綜放工作面過空巷支架-圍巖系統穩定性控制

鄒忠輝

（山西汾西礦業集團高陽煤礦， 山西 孝義 032300）

引言

近年來，國家大力提倡發展安全高效礦井，推進煤炭資源整合和煤礦企業兼并重組，而整合后的煤礦企業在對保有資源重新布置回采的過程中，工作面如何安全高效的推過遺留空巷、確保支架-圍巖穩定性是一個亟待解決的技術難題[1-3]。目前，國內對綜放工作面或普通綜采面過空巷的覆巖活動規律及空巷支護方式等已有一定的研究基礎。本文以某礦9102綜放工作面為工程背景，對支架-圍巖穩定性控制難題展開研究[1-3]。

1 地質生產概況

該礦是由小煤礦改制而成。技術整改后原盤區皮帶運輸巷和回風巷分布在綜放面割煤水平，對工作面的正常推進產生不利影響。9102綜放工作面回采過程中，將通過遺留在9號煤層中的63號、65號、67號、113號、114號等多處空巷，空巷寬4 m左右，高3 m左右，局部為普通圓鋼錨桿支護，錨桿直徑18 mm，長1 500 mm，錨桿間距 1 600 mm，排距1 500 mm；局部為裸體巷道無支護。

2 綜放工作面過空巷技術難點分析

9102綜放工作面（如圖1所示）中遺留有多條空巷，空巷分支、分叉較多，且空巷形成時間長，經歷多個采動期，應力環境復雜，煤幫及頂板煤體極為破碎，故綜放工作面過空巷支架-圍巖穩定性將是威脅礦井安全高效生產的重大技術難題。

1）整體礦壓顯現異常。空巷存在使采場上覆巖層活動規律、支承壓力分布特征等均有異常變化，在煤體內形成高應力區和彈性能積聚區，易發生工作面頂板沿煤壁切落等頂板事故，例如某礦2404、2405工作面過空巷時就發生過頂板下切1.0 m左右的險情[4]。通過對9102綜放工作面來壓情況進行現場實測，發現工作面過首條空巷期間平均周期來壓步距增加了4.3 m，來壓時支架平均載荷提高了6.2 MPa，動壓系數也有一定程度增大，如表1所示，大大增加了支架—圍巖系統穩定性的控制難度。

圖1 9102綜放工作面空巷分布狀況

表1 9102綜放工作面周期來壓實測結果

2）工作面與空巷交叉區域煤巖體穩定性差。工作面揭露空巷過程中，端面煤體破碎，支架接頂狀況差，工作面與空巷交叉區域頂板冒漏嚴重，且空巷揭露后的煤壁為原空巷的破碎巷幫，易片幫。

3）空巷揭露時支架工作狀態異常。綜放工作面過空巷對液壓支架穩定性產生較大影響，實測數據顯示，非來壓時空巷附近支架液壓值平均為29.2 MPa，高于正常情況下的24.2 MPa。液壓支架異常工況主要表現為前后柱支撐力相差過大、頂梁俯仰角過大、支架臺階過大、支架側護板及擋板等構件的損壞等。

3 綜放工作面過空巷頂板穩定性研究

影響老頂斷裂位置的因素包括老頂的極限抗拉強度Rt、老頂所擔負的載荷、老頂的厚度以及墊層的彈性模量等。一般來講，由于煤層與直接頂的彈性支承作用，老頂巖層的斷裂線會在工作面前方4～8 m的位置，即超前斷裂[5]。而綜放工作面過空巷時的老頂斷裂，則需充分考慮空巷影響。當老頂的懸露長度在空巷附近達到周期來壓步距時，由于空巷與采場間煤柱發生塑性破壞而難以起到切頂作用，老頂跨過煤柱及空巷，在空巷里幫發生斷裂，如圖2所示。此時老頂的斷裂步距將大于工作面的平均周期來壓步距，來壓強度急劇增加，導致空巷頂板及液壓支架所需支護力大幅上升，對采場礦壓控制提出了嚴峻的挑戰[4]。

圖2 綜放工作面過空巷“跨巷長關鍵塊”模型

4 支架—圍巖穩定性綜合控制措施

根據上述研究成果，可制定支架-圍巖穩定性綜合控制措施。綜放面過空巷頂板長關鍵塊形成的主要原因是空巷與采場間煤柱發生塑性破壞而難以起到切頂作用，故可對空巷煤柱側煤體進行注漿加固，增強其整體性及支撐力，促進頂板關鍵層破斷，以達到減小采場上方長砌體梁關鍵塊長度的目的；工作面不斷推進至煤柱完全失去支撐力時，空巷存在會使綜放采場瞬時形成超長梁端距，空巷實體煤幫即變成端面煤壁，如不進行有效支護，空巷揭露時的端面煤體控制將極為困難；除了空巷超前支護，綜放工作面過空巷時還應在支架支護強度、支架幾何位態、支架故障檢測以及相關采煤工藝等方面進行合理化控制。

根據上述研究結果及現場礦壓觀測，確定9102綜放工作面推進距空巷50 m時就必須完成空巷超前支護。空巷單位面積頂板的支護強度須達到185 kN，可通過木垛支護、頂板及巷幫的錨桿索支護及相關輔助措施來實現。空行加強支護方案如圖3所示。施工時必須在支護完好地段按照從后向前、先頂后幫、先上后下的原則依次進行支護加固，必須嚴格執行先支護后處理的原則，臨時支護可采用超前錨桿或點柱支護，必須牢固可靠[5]。

9102綜放工作面采用斜交推進方法通過前方空巷，當工作面距空巷距離20 m時，將推進方向進行調整，以回風順槽超前運輸順超10 m為宜，工作面從回風順槽揭露空巷開始依次順序局部斜交通過舊巷，且應保證工作面與空巷斜交寬度控制在10 m以內；過空巷過程中必須嚴格控制割煤高度在2 800～3 000 mm以內，采煤機接近舊巷錨索梁前，前后滾筒必須適當落低，一般情況下須低于錨索梁200～300 mm，嚴禁割到錨索梁；過空巷地段及兩側25 m范圍內，嚴禁放頂煤。

圖3 空巷加強支護方案（未標單位：mm）

5 結論

現場實踐表明，在9102綜放工作面采用上述支架-圍巖穩定性綜合控制措施后，對于工作面推過第一條空巷的圍巖控制，從超前50 m完成空巷支護至工作面距空巷5 m的過程中，頂板平均下沉量由0逐漸升至270 mm，兩幫移近量由0逐漸升至480 mm，空巷圍巖處于穩定可控狀態。以上效果分析表明，所制定的綜放工作面過空巷綜合控制技術措施較好地完成了對空巷及采場圍巖的控制，有效保證了工作面支架-圍巖的穩定性。