山西某矿3202 综放工作面沿空留巷支护研究

柴光光

（山西兰花集团东峰煤矿有限公司，山西 晋城 048000）

1 3202 工作面概况

3202 工作面位于已回采的3201 采空区东部，由进风顺槽、运输顺槽、开切眼和回风顺槽（含Ⅰ段、Ⅱ段）共同形成回采系统。3 号煤层无冲击地压倾向。应力集中区为采空区悬顶地段，该面不会形成大面积悬顶冲击，地压表现不明显。工作面布置3 条巷道，即运输顺槽、进风顺槽和回风顺槽，3202 回采工作面运输顺槽采用沿空留巷技术，工作面开采后该顺槽保留下来作为3203 工作面的进风顺槽。3202 回采工作面进风顺槽利用原3201 工作面轨道顺槽（沿空留巷），工作面顺槽均沿3 号煤层底板布置[1-4]。

2 支护设计

2.1 液压支架选型

根据3202 综采放顶煤工作面开采设计，选取液压支架如下：采用ZF8000/18/35D 型低位放顶煤液压支架配合ZFG8000/22/38D 型过渡支架支护工作面顶板。工作面采长200 m，机头布置4 架ZFG8000/22/38D 型过渡支架，中间布置127 架ZF8000/18/35D 型放顶煤支架，机尾布置3 架ZFG8000/22/38D 型过渡支架。沿空留巷浇筑混凝土墙处布置2 架沿空留巷专用采空区维护支架。其支架技术参数技术特征见表1。

表1 支架技术参数

2.2 验算支护强度

根据矿压理论，工作面支架承受的最大压力为6～8 倍采高的顶板岩石的重量，现取8 倍采高的顶板岩石重量计算：

式中：W 为支架工作阻力，kN；h 为采高，取3.3 m；B为工作面每架支架的支护面积，设计按支架支护宽1.5 m 和最大控顶距取5.7 m 计算，5.7×1.5=8.55 m2；r为岩石容重，取2.5 t/m3；φ 为煤层倾角，取7°；g 为重力加速度，取9.8 m/s2。

将相关参数代入式（1）得：W=5489 kN。

根据回归经验计算支护强度：

式中：qn为支护强度，MPa；K 为备用系数，取1.3；M为煤层最大高度，3 号煤层厚度为4.63～6.62 m，取6.62 m；γ 为顶板岩石容重，取25 kN/m3；LK为端面距，取0.3 m；LD为顶梁长度，取4.6 m；LJ为采煤机截深，取0.8 m；B 为支架宽度，取1.5 m。

将相关参数代入式（2）、式（3）得：P=4035.6 kN。

经计算，ZF8000/18/35D 型低位放顶煤液压支架和ZFG8000/22/38D 型过渡支架可以满足回采工作面顶板支护要求。

3 工作面顶板控制、两顺槽及端头控制

3.1 工作面顶板控制

工作面切眼布置ZF8000/18/35D 型低位放顶煤液压支架127架，ZFG8000/22/38D型过渡支架机头4 架、机尾3 架，ZRL11620/22/38D 挡矸支架1 组。对顶板实行全部垮落法控制，最大控顶距5700 mm、最小控顶距4900 mm，正常情况下，随采煤机向前割煤，距机组前滚筒跟机移架支护已暴露的顶板或顶煤。当工作面局部顶煤不稳定，产生片帮、冒顶时，应立即停止割煤，及时将支架护帮板翻转，临时支护好顶板，控制冒顶范围的继续扩大，工作面机道梁端至煤壁顶板垮落高度不得大于300 mm，如超过300 mm 时，采取穿插钢管的办法控制顶板。

3.2 两顺槽及端头控制

为确保工作面上、下两出口畅通，在3202 进风顺槽距工作面煤壁不少于50 m 范围内进行超前支护；3202 运输顺槽内距工作面煤壁不少于30 m 范围内进行超前支护；在回采初期3202 运输顺槽留巷段滞后工作面400 m 范围进行持续支护，待一、二次压力显现稳定过后，滞后工作面不少于300 m。

3.2.1 机尾端头支护

机尾端头支护采用超前支护延伸至机尾进行支护，前、后煤溜机尾上方顶板采用双根4.4 mπ 型钢梁配合使用单体液压支柱迈步进行支护，支护方式为“一梁三柱”，如图1 所示。

图1 端头支护断面（单位：mm）

机尾端密集挡矸支护：在进风顺槽内工作面后部刮板输送机机尾，7 号过渡支架侧帮板与巷道煤壁（混凝土墙）之间，为防止采空区内冒落矸石或碎煤窜出伤人，必须采用一排DW-31.5 型（DW-25 型）单体液压支柱配合木托板垂直顶板支设一排密集挡矸支柱，相邻柱距最大不得大于200 mm，防止矸石窜入。为确保密集柱既能起到挡矸作用，又能防止采空区顶板垮落后扑倒密集柱窜入后部溜机尾伤人，要求对每一根密集柱采取防倒柱措施，悬挂防倒柱链。若防倒柱小链悬挂方便，应尽量钩挂在附近的钢筋梯或支架侧帮板上。若无条件时，应将防倒柱小链穿入顶网至少2～3 孔进行悬挂防倒，并进行密集柱之间相互钩挂，确保密集柱支护牢固可靠；如遇机尾采空区悬顶超过10 m 时，应及时采取相应措施；机尾3 架过渡支架顶部，采用每割一刀煤铺设一道5.5 m×1.1 m 金属网，金属网长边、短边搭接100 mm，用于控制后端头顶部。

