特厚煤層大采高綜放工作面小煤柱沿空掘巷技術應用

李化敏 王祖光

（河南理工大學能源科學與工程學院，河南焦作454000）

1 引言

大采高綜放開采技術是我國特厚煤層安全高效開采的主要技術模式之一，同煤集團特厚煤層資源豐富，大采高綜放開采技術代表了我國在采礦領域的最高水平。為保證巷道的穩定和隔離采空區，傳統的方法是留設大煤柱護巷[1-2]，然而，隨著開采深度的增加，一次開采高度的加大，推進速度的加快，采動引起的礦山壓力問題愈來愈突出，38 m～45 m的大煤柱護巷常造成巷道礦壓顯現強烈、圍巖變形嚴重（圖1為麻家梁礦大煤柱巷道出現的底臌），甚至出現整個巷道完全閉合的情況。因此，研究采場覆巖運動規律以及采場圍巖應力場特征，合理巷道布置，減少巷道圍巖應力，改善巷道維護條件，迫在眉睫。

圖1 巷道圍巖變形特征

國內外專家學者研究了采場覆巖結構及圍巖應力分布規律[3]為沿空側巷道布置奠定了重要的理論基礎。在工作面傾向方向，基本頂斷裂后形成砌體梁結構，由巖塊A、巖塊B、巖塊C相互鉸接形成，見圖2。巖塊A為本區段基本頂巖層，巖塊B為上述弧形三角塊，巖塊C為上區段工作面采空區垮落矸石上的斷裂巖塊，巖塊B即弧形三角塊對沿空巷道上覆巖層的穩定性有著重要的作用，對合理確定沿空巷道位置和支護參數具有重要的意義。

圖2 工作面端部上覆巖體結構

根據工作面側向巖層運動特點，柏建彪提出了綜放沿空掘巷基本頂三角塊結構力學模型[4]；侯朝炯[5]等建立了上覆巖體大結構的力學分析模型；姜福興[6-7]等通過微震監測手段，得到支架上的異常壓力來自于老頂斷裂產生的動壓；閆少宏[8]等認為大采高采場頂板易形成“短懸臂梁-鉸接巖梁”結構；李化敏[9-10]等提出工作面頂板形成“上位砌體梁-下位倒臺階組合懸臂”結構，即由于開采空間的增大，低位基本頂轉化成直接頂成為懸臂結構，高位基本頂形成砌體梁。

在基于將沿空掘巷布置于應力降低區理論，李學華[11]等采用理論分析和數值模擬巷道圍巖穩定性，最終確定掘巷的合理位置；吳士良[12]等通過現場實測與數值模擬相結合的方法，確定煤柱的留設尺寸；李化敏[13]等通過相似模擬、理論分析等手段結合現場微震監測結果對塔山礦8206工作面煤體側向支承壓力分布特征進行研究，得到工作面端部應力降低區范圍，從而確定煤柱寬度。

沿空巷道圍巖控制技術隨著錨桿支護技術的發展逐漸成熟[14]，在采空區上覆巖層結構、工作面端部巖層運移特征、采空區側向支承應力分布及巷道圍巖應力分布等進行詳盡研究的基礎上，成熟的錨桿支護技術及相關控制理論為沿空掘巷的廣泛應用提供了保障。郭金剛[15]等針對特厚煤層綜放工作面沿空掘巷的特點，提出以高強高預應力讓壓錨桿支護系統、梯級錨固的束錨索支護系統以及多錨索-鋼帶桁架支護系統的強力聯合控制技術為頂板支護技術，以強力錨桿支護系統、高韌性材料注漿加固、鋼筋混凝土墻支撐系統的剛柔協同控制技術為煤柱幫支護技術，以強力錨桿索支護系統為實體煤幫支護技術；范華霄、張志青、馬振乾[16-20]等針對大采高綜放工作面、受采動影響窄煤柱沿空掘巷、上層煤采空區及煤柱下小煤柱沿空掘巷等不同工況下沿空掘巷及煤柱的支護方式進行研究。

