综放工作面过空巷支架-围岩系统稳定性控制

邹忠辉

（山西汾西矿业集团高阳煤矿， 山西 孝义 032300）

引言

近年来，国家大力提倡发展安全高效矿井，推进煤炭资源整合和煤矿企业兼并重组，而整合后的煤矿企业在对保有资源重新布置回采的过程中，工作面如何安全高效的推过遗留空巷、确保支架-围岩稳定性是一个亟待解决的技术难题[1-3]。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。本文以某矿9102综放工作面为工程背景，对支架-围岩稳定性控制难题展开研究[1-3]。

1 地质生产概况

该矿是由小煤矿改制而成。技术整改后原盘区皮带运输巷和回风巷分布在综放面割煤水平，对工作面的正常推进产生不利影响。9102综放工作面回采过程中，将通过遗留在9号煤层中的63号、65号、67号、113号、114号等多处空巷，空巷宽4 m左右，高3 m左右，局部为普通圆钢锚杆支护，锚杆直径18 mm，长1 500 mm，锚杆间距 1 600 mm，排距1 500 mm；局部为裸体巷道无支护。

2 综放工作面过空巷技术难点分析

9102综放工作面（如图1所示）中遗留有多条空巷，空巷分支、分叉较多，且空巷形成时间长，经历多个采动期，应力环境复杂，煤帮及顶板煤体极为破碎，故综放工作面过空巷支架-围岩稳定性将是威胁矿井安全高效生产的重大技术难题。

1）整体矿压显现异常。空巷存在使采场上覆岩层活动规律、支承压力分布特征等均有异常变化，在煤体内形成高应力区和弹性能积聚区，易发生工作面顶板沿煤壁切落等顶板事故，例如某矿2404、2405工作面过空巷时就发生过顶板下切1.0 m左右的险情[4]。通过对9102综放工作面来压情况进行现场实测，发现工作面过首条空巷期间平均周期来压步距增加了4.3 m，来压时支架平均载荷提高了6.2 MPa，动压系数也有一定程度增大，如表1所示，大大增加了支架—围岩系统稳定性的控制难度。

图1 9102综放工作面空巷分布状况

表1 9102综放工作面周期来压实测结果

2）工作面与空巷交叉区域煤岩体稳定性差。工作面揭露空巷过程中，端面煤体破碎，支架接顶状况差，工作面与空巷交叉区域顶板冒漏严重，且空巷揭露后的煤壁为原空巷的破碎巷帮，易片帮。

3）空巷揭露时支架工作状态异常。综放工作面过空巷对液压支架稳定性产生较大影响，实测数据显示，非来压时空巷附近支架液压值平均为29.2 MPa，高于正常情况下的24.2 MPa。液压支架异常工况主要表现为前后柱支撑力相差过大、顶梁俯仰角过大、支架台阶过大、支架侧护板及挡板等构件的损坏等。

3 综放工作面过空巷顶板稳定性研究

影响老顶断裂位置的因素包括老顶的极限抗拉强度Rt、老顶所担负的载荷、老顶的厚度以及垫层的弹性模量等。一般来讲，由于煤层与直接顶的弹性支承作用，老顶岩层的断裂线会在工作面前方4～8 m的位置，即超前断裂[5]。而综放工作面过空巷时的老顶断裂，则需充分考虑空巷影响。当老顶的悬露长度在空巷附近达到周期来压步距时，由于空巷与采场间煤柱发生塑性破坏而难以起到切顶作用，老顶跨过煤柱及空巷，在空巷里帮发生断裂，如图2所示。此时老顶的断裂步距将大于工作面的平均周期来压步距，来压强度急剧增加，导致空巷顶板及液压支架所需支护力大幅上升，对采场矿压控制提出了严峻的挑战[4]。

图2 综放工作面过空巷“跨巷长关键块”模型

4 支架—围岩稳定性综合控制措施

根据上述研究成果，可制定支架-围岩稳定性综合控制措施。综放面过空巷顶板长关键块形成的主要原因是空巷与采场间煤柱发生塑性破坏而难以起到切顶作用，故可对空巷煤柱侧煤体进行注浆加固，增强其整体性及支撑力，促进顶板关键层破断，以达到减小采场上方长砌体梁关键块长度的目的；工作面不断推进至煤柱完全失去支撑力时，空巷存在会使综放采场瞬时形成超长梁端距，空巷实体煤帮即变成端面煤壁，如不进行有效支护，空巷揭露时的端面煤体控制将极为困难；除了空巷超前支护，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。

根据上述研究结果及现场矿压观测，确定9102综放工作面推进距空巷50 m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185 kN，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。空行加强支护方案如图3所示。施工时必须在支护完好地段按照从后向前、先顶后帮、先上后下的原则依次进行支护加固，必须严格执行先支护后处理的原则，临时支护可采用超前锚杆或点柱支护，必须牢固可靠[5]。

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20 m时，将推进方向进行调整，以回风顺槽超前运输顺超10 m为宜，工作面从回风顺槽揭露空巷开始依次顺序局部斜交通过旧巷，且应保证工作面与空巷斜交宽度控制在10 m以内；过空巷过程中必须严格控制割煤高度在2 800～3 000 mm以内，采煤机接近旧巷锚索梁前，前后滚筒必须适当落低，一般情况下须低于锚索梁200～300 mm，严禁割到锚索梁；过空巷地段及两侧25 m范围内，严禁放顶煤。

图3 空巷加强支护方案（未标单位：mm）

5 结论

现场实践表明，在9102综放工作面采用上述支架-围岩稳定性综合控制措施后，对于工作面推过第一条空巷的围岩控制，从超前50 m完成空巷支护至工作面距空巷5 m的过程中，顶板平均下沉量由0逐渐升至270 mm，两帮移近量由0逐渐升至480 mm，空巷围岩处于稳定可控状态。以上效果分析表明，所制定的综放工作面过空巷综合控制技术措施较好地完成了对空巷及采场围岩的控制，有效保证了工作面支架-围岩的稳定性。