强冲击危险综放工作面支护优化及应用

程刚 孙伟 李建锋

摘要：本文通过山东省滕东煤矿3下103强冲击危险综放工作面支护方式的研究优化设计，从工作面、两端头、巷道及巷道加固支护等支护方式的实施，取得了实际应用中的安全生产效果，对同等条件下的冲击地压矿井具有借鉴作用。

关键词：强冲击 综放工作面 支护优化 应用

滕东煤矿3下103工作面是该矿首采区的第四个综放工作面，工作面平均采深达到920m，煤层和顶板具有强冲击倾向性。根据冲击地压危险性的综合指数法、可能性指数诊断法和多因素耦合法评价，该工作面受到大采深、顶板坚硬岩层、邻近大面积不充分采动采空区、不均匀采空区和复杂地质构造等因素影响，具有强冲击危险性。工作面优化和加强支护管理，可有效防范顶板和冲击地压事故的发生。

1巷道支护情况

1.1支护断面。矩形断面，规格为：宽×高=4.4×3.2m ，S= 14.08m2。

1.2支护形式。锚网索+钢带支护。顶部均打设螺纹钢锚杆、锚索，铺设钢筋网、双抗网和钢带；两帮部打设螺纹钢锚杆，铺设钢筋网、钢带。

1.3支护参数。顶部布置五棵锚杆，其间排距为950 ×900 ±100mm；帮部布置四棵锚杆，其间排距为900×900 ±100mm 。每根锚杆抗拔力不小40KN。锚索占据锚杆位置，锚索按照3-2-3-2型布置。每根锚索抗拔力不小于80KN。支护参数见下表。

2工作面顶板支护方式

工作面配置76架低位放顶煤液压支架，机头尾各配备2架过渡支架共80架液压支架，对工作面顶板实行全支护法管理。

采用追机移架方式及时对顶板进行支护：采煤机割煤后，先移支架，再移刮板输送机，即：割煤→移架→移刮板输送机；当顶板破碎时，采用带压移架方式移架；正常移架滞后采煤机后滚筒3～5架，不得超过6架。顶板破碎时紧跟前滚筒移架或超前移架，即：片帮严重时，采煤机割煤前，先进行移架，再进行其它操作，工艺为：移架→割煤→移刮板输送机，移架步距0.8m。

3工作面端头支护管理

工作面端头、端尾采用“一字梁”、“十字梁”及双楔梁配合单体液压支柱支护。

靠端头、端尾过渡架外侧架设一排跨前、后部输送机的双楔梁抬棚，双楔梁规格为1m，单体作腿，一梁一柱，每排保证不少于7棵双楔顶梁。

双楔梁按要求相互铰接，其铰接处按要求使用两块弧形销对插打紧打牢，形成钢性支护，前后部运输机上方各允许2个双楔梁下无单体，靠老塘侧最后一个双楔梁下用单体打好一棵戗柱。

4工作面超前支护方案

4.1支护范围。3下103工作面轨道顺槽为沿空顺槽，受到上覆岩层运动影响，围岩稳定性相对较弱；运输顺槽为实体顺槽，两侧均为实体煤，围岩稳定性相对较好，根据冲击危险程度的不同，轨道顺槽的超前支护距离设置为不低于150m；运输顺槽的超前支护距离设置为不低于120m。

4.2支护方式。（1）轨道顺槽：网状顶梁超前维护不小于150m范围内，采用两侧挂“十”字顶梁，中间铰接一个“一”字顶梁，配合单体支柱一梁一柱进行支护，“十”字梁规格为0.8m×（0.5+0.5）m，“一”字顶梁规格为1m。

（2）皮带顺槽：网状顶梁超前维护不小于120m范围内，由于该顺槽内受大型设备影响巷道支护方式根据三个区段进行调整：一是破碎機区段，采用靠巷道两侧挂两排规格为0.8m×（0.5+0.5）m的“十”字顶梁，中间铰挂两排1m的一字顶梁，配合单体支柱一梁一柱进行支护；二是破碎机区段，网状顶梁超前维护至转载机头向前10m范围内超前点柱区用单体支柱配合4m长π型钢一梁三柱进行支护，排距1（±0.05）m；三是破碎机往外至超前维护头，采用生根两排0.8m×（0.5+0.5）m的“十”字顶梁，铰挂两排规格为1m的“一”字顶梁，每铰挂9个“一”字梁后，再铰挂“十”字顶梁，确保一梁一柱进行支护。

（3）其他要求

①网状顶梁超前维护梁端头距巷帮超过1m时，铰接1m的“一”字顶梁，单体支柱配合“一”字顶梁一梁一柱进行支护。

②走向每4棵单体利用防倒夹板与卡缆形成一体，卡缆必须上牢固，防倒夹板距底板1.2m～1.5m，防倒夹板前后成一条直线，随巷道坡度平缓过渡；因条件所限无法使用防倒夹板时，必须对单体使用安全绳，安全绳缠绕单体柱把不少于一周，生根点超过单体柱把高度，且牢固可靠。

③机头尾采用双楔顶梁托正巷铰接顶梁，双楔梁下单体拴好安全绳，两端头出口处单体无法使用防倒夹板时，必须拴好安全绳，且生根牢固可靠。

④底板松软时，支柱应穿柱鞋，钻底大于100mm时穿直径不小于350mm的铁鞋进行支护。

⑤两顺槽防冲点柱维护范围内人行道顶部采用金属网护顶。

5工作面补强支护方案

由于3下103工作面轨道顺槽临近大面积采空区，巷道的围岩结构强度相对较弱，在高位坚硬顶板向采空区侧断裂运动时，将造成该巷道围岩承受较强支承应力或者动压影响。鉴于该工作面轨道顺槽两个见方至四个见方期间面临高度冲击危险，需要在该影响区域增加主动支护强度，防止其来压前后发生巷道大变形影响支护结构强度或者发生冲击破坏。

5.1补强支护范围。轨道顺槽高度危险区64～1081m范围内，在实体煤帮采取加强支护措施。

5.2补强支护方式。轨道顺槽高度危险区范围内，在靠近工作面一侧巷帮中部距离底板1.5米，竖直方向与煤帮45？斜向上方补打直径22mm锚索，以锚入岩层深度不小于1.5m为准，补强支护使用1米锚钢带，每钢带上两颗锚索（锚索根据顶煤煤厚可调节长度），两钢带间距3米，补强用1米钢带与原巷帮正常支护钢带十字压住。

6结语

103综放工作面在强冲击危险威胁下，通过优化掘进及回采期间支护设计，减小了矿山压力对围岩的破坏，使巷道塑性变形控制在有效范围内，避免了冲击地压事故的发生。目前该工作面已推采700余米，在工作面初次来压、各见方期间及过断层、褶曲等特殊地质构造阶段，确保了顶板安全，回采巷道满足了通风、运输、行人的需要。

参考文献：

[1]康红普，王金华.《煤巷锚杆支护理论与成套技术》[M].3 北京 煤炭工业出版社，2013：67-104.

（作者单位：枣矿集团滕东煤矿）

作者简介 程刚，男，2008年毕业于山东科技大学采矿工程专业，本科学历，工程师，现在枣矿集团滕东煤矿负责冲击地压防治管理工作。