回采巷道超前無反復支護技術研究

王 琦 ，宋德軍 ，閆殿華

（1.煤炭科學研究總院，北京 100013；2.煤礦采掘機械裝備國家工程實驗室，山西 太原 030006；3.中國煤炭科工集團太原研究院，山西 太原 030006；4.山西天地煤機裝備有限公司，山西 太原 030006）

回采巷道是長壁綜采工作面安全通風和輔助運輸的重要通道，其圍巖的有效維護對工作面安全、高效生產具有重要意義[1-3]。受采動影響，在工作面前方一定范圍內巷道圍巖破壞變形速度增大，特別是當圍巖穩定性較差時進入工作面附近巷道會大幅度變形，在一定程度上影響了工作面的安全生產。因此，為減小采動過程中超前集中應力對巷道破壞，需要對回采巷道進行超前加強支護。

目前綜采工作面回采巷道主要通過不同類型的超前支護裝備進行加強支護，超前支護裝備有單體液壓支柱和不同類型的超前支護支架：單體液壓支柱超前支護往往通過人工作業，由于存在勞動強度大、支護效率低、初始支護強度不均勻、具有一定安全隱患等局限，已難以滿足工作面安全高效開采超前支護要求；目前許多綜采工作面采用超前支架進行加強支護，主要包括整體式超前支架組、分體式超前支架組及單元支架等[4-5]。針對不同的開采地質條件，許多學者對回采巷道超前支護問題進行了大量的研究。王國法等[6]在分析工作面回采巷道超前采動應力影響范圍和分布規律的基礎上提出了“低初撐力、高工作阻力”的超前支護設計原理，形成了超前支護裝備和巷道圍巖耦合支護系統；曹連民等[7]、郭文彬等[8]、曾明勝[9]、閆殿華等[10]根據工作面回采巷道實際開采條件和超前支護需要解決的關鍵問題，設計了相應的邁步分體式超前支架組，并分別用于工程實踐；李明忠等[11]針對8.2 m 超大采高工作面大斷面巷道的實際地質條件和支護難點，設計了智能化邁步自移式超前支架組，并用于現場實踐；張坤等[12]分析了超前液壓支架組與巷道錨桿(索)耦合支護力學特性，超前支架組-錨固非等強支護策略，并通過相似模擬實驗進行驗證性研究；徐亞軍等[13-14]研究了超前支架自適應支護理論，分析了具有螺旋式推進器行走部的單元式超前支架自適應移架方式，解決了單元式超前支架與巷道頂板及錨護系統的協同匹配難題；高喜才等[15]針對復合頂板薄及中厚煤層工作面巷道超前支護存在的問題，開發了1 種由端頭支架和超前支架組成的輕型自移式超前支護系統，并進行了現場應用；李飛[16]針對鄂爾多斯沖擊礦壓巷道實際條件，對抗沖擊大阻力巷道超前支架進行選型研究，并用于現場實踐。

上述研究推動了回采巷道超前支護技術的進步，對超前采動影響區內回采巷道合理有效的維護具有重要意義。為此，在上述研究的基礎上，以中煤華晉王家嶺煤礦12302 綜放工作面回風巷為研究背景，針對巷道實際開采條件和超前支護要求，提出了1 種新型長距離超前支護技術，并用于工程實踐。

1 工程概況

1.1 開采地質條件

中煤華晉王家嶺煤礦12302 工作面所采的2#煤層平均埋深為300 m，平均厚度為6.28 m，煤層結構簡單，含1～2 層夾矸，單軸抗壓強度為7.09～7.59 MPa；工作面采用綜放工藝回采，其中采3.0 m，放3.28 m，垮落法處理頂板。工作面頂板以砂質泥巖為主，單軸抗壓強度為25.12～34.24 MPa；工作面底板為泥巖，單軸抗壓強度為20.63～26.27 MPa。工作面煤層及頂底板特征如圖1。

