复杂地质条件下快掘配套走向梁支护技术研究

高健铭，韩长路

(1.陕西陕煤黄陵矿业有限公司一号煤矿，陕西 延安 727307；2.陕西陕煤黄陵矿业有限公司，陕西 延安 727307)

0 引言

黄陵一号煤矿核定生产能力600万t/a，井田面积197.35 km2，可采储量3.4亿t。2号煤层是矿井主要可采煤层，煤层倾角一般在1°～6°，煤厚0.9～4.62 m，均厚2.69 m，煤层结构属简单-较复杂类型，含夹矸0～3层。矿井采用平硐、斜井联合开拓，盘区式开采布置方式，现主要生产盘区为六盘区和十盘区。矿井采用单水平开拓，主要大巷沿煤层布置，采煤工艺采用综合机械化长壁后退式采煤法，全部垮落法处理采空区顶板。

2013年一号煤矿在十盘区1001工作面开始进行较薄煤层智能化无人开采技术工程实践，2014年5月通过中国煤炭工业协会专家组鉴定，随后在较薄煤层智能化开采技术成功实践的基础上，黄陵一号煤矿加快智能化开采技术推广和示范应用工作。2015年开始在802工作面进行中厚煤层智能化无人开采技术研究与应用工程实践，截至2020年底，一号煤矿已完成16个智能化工作面回采任务，累计回采煤炭2 605.6万t，实现了矿井薄煤层、中厚煤层智能化开采技术应用的全覆盖。

随着一号煤矿开采范围扩大，开采深度加剧，巷道围岩地质条件趋于复杂，回采巷道受到二次采动影响后，出现顶板下沉、两帮移近、底鼓加剧等现象，已无法满足智能化综采工作面生产需要。矿井综采工作面智能化水平不断提高，但掘进工作面仍采用传统装备，EBZ-160型掘进机、DPS-1040皮带、MQT-130型气动锚杆机钻机、ZQS-50型风动手持式钻机等需要消耗大量人力的设备，掘进效率低下，每月单进300 m，严重制约着矿井生产接续平衡。

1 巷道掘进条件

1.1 工作面位置及井上下关系

1008进风顺槽位于十盘区中部，东接北一进风大巷，西邻六盘区。1008进风顺槽向南30 m保护煤柱为1007回风顺槽，巷道已掘到位，向北235 m为1008回风顺槽，巷道正在掘进。1008进风顺槽设计长度2 847 m。

1008进风顺槽对应地面位置位于一号煤矿四号风井西部，工作面对应上部地表为低山林区和台地，有烧火沟穿过，上覆岩层厚度为266～440 m。

1.2 煤层及顶底板情况

1008进顺沿2号煤层底板掘进。2号煤层结构简单，倾角1°～4.5°，掘进范围内煤层厚度变化为1.8～2.2 m，平均厚度2.1 m，属稳定煤层。

工作面老顶为细粒砂岩和中砂岩共生，平均厚度7.1 m。中砂岩分选性较差，泥质胶结；细粒砂岩灰白色，中部夹有薄层泥岩。

直接顶为粉砂岩和泥岩共生，平均厚度7.7 m。粉砂岩深灰色、灰黑色，钙质胶结，中夹薄层中砂岩及砂质泥岩；泥岩为灰黑色，局部含少量粉砂岩，层理不明显。

底板为泥岩，平均厚度2.5 m，易破碎，遇水膨胀，易底鼓。

1.3 地质构造情况

1008进顺开口至切眼掘进方向整体为下坡。根据勘探报告，1008进顺邻近F5正断层，掘进过程中受F5正断层影响可能揭露伴生断层。

1.4 水文地质情况

1008进顺主要水源为顶板含水层水和构造水。顶板主要含水层为直罗组下段砂岩含水层，岩性主要为粗粒砂岩和中粒砂岩，平均厚度35.8 m；隔水层主要为延安组2号煤层以上至直罗组底界所组成的隔水层，岩性为泥岩、细砂岩、粉砂岩、砂质泥岩，平均厚度109.8 m。工作面主要隔水层为相对含水层，掘进过程中可能出现顶板淋水等现象。

2 巷道支护参数优化

2.1 原支护参数

1008进顺为矩形巷道，掘宽5.0 m，掘高2.8 m；顶板采用左旋无纵筋螺纹钢锚杆+T140新型钢带+塑钢网联合支护。根据巷道设计宽度和工作面使用超前临时支护装置情况，顶锚杆靠帮侧2根锚杆间距900 mm、中间4根锚杆间距850 mm，锚杆排距1 000 mm交替支护，“六-六”矩形布置，锚杆规格为φ20 mm×2 500 mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，每孔消耗MSK2335型树脂3节；锚索梁采用T140新型钢带长4.6 m，一梁四索，排距2 000 mm，采用φ17.8 mm×8 300 mm钢绞线，每根消耗MSK2370型树脂3节。原支护参数平面布置如图1所示。

图1 1008进顺原支护参数平面布置Fig.1 Plane layout of the original support parameters of 1008 air inlet roadway