綜上所述，小煤柱沿空留巷技術的經驗和理論已有了一定的基礎，然而，對于大采高綜放條件下高強度開采的小煤柱沿空掘巷的端部結構、掘巷的時間空間等問題的研究尚不充分。

由于煤層賦存條件的差異性，目前對于大采高綜放面端部覆巖結構、采空區穩定前、后端部覆巖運動模式以及端部應力場時空演化規律缺乏研究，致使沿空掘巷技術在大采高綜放面推廣應用受到限制。因此，在研究大采高綜放面端部覆巖結構及移動特征及采空區穩定前后側向支承應力分布規律基礎上，分析大采高綜放面下煤柱沿空掘巷的布置參數與支護原則，并通過現場對一側采空一側實體煤、孤島工作面、上煤層遺留煤柱下的孤島工作面等不同開采條件下小煤柱沿空掘巷的應用情況來證明其應用的實際意義。

2 小煤柱沿空掘巷關鍵參數

2.1 大采高綜放面端部覆巖結構特征

特厚煤層大采高綜放工作面開采空間大導致開采擾動過程強烈，根據礦山壓力與巖層控制理論、微震監測及地表下沉監測結果分析，認為開采過后工作面端部存在滑移破裂區、拉壓裂隙區和壓裂隙區[21]，見圖4。

滑移破裂區內巖層產生明顯斷裂，采空區穩定后該區域向采空區滑移；拉壓裂隙區是指沿移動角與邊界角向上區域范圍巖層，在破斷巖體對其的拉力和上覆巖層產生的壓力共同作用下，巖層裂隙較為發育；壓裂隙區是指邊界角以外的區域的巖層，在上覆巖層壓力即側向支承壓力作用下產生裂隙。

圖3 大采高綜放面端部裂隙場分布

采空區穩定前，工作面端部可能形成的下位懸臂梁-上位砌體梁結構（見圖4），工作面剛推過，采空區覆巖垮落運動尚未充分，由于厚煤層開采高度大，可能存在低位關鍵層形成懸臂梁結構，高位關鍵層形成砌體梁結構。懸臂梁結構的形成與否受未放煤長度的影響，當未放煤長度大于低位關鍵層破斷步距時，低位關鍵層破斷巖塊在垮落線附近仍能鉸接結構，當未放煤長度小于低位關鍵層破斷步距時，低位關鍵巖層破斷后形成懸臂梁結構。高位關鍵層破斷特征為，裂隙發育位置滯后工作面，且在回采巷道實體煤側即高位關鍵巖層裂隙發育至煤柱外側。

圖4 采空區穩定前端部懸臂梁結構

待采空區穩定后，懸臂梁破斷向采空區運移，形成三角滑移區，在工作面端部水平方向由覆巖運動特點為依據，以巖層的垮落角、移動角、邊界角以及側向支承壓力峰值為邊界形成得垮落區、三角滑移區、拉裂隙區和壓裂隙區，裂隙場分布特征見圖5。三角形滑移區邊界出現明顯斷裂，并向采空區方向回轉滑移，移動角邊界與裂隙角邊界區域內的巖層產生的裂隙主要受巖層往采空區運動下沉產生的拉裂隙，壓裂隙區裂隙或斷裂的發育情況主要受側向支承壓力大小的影響。

采空區穩定后，以高位關鍵層B與A破斷處垂直往下交于支承壓力曲線的點大致在應力降低區邊界點附近，原因在于B塊及其以上的荷載不需要完全由其下方巖層承擔。

圖5 裂隙場分布特征圖

2.2 確定合理掘巷位置及煤柱寬度

按留設煤柱寬度的大小，可將煤柱分為：大于大煤柱，即煤柱寬度大于25 m；中煤柱，煤柱寬度為8 m～25 m之間柱；小煤柱，煤柱寬度小于8 m；以及無煤柱。小煤柱（又稱為沿空掘巷）（如圖6）即是將下一個工作面的區段巷道布置在上一個工作面端部的應力降低區內，減小側向支承壓力對巷道穩定性的影響，煤柱寬度取決于應力降低區的大小，應力降低區范圍大，則煤柱寬度可適當加大，相反，煤柱寬度應適當減小，但總的原則是，在滿足瓦斯、水、火等安全的前提下，煤柱越小越好。