圖1 12302 回風巷巖層地質柱狀圖Fig.1 Roof and floor histogram of 12302 roadway

12302 回風巷設計為矩形斷面，巷道掘進寬度為5.2 m，凈寬度為5.0 m，掘進高度為3.55 mm，凈高為3.3 m，沿底掘進，護巷煤柱寬度為6 m。巷道采用錨桿、錨索、金屬網及鋼帶聯合支護：頂板使用 ?22 mm×2 200 mm 型左旋無縱筋高強螺紋鋼錨桿，間排距為1 000 mm×900 mm，頂板兩端錨桿與豎向方向夾角為15°，其余垂直于頂板布置，預緊力不低于100 kN；頂板錨索采用 ?21.6 mm×6 250 mm 的高強度鋼絞線，間距為2 000 mm，排距為1 800 mm，預緊力不低于200 kN。巷道兩幫采用 ?20 mm×2 000 mm 型左旋無縱筋高強螺紋鋼錨桿，間排距為900 mm×900 mm，幫部最上方與最下方錨桿與水平方向夾角為15°，其余垂直于頂板布置。底板進行混凝土硬化處理，鋪底厚度為150 mm，混凝土強度等級為C30。

1.2 巷道超前支護現狀

相鄰以往工作面生產實踐表明，回風巷超前采動范圍較長，巷道在工作面前方約40 m 處巷道開始出現較大的變形，為滿足工作面長距離超前支護要求，工作面采用邁步分體式超前支架組與單體液壓支護進行超期支護：其中超前支架組支護長度為20 m，隨著工作面推進，超前支架組交替邁步向前移架；超前支架組前方采用單體液壓支柱支護，每排布置2 根單體支護，間距為2.6 m，立柱距幫部距離均為1.2 m，支護長度為20 m。實際生產過程中超前支護范圍內巷道頂板最大下沉量為670 mm，煤柱幫最大變形量為980 mm，煤壁幫最大變形量為420 mm，底板最大變形量為65 mm；局部區域錨桿失效，實際支護效果不理想。分析其原因，一方面由于在工作面前方20～40 m 范圍內單體立柱支護密度較小，超前支護強度不足，不能較好的減緩超前采動對錨桿(索)支護系統的影響，導致錨桿(索)支護系統受到一定的破壞，頂板離層發育，幫部巖體受頂板上覆巖層的運移影響而發生一定的擴容變形，進入工作面前方0～20 m 范圍內超前支架組支護區域時巷道已受超前采動影響而發生一定程度的變形；另一方面，單體液壓支柱通過人工打設，為避免單體液壓支柱對局部破碎頂板的進一步破壞，在實際支護過程中施加的初始支護強度往往較小，造成整體支護強度不均勻，不利于頂板的維護。

2 巷道超前支護思路

2.1 需解決的主要問題

根據相鄰工作面超前支護實踐與現場監測結果，認為工作面在超前支護過程中仍存在如下問題需進一步解決。

1）超前支護方式。相鄰工作面以往生產實踐表明，在工作面前方約40 m 處的未支護區域內巷道開始發生較大變形，巷道超前支護長度為 40 m，在工作面前方20～40 m 范圍內采用單體立柱支護，該范圍內單體立柱支護密度較小，實際支護效果較差，進入工作面前方20 m 范圍后巷道已發生較大幅度的破壞變形，超前支護對圍巖的維護效果不佳，需改變該范圍內的超前支護方式，使巷道在未發生較大幅度變形之前得到有效支護，從而減小超前采動影響對巷道圍巖的破壞速度。

2）支護裝置與圍巖適應性。超前支護作為1種臨時加強支護方式，與巷道錨桿支護系統共同維護超前劇烈采動影響區內巷道圍巖的穩定，在實際支護過程中支護裝置與圍巖應具有良好的適應性，應避免對巷道頂板及錨桿支護系統的破壞，在工作面前方20～40 m 范圍內單體立柱支護過程中不能保證有均勻的初始支護強度，進入工作面前方20 m 范圍內超前支架組在反復“承載-卸載”移架過程中對巷道頂板及錨桿支護系統造成一定的破壞，支護裝置與巷道圍巖的適應性問題需進一步解決。

3）巷道圍巖變形問題。該礦采用窄煤柱護巷，護巷煤柱為基于沿空掘巷上覆巖層空間分布特征與掘巷工藝，成巷后在工作面超前采動影響下，巷道容易發生較大幅度的破壞變形，超前支護裝備應具有合理的結構，以減緩巷道圍巖破壞變形速度。

