孙建华，张培亭，刘敬斌

(兖煤菏泽能化有限公司，山东 菏泽市 274705)

0 引言

顶板事故是煤矿不容忽视的灾害事故之一，煤矿顶板事故一般分为采煤工作面顶板事故和巷道顶板事故两类。近年来，随着综合机械化、智能化开采的逐步推广应用，以及采煤方法和工艺的发展，采煤工作面顶板事故比例逐渐下降。随着开采深度的增加，岩性发生变化，矿压显现更加明显，并且为满足大井型的生产系统需要，巷道断面不断增大，巷道顶板事故发生比例有所上升，尤其在采煤工作面回采巷道超前支护段。巷道顶板事故的发生与支护的强度和形式密切相关，科学的超前支护方式是安全生产的前提。目前已知的超前支护方式有金属顶梁配合单体液压支柱、支撑式顺槽支架、交替式移动支架、单元式支架等。本文结合赵楼煤矿实际，通过理论分析和现场验证对各种支护方式的优缺点进行对比，并提出下一步的优化方式。

1 赵楼煤矿概况

赵楼煤矿处于山东省巨野煤田中部，埋深700～1200 m，采场条件复杂。矿井含煤地层由石炭-二叠纪太原组和二叠纪山西组组成，主采3 煤层具有冲击倾向性，上覆岩层稳定性较差，断层较发育，局部顶板破碎，尤其是采煤工作面沿空巷道在回采过程中压力大，变形严重、矿压显现剧烈，加之回风巷道存在高温、高湿等诸多问题，造成顶板支护难度较大。

2 沿空巷道矿压分带及特征

根据赵楼煤矿已开采的工作面数据进行分析，回采巷道沿推进方向可分为卸载带、增压带和原岩应力带3 部分（见图1）。

图1 综放工作面超前支承压力分布

2.1 卸载带

卸载带也称减压带，一般为2～6 m。此处遭受过支承压力的作用，煤体已在不同程度上产生变形和破坏，因而使其承载能力降低，于是上覆岩层的支承点向煤体深部转移，在煤体边缘地区形成受力较原岩应力更低的地带。

2.2 增压带

增压带也称支承压力影响带或应力增高带，又可分为压力上升带、压力高峰带和压力下降带。根据赵楼煤矿井下观测，该影响带一般为20～40 m，根据采场条件不同，有的也可达50～60 m，甚至更远。实践证明，在该范围内，巷道易产生较大的变形破坏，维护较困难，应加强此处的支护。

2.3 原岩应力带

原岩应力带增压带向外的区域，实体侧一般在30～40 m 之外，沿空侧一般在50～60 m 之外，此处巷道一般不受破坏，比较容易维护。

通过以上分析可以看出，采煤工作面超前支护重点需对增压带进行维护，此范围一般为工作面煤壁向外60 m 左右，为了安全起见，一般按照2 倍范围进行维护，即煤壁向外120 m 确定为超前支护范围。

3 超前支护方式对比

赵楼煤矿自建矿以来，不断超前优化支护方式，分别尝试了金属顶梁配合单体液压支柱、支撑式顺槽支架、交替式移动支架、单元式支架等支护方式，现进行对比分析。

3.1 金属顶梁配合单体液压支柱支护

沿空巷道居中支设三路1.2m×0.8 m 金属十字梁支护顶板，顶梁1.2 m 长梁倾向布置，每个十字梁在主副梁交叉位置前后各支设1 根金属十字梁，不采侧与采侧两路十字梁分别在外侧（或内侧）主梁上再补支1 根金属十字梁，达到一排八柱。

支护优点：

（1）使用相互铰接的方式，使金属顶梁连成一体，与顶板接触面积大，在顶板矿山压力不太大的情况下对顶板维护效果好；

（2）随着工作面回采，将后方金属梁和单体回撤后支设到前方，中间段不动，对顶板无反复支撑影响。

支护缺点：

（1）支护强度低，易导致顶板下沉，单体支柱钻底量大以及回撤困难，甚至出现单体支柱压死、折断、弯曲等情况；

（2）使用支护材料多、租赁费用大，按照120 m 支护距离计算，至少需使用450 根金属梁、3600根单体；

（3）劳动强度大，工作效率低，不管是前期安装还是生产中替棚，都需要投入较多施工人员，并且只能人工抬扛物料，工作效率低，安全风险大。

3.2 自移式顺槽支架支护

沿空巷道采用自移式顺槽支架支护顶板走向布置，通过拉移千斤顶实现自移。

支护优点：

（1）自移式顺槽支架工作阻力大，支护强度大，能够有效支护顶板；

（2）工序简单，拉移方便，劳动强度低。

支护缺点：

（1）每向前移动一个步距，所有支架均需完成降架、移架、升架的动作循环，顶梁接触区域降架时卸载，升架时加载，对顶板高频率反复支撑会破坏巷道顶板与锚网索支护系统，破坏顶板的完整性；