煤柱的合理留設寬度應保證“沿空巷道寬度+煤柱寬度”小于側向應力降低區，一般根據煤層厚度的不同將小煤柱的留設寬度細化為特厚煤層小于8 m，中厚煤層小于5 m，薄煤層小于3 m。

根據極限平衡理論，煤柱的塑性區范圍可以由下式計算得出[21]：

式中，xl為煤柱一側塑性區寬度，m；M為煤層開采厚度，m；f為煤層與頂底板接觸面的摩擦系數；φ為煤體的內摩擦角，°；K為應力集中系數；γ為煤層上覆巖層平均容重，N/m3；H為煤層埋藏深度，m；C為煤體的內聚力，MPa；Px為外界對煤幫的支護阻力，t/m2；ξ為三軸應力系數

由式1可以看出，煤柱的塑性區寬度受開采深度、開采厚度等因素影響，隨著采深和開采煤厚的增加，高強度開采帶來的高應力，使工作面端部煤巖破壞，塑性區范圍增大，應力向深部轉移，工作面周邊應力降低區的范圍擴大。

用數值模擬方法可以得到工作面端部支承壓力分布規律，以指導小煤柱寬度的確定，圖7為塔山礦8204工作面釆厚15 m時數值模擬的側向支承壓力分布的分析結果。

圖6 塔山礦8204工作面釆厚15 m時數值模擬的側向支承壓力分布

2.3 沿空掘巷的合理時間

工作面回采后，頂板巖層破斷垮落的運動過程是從下位向上逐漸發展，直至地面，從時間上看，下位巖層先垮落，上位巖層后垮落，從直接頂垮落到地面穩定需要一定的時間，其時間長短與埋藏深度和覆巖結構有關，就大同地區而言，一般在一年以上。

采空區穩定之前，上位關鍵巖層中的B巖塊尚未斷裂，三角滑移區還未形成，側向支承壓力曲線的分布由懸臂梁控制，受低位關鍵層和高位關鍵層及其以上巖層運動的影響，如圖5。采空區穩定后，三角形滑移區運動特征為整體在采空區側回轉下沉，與煤柱上方巖體存在水平力的聯系，垂直荷載分解為朝向采空區的力與下方煤巖體需承擔的荷載，使得煤柱上方的應力減小，但受穩定前側向支承壓力的影響，煤幫塑性區范圍擴大，使穩定后側向支承壓力范圍較穩定前側向支承壓力分布范圍大。其分布如圖8所示。

圖7 采空區穩定前后側向支承壓力分布

由圖7可知，相對于采空區穩定后下區段煤層的側向應力分布情況，采空區穩定前的側向應力峰值較大且其應力降低區范圍較小。采空區穩定后，側向應力峰值降低，應力降低區范圍增大，有利于沿空巷道的布置與穩定。

3 現場應用實例

3.1 塔山煤礦

3.1.1 工作面概況

塔山煤礦8204綜放工作面開采3-5#煤層，位于二盤區東部，與8202和8206采空區相鄰，8202工作面于2009年11月回采結束，8206工作面于2010年8月回采結束。8204工作面傾向長162 m，走向長1 100 m，采高3.5 m，采放比為1：2.6，工作面2204進風、5204回風，8204頂抽巷為頂回風，一進兩回三巷布置，5204回風巷與8206采空區間留設小煤柱，8204工作面布置情況如圖8所示，其小煤柱沿空掘巷的應用地質特征為一側臨采空區，一側為實體煤。