2.2 超前支護思路

根據12302 回風巷超前支護應解決的主要問題，提出了長距離超前支護與無反復支護的超前支護思路，具體如下：

1）長距離超前支護。回采巷道未受工作面超前采動影響時圍巖可以保持相對穩定的狀態，在超前采動影響下巷道頂板巖層會發生一定的破壞變形，頂板離層逐漸發育，對錨桿(索)支護系統造成一定的破壞，通過長距離超前支護，即對巷道前方受采動影響較小的區域進行長距離加強支護可以減小超前采動影響下巷道頂板上覆巖層的回轉變形速度，抑制頂板離層發育，減小上覆巖層回轉過程中對巷道兩幫帶來的破壞，保持超前支護范圍內巷道圍巖的整體穩定。

2）無反復支護。巷道在工作面前方20～40 m范圍內已發生一定的變形破壞，在超前支護過程中支護裝備的反復“承載-卸載”在一定程度上會加劇對巷道頂板的破壞，實際支護效果并不理想。通過改變移架方式實現無反復支護，從而避免支護裝置對巷道頂板及錨桿支護系統的反復承載破壞，減小巷道圍巖破壞變形速度。

3 超前支護技術

3.1 超前支護范圍

工作面自切眼處開始，隨著持續推進上覆巖層會經歷直接頂初次破斷垮落、基本頂初次破斷垮落和基本頂周期性破斷垮落等過程，工作面上覆巖層應力會隨著上覆巖層破斷運移發生動態變化，并在工作面前方一定范圍內形成超前應力集中區，逐步達到1 種相對平衡的狀態，在工作面前方會形成塑性區、彈性應力增高區和原巖應力區。根據極限平衡理論[17-18]，在工作面前方集中應力峰值位置距工作面的距離X0可按照式（1）計算：

式中：m為煤層采高；μ為煤巖層間的摩擦系數；φ為煤體內摩擦角；k為超前應力集中系數；ρ為上覆巖層密度；N0為煤體殘余承載強度；H為埋深。

工作面前方彈性區域內距工作面X處煤體所受垂直應力σy可按式（2）計算：

式中：λ為測壓系數。

在彈性應力增高區與原巖應力區的交界處，有σy=ρgH，代入式（3），有：

根據相鄰工作面實際監測數據，結合煤巖體物理力學參數測試結果，μ=0.24，φ=28.74°，k=2.2，ρ=2.5 m3，λ=0.33，考慮工作面頂煤回收率的影響，有m=5.8 m。

將各參數代入，得X0= 8.22 m，X=37.09 m。結合相鄰工作面超前支護實踐，回風巷道在工作面前方40 m 處開始出現較大幅度變形，結合目前工作面超前支護長度，綜合分析，確定超前支護長度不低于40 m。

3.2 超前支護強度

超前支護的主要作用是支護裝置協助巷道錨桿(索)支護系統，與錨桿(索)支護共同維護巷道圍巖穩定，在確定超前支護強度時，要充分考慮錨桿及錨索對巷道圍巖的支護作用。

12302 回風巷道上覆頂煤厚度為2.73 m，頂煤上部為厚5.9 m 的砂質泥巖，可將其視為直接頂，直接頂上部為厚5.85 m 的細砂巖，可將其視為基本頂，巷道使用窄煤柱護巷，護巷煤柱為6 m，在超前支護范圍內支護裝置、錨桿支護系統、煤柱、煤壁共同承載著上覆巖層所傳遞的載荷。以巷道基本頂、直接頂、護巷煤柱以及側向采動影響范圍內的煤壁作為研究對象，建立的超前支護力學模型如圖2[19-20]。圖中：a、l、b分別為煤柱、巷道及側向采動影響范圍內煤壁的寬度，Rp、R、Rw分別為護巷煤柱、支護裝置、煤壁對上覆巖層的作用力；θ為上覆基本頂的回轉角；Hc為煤層厚度；Hi為直接頂高度；Hm為基本頂高度。

圖2 超前支護力學模型Fig.2 Mechanical model of advance support

以O為原點，根據力矩平衡關系，可建立平衡方程如式（4）：

式中：Mi、Mm分別為直接頂、基本頂回轉變形產生的力矩；Mw、M、Mp分別為煤壁、支護裝置、煤柱承載力所產生的力矩。

式中：ρi、ρm分別為直接頂和基本頂密度。

巷道上覆基本頂回轉角θ可以根據超前支護空間要求確定，假定超前支護裝置兩側邊緣距巷道幫部的空間距離相等，巷道圍巖的變形來自直接頂和幫部煤巖體的擴容變形，根據超前支護空間位置關系，巷道兩幫變形量不大于超前支護裝置兩側邊緣距巷道幫部的距離，有：