3.2.2 实体煤段超前支护

在3202 进风顺槽超前工作面煤壁不少于50 m范围内在巷道采用支设五排DW42-250/110X（DW-31.5、DW-25）型单体液压支柱配合1.0 m 铰接梁进行支护，铰接梁上方使用小方木或耙头等木质材料垫实，第一排单体液压柱距巷道东帮300 mm，第二排单体液压柱距第一排液压柱850 mm，第三排单体液压柱距第二排单体液压柱1300 mm，第四排单体液压柱距第三排单体液压柱1000 mm，第五排距第四排900 mm，距巷道西帮850 mm，柱距1000 mm。

3.2.3 留巷段超前支护

3202 进风顺槽留巷段超前支护使用四排DW42-250/110X（DW-31.5）型单体液压支柱配合1.0 m铰接梁进行支护，铰接梁上方使用小方木或耙头等木质材料垫实，第一排单体液压柱距巷道东帮300 mm，第二排单体液压柱距第一排液压柱650 mm，第三排单体液压柱距第二排单体液压柱1300 mm，第四排单体液压柱距第三排单体液压柱1000 mm，距巷道混凝土墙550 mm，柱距1000 mm。

4 运输顺槽补强支护

根据沿空留巷段巷道压力显现情况，适当将3202 运输顺槽的顶板锚索由基本支护3-2-3 补强为4-2-4 布置形式，即见3 补1 形成4，施工范围在超前支护外端至转载机机头，进行施工。施工方法为在巷道顶板靠西帮侧长钢带附近（见图2），距巷道西帮1650 mm 左右位置打锚索，具体施工位置可根据现场实际情况灵活调整，但不能小于1400 mm。施工采用MQT-130/3.0 型气动式顶锚钻机，配合配套的钻杆、钻头进行施工。锚索布置方式为在运输顺槽顶板距西帮1650 mm的位置，垂直顶板补打一根Φ22 mm×8400 mm 的锚索，同时补打锚索位置应与短钢带靠西帮支护锚索成一直线。当锚索支护位置被钢带占用时，应让开钢带，就近支护，不得破坏钢带。锚固参数为每根锚索使用1 支K2335 型和3 支Z2360 型锚固剂进行锚固（共4 支锚固剂），保证预紧力矩不小于200 kN。补打锚索完成后等待至少15 min，再安装锚索托盘，并按要求加装好锚索防射装置。如遇锚索支护不合格时，需在300 mm 范围内合适位置进行补打锚索，确保支护效果良好。

图2 西帮侧补强支护俯视图（单位：mm）

3202 工作面煤壁线以外顺槽东帮使用Ф17.8mm×5400 mm 型锚索和配套的托盘、锚具进行补强支护，支护应随着工作面回采持续进行，直至3202 工作面回采结束，采用MQTB-85/2.0 型气动支腿式帮锚钻机，配合B19 型中空六棱钻杆和配套的Φ25 mm 钻头进行施工。锚索布置方式为每2 排帮锚中间补打1 根锚索，锚索间隔交错布置，垂直煤壁进行支护，锚索排距为950 mm。锚索支护采用1 支K2335 型和2 支Z2360 锚固剂进行锚固，保证预紧力矩不小于120N·m，锚固力不小于120 kN。确定眼位后将煤帮进行破网，破网长度不得大于200 mm，锚索支护好后安装托盘前，及时补联好金属网，补联网时扎结距不得大于100 mm，扎结要牢固可靠。遇煤帮片帮，锚索托盘无法直接紧贴煤帮时，要使用小方板或耙头垫实，保证锚索护帮有效。

3202 工作面回采期间，滞后压力显现时若发现墙体向采空区继续倾斜，必须采取墙体底部三角区打撞三角木楔和墙体与煤帮间打设木料横撑、横撑上再打压柱措施，可预防滞后压力造成的墙体倾斜、底鼓问题出现。

留巷复用时若底鼓继续加剧影响巷道使用时，可在超前工作面80 m 外在底板上开槽，埋设大板梁，大板梁采用直径不小于200 mm 的落叶松圆木将两对称面削平而成，板梁厚度不宜小于150 mm，大板梁长度根据进风顺槽实际宽度现场制作。大板梁一端紧靠实体煤帮，另一端紧贴柔模墙。大板梁两端通过木板和木楔与墙（帮）楔紧，保证大板梁横撑有力，限制墙体底部向巷内位移。大板梁上预留用于固定大柱鞋的限位装置。当空间有限，施工整条大板梁困难时，可将工字钢底梁与小段大板梁对接施工，两端同样与墙（帮）楔紧。

5 结语

山西某矿3202 综放工作面沿空留巷，设计了沿空留巷顶板控制、两顺槽及端头控制方案和锚索补强支护方案，通过工程实践。工作面进风顺槽不少于50 m超前支护完好，运输顺槽不少于30 m 超前支护完好；运输顺槽在回采初期滞后工作面临时支护不少于400 m，能够满足工作面的生产要求。