圖8 8204工作面及沿空掘巷布置圖

8204綜放工作面煤層厚11.81 m～17.76 m，平均厚14.83 m，平均埋深約500 m，傾角2°～6°，平均傾角3°。煤層直接頂為炭質泥巖、泥巖，厚度為17.72 m；老頂為中粒砂巖，厚度為7.4 m，結構均一，具厚層狀；直接底為炭質泥巖，厚度為2.51 m，局部賦存砂質泥巖；老底為粗砂巖、中砂巖，厚度為20.83 m。

3.1.2 沿空掘巷及巷道布置參數

8206工作面于2010年8月回采完畢，距8204工作面巷道掘進時間間隔近5年，采空區覆巖已經處于穩定狀態。采用相似模擬及理論分析的方法[22]對8206工作面采空區側向支承壓力的分布特征進行研究，結果表明，8206工作面煤體側向支承壓力降低區范圍為11 m，為保證巷道與煤柱均位于應力降低區內，同時保證煤柱具有良好的隔絕水、瓦斯的能力，設計區段煤柱寬度為6 m，見圖9。

圖9 8204工作面布置示意圖

3.1.3 巷道支護參數

5204巷斷面形狀為矩形，寬度5.2 m，高度3.6 m，沿煤層底板掘進，頂煤11.4 m，為全煤巷。結合5204巷實際地質條件及現場施工經驗，形成特厚煤層沿空掘巷聯合支護方案，確定巷道兩幫采用高預應力強力錨桿支護系統，頂板采用錨網索聯合強力支護控制巷道變形。具體支護參數及斷面支護示意圖見圖10。

圖10 5204巷支護斷面圖

1）巷道頂板支護

巷道頂板采用錨桿-錨索聯合支護，錨桿采用高強讓壓錨桿，每7根加W鋼帶，距巷道兩幫200 mm各打一根錨桿，與水平面夾角75°，其余皆垂直頂板，錨桿加長錨固。頂部錨索皆垂直于頂板，腮部錨索與水平夾角45°，與巷道頂部錨索間隔布置，錨索采用端頭錨固。支護材料及參數見表1。

表1 巷道頂板支護材料及參數表

2）巷道兩幫支護

巷道兩幫采用錨桿-鋼帶托盤-金屬網聯合支護，頂錨桿與水平方向夾角為10°（向上），底錨桿與水平方向夾角為20°（向下），中間2根錨桿垂直巷幫。具體支護材料及參數見表2。

表2 巷道兩幫支護材料金參數表

3.1.4 應用效果分析

8216工作面的2214巷與5204巷同期掘進，其與上工作面采空區之間留設寬煤柱，煤柱寬度38 m，8216工作面布置平面圖如圖11所示。對5204巷和2214巷掘進和回采期間的巷道變形進行連續觀測，對大、小煤柱巷道圍巖變形進行分析。

圖11 8216工作面布置平面圖

1）掘進期間巷道變形量分析

圖14為采用大煤柱護巷和小煤柱護巷兩種方式時，掘進期間巷道變形量變化曲線。

圖12 大小保護煤柱尺寸時巷道移近量

通過圖12比較可以看出，掘進期間留設大煤柱與小煤柱護巷巷道變形量有較大差異，大煤柱巷道兩幫變形量是小煤柱變形量的3倍，頂底板移近量是小煤柱巷道頂底板移近量的2.5倍。留小煤柱時巷道掘進影響期為10～15天，留大煤柱時掘進影響期為20～25天，留小煤柱比留大煤柱掘進影響期短，圍巖穩定所需時間較短。

2）回采期間巷道變形量分析

為充分展現超前支承壓力對巷道變形量的影響，在距工作面前方超前支承壓力影響范圍之外布置測點，小煤柱工作面選取距切眼410 m處布置測點（C1測點），大煤柱工作面選取在距切眼880 m（距工作面300 m）處布置測點，巷道變形量結果如圖15所示。

圖13 小煤柱與大煤柱巷道變形量變化曲線

由圖13（a）、（b）中看出，小煤柱巷道兩幫和頂底板移近量和移近速率隨著工作面的推進都在增大，兩幫最大移近量為214 mm，頂底板最大移近量為132 mm，兩幫最大移近速率為57 mm/d，頂底板最大移近速率為29 mm/d，巷道超前支承壓力峰值在工作面前方30 m左右，超前支承壓力影響范圍在80 m～100 m。