2.2 优化后支护参数

2.2.1 理论计算

依据悬吊理论，结合前文所述1008进风顺槽煤层及顶底板情况表、钻孔柱状图地质资料，参考1008进顺顶板以上20 m范围岩性勘查成果图，校核支护强度。

锚杆长度校核：按悬吊作用计算锚杆的长度，应满足

L≥L1+L2+L3

式中，L为锚杆总长度，m；L1为锚杆外露长度，取0.05 m；L2为有效长度(顶部取免压拱高b)，m；L3为锚入岩(煤)层内深度，取0.6 m。其中

式中，B，H为巷道宽度、高度，分别为5.0 m、2.8 m；f顶为顶板岩石普氏系数，2～3.2，取最小值2；ω为两帮围岩的似内摩擦角，ω=arctanf顶。

经计算得出：b=1.63 m，顶锚杆长度L≥2.28 m。根据推导，顶锚杆设计长度为2.5 m，满足要求。

锚杆间排距校核：按锚杆所能悬吊的重量校核，应满足

经计算得出：顶锚杆α<1.32 m，帮锚杆α<2.1 m。根据推导，顶部锚杆、帮部锚杆设计间排距，均能满足要求。

锚索长度校核：锚索长度应满足

L=La+Lb+Lc+Ld

式中，L为锚索总长度，m；La为锚索锚入稳定基岩层的锚固长度(La≥Kd1fa/4fc)，m；Lb为需在不稳定岩层悬吊的厚度，m，根据黄陵一号煤矿地质资料取6.2 m；Lc为托板及锚具的厚度，取0.1 m；Ld为外露张拉长度，取0.3 m。K为安全系数，取2；d1为锚索直径，取最小值17.8 mm；fa为锚索抗拉强度，查表为1 860 N/mm2；fc为锚固剂与锚索的粘合强度，取10 N/mm2。

经计算得出：La≥1.65 m，L≥8.25 m。因此，锚索设计长度8.3 m，可满足要求。

锚索排距校核：按照悬吊理论锚索排距应满足

式中，L为锚索排距，m；n为锚索排数，取1；B为巷道冒落的最大宽度，6.32 m；H为巷道最大冒落高度，取锚杆的最大支护长度2.5 m；γ为岩体容重，取26 kN/m3；L1为锚杆排距，取1 m；F1为锚杆锚固力，取150 kN；F2为锚索极限承载力，φ17.8 mm锚索承载力为360 kN；θ为锚杆与巷道顶板的夹角，90°。

经计算得出：L≤2.91 m。根据推导，锚索梁设计排距2 m，能够满足使用。

每排锚索根数校核：每排锚索根数应满足

式中，N为锚索数目；K为安全系数，2；P断为锚索破断力的最低值，钢绞线直径为φ17.8 mm时为360 kN；W为被悬吊岩石的自重(W=B×∑h×∑γ×D)，kN；B为巷道宽度，5.0 m；D为锚索间排距，取0.8 m；∑h为悬吊岩石厚度，取6.2 m；∑γ为悬吊岩石平均容重，26 kN/m3。

计算得N≥4(3.73取整)，即排距2 m，巷宽5 m范围锚索数量最少为4根。

2.2.2 优化后走向梁支护参数

采用锚杆+锚索梁+塑钢网联合支护，顶锚杆中间四排间距850 mm，靠两侧两排间距900 mm，排距为1 000 mm，“六-六”矩形布置；锚索梁采用T140新型钢带加工，梁长为4.6 m和4.4 m的2种，均为一梁四索，4.6 m锚索梁排距为2 000 mm，4.4 m锚索梁排距为1 600 mm，每组间距1.6 m，4.4 m锚索梁与4.6 m锚索梁呈桁架结构布置，锚索均采用φ17.8 mm×8 300 mm钢绞线，每根消耗MSK2370型树脂3节；巷道全断面挂塑钢网，网孔规格50 mm×55 mm。如图2所示。

图2 1008进顺优化后走向梁支护参数平面图Fig.2 Plan view of strike beam support parameters after optimization of 1008 air inlet roadway

3 配套快掘装备

随着煤炭行业装备技术水平发展，现代化大型矿井不断增加，矿井采煤速度越来越快，但掘进速度却没有明显提高。采、掘失衡已成为制约我国煤矿高产高效发展的主要因素。根据统计，掘进效率低的主要矛盾在于掘、支不平衡，每个作业循环中，掘进机割煤时间约占16%～33%，支护时间约占49%～65%，掘进速度相对较快，但支护作业占用了多半的时间。

根据现代化大型矿井发展需求，大力发展“掘、支平行作业”装备及工艺，提高支护作业效率，是解决掘进效率低下的关键。由于煤炭赋存条件千差万别，很难研制出一套适用于各种地质条件的快速掘进技术与装备。因此，在“掘、支平行作业”理念的指导下，因地制宜地设计适应某种地质条件的快掘系统是较好的办法。

结合黄陵一号煤矿地质条件，提出掘进机超前支护快掘系统，该系统由掘进机、超前支架和运锚机组成，如图3所示，该套装备主要技术参数详见表1。适用于顶板完整性较差，需采用临时性支护的煤及半煤岩巷道，较小断面巷道掘进。根据生产实际统计，掘进单进水平提高至576 m。

图3 掘进机超前支护快掘系统Fig.3 Advance support and rapid excavation system of roadheader

表1 主要技术参数Table 1 Main technical parameters 单位：m

掘进机连续向前割煤掘进，交错式迈步液压支架对新掘巷道顶板进行临时性支护，运锚机在皮带转载的同时进行锚杆支护。一个作业循环完成后，掘进机向前推进，超前支架交错式迈步向前行走，空顶始终处于支护状态，同时运锚机拉动二运向前行走，进入下一个循环。

采用走向梁支护技术，可以有效减少运锚机支护作业过程中对巷道风筒、管路等影响，提高了顶板支护效率，确保了巷道支护安全作业，为回采巷道实现快速掘进打下了坚实基础。

4 结语

为更好满足智能化综采设备的运行，提供良好的开采条件，根据矿井地质条件，通过理论计算，对回采巷道支护参数进行优化，提出回采巷道走向梁支护技术，实现“一次支护，永不返修”的目标，同时满足快速掘进配套装备的使用，掘进工作面实现“掘、支平行作业”，实现快速掘进的目的，以缓解矿井采掘接续紧张的被动局面，为矿井智能开采提供有效保障。