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72017 年第 8 期 综放工作面过斜交空巷超前支护方案 苏泽明 （汾西矿业集团双柳煤矿，山西 柳林 033300） 摘 要 针对 9102 综放面过空巷支架围岩稳定性控制难题，运用现场实测、数值模拟及分析等研究方法，探析了空巷 距采场不同距离条件下的围岩松动破坏状况，制定了空巷超前支护方案、端面煤岩体控制等措施。实践表明，实施空巷超 前支护后，空巷顶帮位移量、端面冒顶片帮程度等均得到了有效控制，较好地保障了工作面过空巷时的支架围岩稳定性， 实现了安全高效生产。 关键词 综放 数值 模拟 支护 中图分类号 TD823；TD355 文献标识码 B doi10.3969/j.issn.1005-2801.2017.08.004 Advancing supporting design of fully mechanized caving face crossing heterotropic roadway Su Ze-ming Fenxi mining group Shuang Liu coal mine, Shanxi Liulin 033300 Abstract Aiming at the support and surrounding rock stability control problem of 9102 fully mechanized caving face crossing gob , using the research s of field measurement, numerical simulation and analysis, explore the roadway surrounding rock loosening damage situation from different distance, and make the roadway advancing support schemes, end face control measures of coal and rock. Practice shows that the implementation of advanced support roadway, roadway roof displacement, end face of roof caving degree can be effectively controlled, the better the protection of the stability of support and surrounding rock face when crossing gob, realized safe and efficient production. Keywords fully mechanized numerical simulation support 收稿日期 2017-03-30 作者简介 苏泽明（1987-），男，山西岚县人，助理工程师， 现在汾西矿业集团双柳煤矿工作。 我国中西部许多矿区由于历史上小煤矿的无序 开采存在大量废弃巷道，工作面如何安全高效的推 过遗留空巷是一个亟待解决的技术难题。目前，国 内对综放工作面或普通综采面过空巷的覆岩活动规 律及空巷支护方式等已有一定的研究基础。笔者在 已有研究成果的基础上 [1,2]，有针对性设计出过空巷 过程中的顶板支护技术措施，解决了 9102 综放工 作面过空巷的技术难题。 1 工程概况 9102 工作面属 9煤层，采用综采放顶煤采煤 法，割煤高度为 3.0m，放煤高度为 3.22m。直接顶 为砂岩，平均厚度 3.0m，老顶为粗砂岩，平均厚度 15m。9102 综放工作面回采过程中，将通过遗留在 9煤层中的 63、65、67、113、114等多处空巷， 空巷宽度 4m 左右，高度 3m 左右，局部为普通圆 钢锚杆支护或为裸体巷道无支护。布置图见图 1。 图 1 9102 综放工作面空巷分布状况 2 综放工作面过空巷技术难点模拟分析 为得到工作面不断推进时的支承压力分布规律 及围岩塑性区破坏发展动态状况，建立 9102 综放 工作面过空巷的 UDEC 数值计算模型，分别模拟 采场距离空巷 50m、30m、15m、10m、5m 及完全 揭露状态时工作面前方支承压力分布和煤岩体塑性 区。 模拟结果分析（1）工作面距空巷 50m 时， 空巷处采动应力场影响范围以外，围岩受掘巷及构 造应力扰动，发生轻度塑性破坏；（2）工作面推 82017 年第 8 期 进至距离空巷 15m 时，支承压力峰值出现在煤柱中 部区域，应力集中系数达到 2.9 以上，空巷顶板发 生较严重的离层下沉， 塑性区范围进一步扩展； （3） 当工作面工于作面与空巷间煤柱宽度仅 5m 时，支 承压力峰值跨过煤柱及空巷，实际表现为老顶的超 前断裂来压，此时空巷顶板失稳冒落，对上方煤岩 体失去约束，整个煤柱发生塑性破坏，承载性能迅 速下降；（4）煤柱继续减小至空巷完全揭露时， 采场无支护梁端距瞬间增大，顶板发生大范围垮冒。 3 空巷超前支护技术措施 根据模拟结果及现场矿压观测，确定 9102 综 放工作面推进距空巷 50m 时就必须完成空巷超前支 护。空巷单位面积顶板的支护强度须达到 185kN， 可通过木垛支护、顶板及巷帮的锚杆索支护及相关 辅助措施来实现。 设计顶板支护参数（1）裸体巷道无支护段 增打 Φ18mm 无纵筋螺纹钢锚杆，长度 2200mm， 锚杆间排距 12001200mm，初锚力≥ 80kN，每 孔使用 1 根 K2335 和 1 根 CK2360 树脂锚固剂， K2335 在上，CK2360 在下，顶锚杆托盘规格设 计 为 150 150 10mm；（2） 空 巷 顶 板 增 打 Φ17.86000mm 锚索，间排距为 20002400mm， 锚索预紧力不低于 120kN，使用 3 支 CK2360 树 脂锚固剂端头锚固，锚索托板采用 Q235 钢，规格 为 250 250 10mm；（3）木垛支护以使空巷达 到足够的支护力，木垛采用 Φ160Φ180mm，长 3200mm的优质圆木， 相邻两木垛间距为0.50.7m， 空巷高冒段采用锚索吊 11 矿用工字钢梁配合木垛 人造假顶方法加固支护，锚索及木垛规格同上。 设计巷帮支护方式（1）空巷左帮即实体煤 帮采用 Φ18mm 玻璃钢锚杆，长度 1800mm，间 排距 10001200mm，初锚力≥ 30kN，使用 1 根 CK2360 树脂锚固剂，托盘规格设计为 150 150 10mm；（2）空巷右帮即煤柱帮采用注浆法加固， 布置 2 个注浆孔，孔径 42mm，孔深 3000mm，倾 角 10，浆液成分主要是马丽散树脂和催化剂， 两者体积比为 11，双液注浆系统，注浆压力 5MPa。 同时，9102 综放工作面采用斜交推进方法通过 前方空巷，当工作面距空巷距离 20m 时，将推进方 向进行调整，以回风顺槽超前运输顺超 10m 为宜， 综放工作面过空巷时还应在支架支护强度、支架几 何位态、支架故障检测以及相关采煤工艺等方面进 行合理化控制。 图 2 空巷超前支护方案 4 实践效果分析及结论 现场实践表明，在 9102 综放工作面推过第一 条空巷时，从超前 50m 完成空巷支护至工作面距空 巷 5m 的过程中，空巷围岩位移观测显示顶板平 均下沉量由 0mm 逐渐升至 270mm，两帮移近量由 0mm逐渐升至480mm， 空巷围岩处于稳定可控状态。 整个斜交过空巷过程中未发生大面积端面冒顶片帮 事故，整个工作面深度超过 0.5m 的片帮现象只占 统计总量的 4.2，统计的整个工作面冒顶高度超过 0.75m 的占统计总量的 4.5。空巷超前支护技术较 好地完成了空巷及采场围岩控制，有效保证了工作 面支架围岩稳定性。 【参考书目】 ［1］ 苏金元，王晔，杨真．大采高综采工作面过 空巷的控制技术 [J]．矿山压力与顶板管理． 20054104-105． ［2］ 曹义勇．西曲矿 22502 综采工作面过空巷技术研 究 [J]．煤矿技术．2009,28148-50．