大煤柱巷道兩幫和頂底板移近量和移近速率同樣隨著工作面的推進都在增大，回采期間巷道兩幫最大移近量為1 050 mm，頂底板最大移近量為600 mm，兩幫移近量大于頂底板移近量，超前工作面60 m～120 m范圍內，頂底板移近量大于兩幫移近量，底鼓較為嚴重，使得整體頂底板已經量大于兩幫移近量，巷道超前支承壓力峰值在工作面前方40 m～60 m，超前支承壓力影響范圍在300 m。

對比大小煤柱巷道掘進和回采期間圍巖控制效果可知，留大煤柱時巷道兩幫和頂底板移近量明顯大于留設小煤柱巷道。回采期間留大煤柱時的兩幫移近量約為留小煤柱時的5倍，頂底板移近量約為留小煤柱的4.5倍，且無論是超前支承壓力影響范圍還是超前支承壓力峰值所在位置，留大煤柱都要大于留小煤柱，證明大煤柱巷道處于應力增高區，由于承受較大的超前支撐應力，使得巷道穩定性較差；而小煤柱巷道處于相對較低的應力區，巷道必須變形量較小，同時小煤柱巷道也減少了后期巷道維護的工程及費用。上述結果表明，大采高綜放面留設小煤柱是可行且有利的，留設小煤柱配合合理的支護方式可以取得較好的圍巖控制效果。

3.2 麻家梁煤礦

3.2.1 工作面概況

麻家梁礦初期以山西組4#煤層為主采煤層，設置一采區和二采區兩個生產采區。14203-1工作面位于礦井二采區的中東部，工作面傾向長182 m，走向長度2 870 m。14203-1工作面是14205回采工作面的接替面，兩側均為采空區，為孤島工作面，西側為14204綜放工作面（2016年8月回采結束），東側為14202綜放工作面（2015年11月回采結束），在14203-1工作面巷道掘進期間兩側采空區已經穩定。14203-1輔助運輸順槽于2013年11月掘成，與14202綜放工作面區段煤柱寬度為19.5 m，為控制巷道變形在14203-1輔助運輸順槽一側開卸壓巷，14203-1輔助運輸順槽與卸壓巷（14203輔助運輸順槽）間的煤柱寬度為5 m，14203-1膠帶運輸順槽與14204綜放工作面間留設區段煤柱為7 m。采用一進一回兩巷布置，其中14203-1膠帶運輸順槽和14203-1輔助運輸順槽均沿煤層底板掘進。具體工作面布置情況如圖14所示，其小煤柱沿空掘巷的應用地質特征為孤島工作面。

圖14 14203-1工作面回采巷道布置方式圖

14203-1工作面平均煤厚9.5 m左右。傾角1°～6°，平均3°，煤質穩定，硬度中硬，普氏硬度為3，平均密度為1.44 t/m3，埋深560 m～602 m。以暗煤為主，次為亮煤，含鏡煤條帶，瀝青光澤。煤層結構復雜，煤層中含1～4層夾矸，夾矸厚0.02 m～0.60 m，夾矸的巖性主要以黑色高嶺巖、褐灰色高嶺質泥巖、灰黑色炭質泥巖為主。

3.2.2 巷道支護方式

14203-1膠帶運輸順槽設計為矩形斷面，掘進寬度5.5 m，高度3.8 m，掘進斷面18.72 m2，結合14203-1工作面生產地質條件和所處的力學環境，巷道支護形式為錨桿-錨索-W型鋼帶-JW型高強度鋼帶-組合錨索-金屬網聯合支護。

1）巷道頂板支護

巷道頂板選用左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，距巷幫500 mm處各打一根錨桿，與水平夾角為75°，中間錨桿均垂直頂板，每六根錨桿加W型鋼帶。錨索選擇兩種不同型號交替布置6根，均與頂板垂直，錨索吊JW型高強度鋼帶及金屬網，腮部錨索懸吊短節工字鋼，每兩排錨桿中部加一套組合錨索。