式中：B為支護裝置的寬度；k1為煤巖體擴容系數；h為巷道的高度。

考慮到研究區域長度遠小于回采巷道走向長度，按照平面應變模型分析，根據彈性力學理論[21]，研究區域內巷道兩側實體煤和煤柱上任一點上覆巖層垂直應力σw、σy分別按下式表示：

煤壁對上覆巖層提供的支撐應力Rw為：

式中：Aw、Bw、Ap、Bp分別為與錨桿(索)支護參數有關的系數。

考慮錨桿(索)的支護作用，單位長度內巷道所需超前支護載荷qa為[22]：

巷道超前支護強度pa為：

式中：n為單位長度內錨桿(索)的個數，F為單位長度內錨桿(索)對圍巖的錨固力，kN。

根據實際開采條件，巷道寬度l=5.2 m，高度h=3.55 m，Hi=5.9 m，Hm=5.85 m，k1=1.5，B=14.6 m，μ=0.25，E=19 MPa。根據巷道錨桿(索)支護參數及現場實際應力監測，支護裝置初始支護區域巷道頂板錨桿所受平均應力為121 kN，錨索所受平均應力為226 kN，由計算可得qa=1 390.38 kN，pa=267.38 kN。

即考慮與錨桿(索)支護系統的共同作用，超前支護強度不低于267.38 kN。

3.3 超前支護裝備

基于上述分析，提出了窄煤柱巷道長距離無反復超前支護技術，設計了ZLQ3200/18/37 型單跨式超前支護裝置，配備多功能運載裝備組成支護運載成套裝備。在實際支護之前，對支護裝置與未受超前采動影響的巷道頂底板進行了現場匹配性試驗，通過調整多功能運載裝備乳化液系統的泵站初始壓力，對支護裝置進行初始加壓承載，泵站初始壓力由31.5 MPa 開始，逐次降低0.5 MPa，同時觀察支護裝置橫梁對巷道頂板及柱靴對巷道底板的承壓情況，通過對比綜合分析，確定乳化液泵站壓力為25 MPa。支護裝置主要參數見表1。

表1 支護裝置主要參數Table 1 Main parameters of support device

3.4 長距離超前支護理念

回采巷道長距離超前支護理念可以總結為“預先主動、一次承載、協同作業、整體支護”，具體闡述如下。

1）預先主動。對工作面超前支護區域最前方進行預先主動加強支護：超前支護區域最前方巷道圍巖受采動影響較小，在錨桿及錨索的支護作用下可以保持相對穩定的狀態，對該區域進行預先主動支護，為巷道頂板提供了1 個向上的應力，可主動抵抗后期采動影響下巷道頂板巖層回轉變形帶來的動載荷，有效減緩后續超前支護范圍內頂板巖層回轉角與回轉變形速度，抑制頂板離層發育，減緩巷道幫部特別是煤柱幫的變形，保持巷道的完整穩定。

2）一次承載。單跨式支護裝置間隔布置于巷道內，隨著工作面推進由后向前交替循環移架，各支護裝置最初在超前支護區域最前方主動承載，直至進入工作面附近端頭區域后完成1 次循環，在單個循環支護過程中支護裝置僅1 次承載后即進入實時支護狀態，避免了反復“承載-卸載”過程中巷道頂板上覆巖層的瞬間大幅度回轉變形，同時避免了反復支撐對頂板及錨桿(索)支護系統的破壞，有效保持巷道圍巖體完整穩定，控制圍巖變形。

3）協同作業。支護裝置設計為單跨式結構，初始承載時，在工作面前方巷道頂板上覆一定范圍內預先形成1 個基本可以覆蓋頂板橫向寬度范圍的應力承載區，與錨桿(索)支護作用下形成的錨固應力區疊加，進一步改善了頂板巖層受力狀態，有利于后期進入超前劇烈采動影響區內巷道頂板巖層的穩定，減緩兩幫變形。

4）整體支護。單跨式支護裝置與巷道底板形成一種“支護裝置-底板”穩定承載結構體，具有高強度、可讓壓、高承載力的特性；此外，承載狀態下各支護裝置橫梁端部邊緣通過柔性鏈條進行前后鏈接，在超前支護范圍內形成1 種整體穩定的長距超前支護體系。支護裝置與巷道頂板緊密接觸，有效增強了巷道圍巖整體強度和抗變形能力，保持巷道圍巖整體穩定。

