和沿空順槽超前支護的液壓支架選型、校驗為背景，在分析煤巖層結構、沿空順槽來壓周期等條件后，對支架的選型進行了校驗的研究，得到以下主要結論：①工作面支護載荷4546kN，小于7200kNZF7200/17/33 型中間支架的最小阻力，并且滿足工作面的支撐高度并保留一定的余量；②超前液壓支架選用的DW35-300/110X 型單體柱和高強度螺紋鋼錨桿支護能力較強，對運輸順槽和回風順槽的支撐分別達到212.2t和174.4t，滿足超前支護的要求；③工作面過斷層、破碎區時，建議超前拉架，或采用長短適宜的板梁及金屬網放在架內以防冒頂時使用。

根據工作面回采的推進情況，整套放頂煤液壓支架的支護強度完全能滿足需要，超前支護設備的準確選型發揮了積極的安全保障作用。