2）巷道兩幫支護

幫部錨桿選用左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，頂錨桿與水平方向夾角為10°（向上），底錨桿與水平方向夾角為20°（向下），中間錨桿垂直煤幫（煤柱側錨桿交替換成中間錨索），錨桿懸吊W型鋼護板及金屬網護表。在煤柱側頂部增加一組錨索，懸吊JW型鋼帶及金屬網護表。

3.2.3 應用效果分析

14203-1膠帶運輸順槽掘進期間，在掘進頭位置布置測站，對布置測站的巷道表面位移和頂板離層進行不間斷的觀測，監測數據變化曲線如圖15。

圖15 14203-1膠帶運輸順槽圍巖變形參數及頂板離層監測曲線

由圖15可知，順槽從掘進擾動到穩定兩幫最大移近量為530 mm，其中煤柱幫移近317 mm，采煤幫移近213 mm，兩幫最大移近速率32 mm/d；頂底板最大移近量為351 mm，其中頂板下沉220 mm，底鼓131 mm，頂底板最大移近速率54 mm/d。巷道圍巖變形在開挖初期較快，后逐漸減小，19 d后巷道變形速率緩慢。

順槽頂板離層深基點離層值最大為72 mm，淺基點離層值最大為22 mm，淺基點—深基點之間離層值最大為50 mm，且離層量小，均在可控范圍內。

通過分析監測數據表明，14203-1膠帶運輸順槽位于應力降低區內，頂板離層主要發生在錨桿錨固端與錨索錨固端之間，采用的錨網索耦合支護能有效地控制了掘巷期間圍巖變形，巷道圍巖變形能滿足本工作面回采的要求。

3.3 同忻煤礦

3.3.1 工作面概況

同忻礦井8102工作面位于3-5#煤層北一盤區，東部為實煤區，北部為8103采空區（2015年回采完畢），西部為盤區大巷，南部為8101采空區（2010年回采完畢），8102工作面為孤島工作面，在8120工作面巷道掘進期間兩側采空區已經穩定。8102工作面距上覆14#煤層約為180 m，14#煤層采空區位置與8102工作面斜交，其中上覆盤區巷遺留保護煤柱與采空區之間留設的15 m～30 m區段煤柱對8102工作面的巷道壓力以及工作面壓力產生影響，8102工作面及其上覆煤層遺留煤柱位置圖如圖16所示，其小煤柱沿空掘巷的應用地質特征為孤島工作面且上層煤存在遺留煤柱。

圖16 8102工作面及上煤層遺留煤柱位置圖

8102工作面傾向長度240.25 m，2102順槽長1 822.66 m，5102順槽長1 831.05 m，2102巷和5102巷與兩側采空區間均留設6m小煤柱。8102工作面平均厚度為16.7 m，煤層傾角平均為1°，為半暗型煤層，中夾半亮型煤，性脆易碎，煤層中夾矸5～10層，巖性一般為高嶺巖、沙質泥巖和炭質泥巖。

3.3.2 巷道支護方案

2012順槽與5102順槽均為矩形斷面，2102順槽斷面尺寸為5.5 m×3.7 m，5102順槽斷面尺寸為5.2 m×3.95 m，由于8102工作面存在上覆煤層遺留煤柱的應力集中影響，在對沿空留巷進行支護設計時要充分考慮上煤層煤柱影響區和非煤柱影響區的區別，在上層煤柱影響范圍以及上層實體煤與采空區交界處前后50m范圍內進行加強支護。以2102巷為例，支護參數如下。