3.5 超前支護方案

將單跨式臨時支護裝置間隔布置于12302 回風巷內，共布置35 架，考慮巷道錨桿(索)支護方案，將支護裝置布置于相鄰2 排錨索之間且無錨桿的位置，同時考慮多功能運載裝備與支護裝置的最小匹配空間和緩解護巷窄煤柱的壓力，確定支護裝置排距為1 400 mm，超前支護長度為47.6 m，乳化液泵站壓力為25 MPa，支護強度為0.28 MPa，支護方案如圖3。

圖3 12302 回風巷超前支護方案Fig.3 Advance support scheme of 12302 roadway

隨著工作面的推進，支護裝置由后向前交替循環移架，具體支護工序如下：

1）多功能運載裝備行駛至工作面端部區域巷道最后方支護裝置下方，升起升降平臺，使其上方卡槽與支護裝置橫梁充分接觸，夾緊橫梁后保持升降平臺高度不變，收縮支護裝置立柱，之后降低升降平臺，使支護裝置立柱底座與巷道底板脫離接觸。

2）將支護裝置順時針旋轉90°，運載裝備將支護裝置搬運至巷道超前支護區域的最前方，即距巷道最前方支護裝置1.4 m 的位置。

3）操作運載裝備升降平臺的旋轉裝置，逆時針旋轉90°使支護裝置橫梁與巷道軸線保持垂直。

4）升起升降平臺，使支護裝置橫梁與巷道頂板完全接觸，之后進液伸柱，使支護裝置立柱底座與巷道底板接觸。

5）繼續加壓，同時觀察支護裝置橫梁與頂板接觸后觀察頂板變化情況，加壓至支護裝置達到初始支護強度后結束加壓，完成1 次循環移架。

6）隨著工作面的推進，由后向前交替循環移架。

4 應用效果

工作面回采期間對巷道圍巖變形情況進行了現場監測，巷道圍巖變形曲線如圖4。

圖4 巷道圍巖變形曲線Fig.4 Deformation curves of roadway surrounding rock

由圖4 可知：使用超前無反復支護技術后，在工作面附近巷道頂板最大下沉量為216 mm，與以相鄰往巷道相比減少了67.76%；煤柱幫最大變形量為450 mm，相比以往減少了54.08%；煤壁幫最大變形量為196 mm，相比以往減少了53.33%；巷道底板采用混凝土硬化，最大變形量為46 mm，有效減小了支護范圍內巷道圍巖的變形速度，減緩了幫部的破壞。

此外，支護期間煤柱幫立柱應力普遍集中在32～38 MPa 之間，煤壁幫立柱應力普遍集中在29～36 MPa 之間，靠近煤柱側部分支護裝置立柱安全閥開啟卸壓，使頂板應力得到釋放。除個別錨桿失效外，錨桿(索)支護系統未受到破壞，巷道圍巖得到了較好的控制，錨桿(索)支護系統得到有效維護。表明長距離超前支護技術實際應用效果良好，有效維護了超前采動影響區內巷道圍巖的完整穩定。

5 結 語

1）12302 綜放回風巷在超前支護過程中存在超前支護長度不足、支護裝置與圍巖適應性較差及巷道圍巖變形等問題，提出長距離支護與無反復支護的超前支護思路。

2）理論分析表明：工作面超前集中應力峰值位置距工作面的距離為8.22 m，超前采動影響區長度為37.09 m，結合相鄰工作面以往超前支護實踐確定超前支護長度不低于40 m；考慮錨桿(索)的支護作用，巷道超前支護強度不低于267.38 kPa。

3）提出了“預先主動、一次承載、協同作業、整體支護”的長距離超前支護理念，研制了由ZLQ3200/18/37 型大跨距門式超前支護裝置與多能運載裝備組成的成套裝備，給出了支護裝置主要技術參數，結合巷道實際地質條件，確定了長距離無反復超前支護方案。

4）實踐表明：新型長距離無反復超前支護技術應用效果良好，巷道頂底板變形量較小，減緩了窄煤柱幫的變形破壞，巷道圍巖得到了較好的維護，可以滿足工作面超前支護要求。