（2）顶板被反复支撑后巷道出现顶板下沉、鼓帮等情况会压缩支架活动空间，容易压死支架，尤其在煤壁安全出口处，不仅影响行人，而且对通风断面会造成影响。

3.3 交替移动式支架支护

采用交替移动式超前支架成对倾向布置，当工作面推进时，使用搬运车将最后一组支架穿过前面支架，运至最前支架的前面升起，完成一次循环。

支护优点：

（1）设备结构简单，操作方便，维护量小；

（2）设计工作阻力高、支护面积大、强度高、稳定性好，支护效能发挥充分，对顶板支护能力比单体支柱有很大提高；

（3）避免了对顶板的反复支撑，增加了作业环境的安全性。

支护缺点：需要使用支架搬运车向前挪移支架，若出现底板倾角大、起伏不平等情况不易操作，对底板条件有一定的依赖性。

3.4 单元式支架支护

采用单元式支架成对走向布置，当工作面推进时，使用单轨吊将最后一组支架运至最前支架的前面升起，完成一次循环。

支护优点：

（1）设计工作阻力高、强度大、稳定性好，更利于顶板的维护，支护效果好；

（2）支护距离长，每2～3 d 向前挪移一组支架，减少了超前支护段人员作业的时间及频次，尤其减少了生产期间超前支护段作业人员的数量及作业时间；

（3）单元式支架使用风动单轨吊运输，大大降低了现场作业人员的劳动强度；

（4）使用单轨吊向前挪移，可直接将最后一组单元式支架挪移至超前支护最外段，避免自移对顶板的破坏，确保顶板完整性。

支护缺点：单元式支架必须使用单轨吊挪移，对单轨吊安装质量、高度等提出一定要求。

4 理论分析与实践验证

通过理论分析可以看出，采煤工作面超前支护使用单元式支架优点最明显，缺点最少，并且通过优化巷道断面尺寸和超前采取措施，完全可以有效保证单轨吊安全挪移单元式支架，达到既安全支护顶板又方便操作的效果。

赵楼煤矿已经回采结束的1306，1304，1303，5304 综放工作面采用不同的超前支护方式，不同支护方式巷道变形量见表1，其支护效果对比如下。

表1 不同支护方式巷道变形量统计

1306 综放工作面沿空巷道采用金属十字顶梁配合单体液压支柱的支护方式（见图2），达到一排八柱，支护距离为120 m，回采期间顶板最大下沉量达1.5 m，鼓帮量最大2.5 m。

图2 金属顶梁配合单体液压支柱支护走向布置

1304 综放工作面沿空巷道采用自移式顺槽支架支护（见图3），支护距离为120 m，回采期间顶板最大下沉量达1.2 m，鼓帮量最大2.0 m。

图3 自移式顺槽支架支护走向布置

1303 综放工作面沿空巷道采用交替移动式超前支架支护（见图4），支护距离为120 m，回采期间顶板最大下沉量达1.15 m，鼓帮量最大1.5 m。

图4 交替式移动支架支护走向布置

5304 综放工作面沿空巷道采用单元式支架支护（见图5），支护距离120 m，回采期间顶板最大下沉量达0.3 m，鼓帮量最大0.8 m。

图5 单元式支架支护走向布置

通过对比可以看出，5304 综放工作面超前支护采用单元式支架后，与其他工作面支护方式相比，巷道变形量最小，支护效果最好。

5 结论

实践证明，采煤工作面沿空巷道超前支护使用单元式支架是目前最好的支护方式，但具体单元式支架布置间距和长度，还需根据不同采场条件进一步研究。不同的矿井、采煤工作面可根据实际情况考虑全部使用单元支架或单元支架与自移式顺槽支架相配合的方式进行超前支护。随着煤矿智能化水平不断提升，下一步单元式支架预计也会朝着智能化方向发展，比如省去单轨吊拖移环节，用遥控器操作实现自动向前移动，以进一步达到减员提效的功能。