3.3.2.1 非上層煤柱影響區域支護

1）巷道頂板支護

錨桿采用φ22×3 100 mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，每排7根加W型鋼帶，距巷道兩幫350 mm各打一根錨桿，錨桿與水平面夾角75°，其與錨桿皆垂直頂板，錨桿排間距900 mm×800 mm，懸吊W型鋼帶及金屬網護表，金屬網為100 mm×100 mm的φ6圓鋼金屬網。錨索選用φ21.8mm×8 300 mm鋼絞線，每2排錨桿打一排錨索，錨索排間距為2 700 mm×800 mm，均垂直頂板，錨索吊JW型高強度鋼帶及金屬網護表。巷道腮部錨索選用φ21.8 mm×5 000 mm鋼絞線，與水平成75°夾角，排距900 mm，錨索吊600 mm短節工字鋼。每兩排錨桿之間加一套組合錨索，組合錨索排間距2 700 mm×3 050 mm。

2）巷道兩幫支護

錨桿選用φ22×3 100 mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，錨索選用φ21.8×5 300 mm鋼絞線（采煤側）和φ21.8×4 300 mm鋼絞線（煤柱側）。距巷道頂300 mm打1根錨索與水平方向夾角為15°（向上偏），距巷道底400 mm打1根錨桿與水平方向夾角為10°（向下偏），第2排錨桿與錨索交替布置，第3排為錨桿，支護體間排間距為900 mm×1 000 mm，懸掛W型鋼護板及金屬網護表。另外，在采煤幫距巷道底2 900 mm布置一排錨索，間距900 mm，懸掛JW型鋼帶及金屬網護表。

3.3.2.2 上層煤柱影響區域支護

與非上層煤柱影響區巷道支護方式相比，為加強巷道在上層煤煤柱影響下的穩定性，主要在之前的支護方式上做出如下強化措施：

1）在巷道頂板支護方面，在非上層煤柱影響區巷道支護基礎上，將兩排錨桿間的組合錨索數由2套改為3套，組合錨索排間距為2 700 mm×2 000 mm；

2）在巷道兩幫支護方面，將采煤幫錨索由φ21.8-1×19-5 300 mm鋼絞線改為φ21.8-1×19-6 500 mm鋼絞線，將第2排由錨桿與錨索交替布置改為全錨索布置，即巷道幫部為上部2根錨索，下部2根錨桿。

3.3.3應用效果分析

直至2018年11月1日，2012巷和5012巷分別掘進515 m和443 m，以2102巷為例，在掘進巷道中心線每隔50 m設一組觀測站，觀測內容包括巷道表面位移和頂板離層。

1）巷道變形觀測結果，兩幫最大變形量為410 mm，頂底板最大變形量為250 mm，巷道整體性良好。

2）頂板離層監測結果，頂板最大離層發生距交叉點50 m處，深基點讀數為28 mm，淺基點讀數為0，相對位移28 mm，巷道距掘進期間巷道頂板完整性良好，沒有錨桿支護失效現象發生。

4 結論

（1）特厚煤層大采高綜放工作面采空區穩定前其端部下位懸臂梁-上位砌體梁結構，采空區穩定后懸臂梁結構斷裂形成三角滑移區，形成穩定的側向應力降低區，為小煤柱巷道布置提供了時間空間；“小煤柱+沿空掘巷”的合理位置應位于采空區穩定后端部側向應力降低區范圍內，從巷道維護角度，小煤柱寬度越小越好。

（2）特厚煤層大采高綜放工作面采空區穩定前后覆巖結構不同，側向應力場分布特征不同，采空區穩定后較穩定前的側向應力分布范圍增大、應力峰值降低，有利于小煤柱沿空掘巷的布置和小煤柱巷道的穩定，巷道合理掘進的時機應該在上區段工作面開采后一年左右為宜。

（3）在一側采空一側實體煤（塔山礦）、孤島工作面（麻家梁礦）、上煤層遺留煤柱下的孤島工作面（同忻礦）等不同開采條件下的特厚煤層大采高綜放工作面應用小煤柱沿空掘巷技術，結果表明，與同等條件下的大煤柱相比，小煤柱沿空掘巷的巷道變形量大大減小、巷道維護狀況得到明顯改善，工作面煤炭回采率提高15%左右，技術經濟效益明顯。