李世达，崔藏昆，张成
山东李楼煤业有限公司，山东 菏泽 274700）
摘要：1302（上）工作面是公司第一个沿空掘巷回采工作面，回采期间受工作面超前采动、小煤柱侧向压力及超前支架组反复支撑影响，超前支护段巷道收敛变形严重，制约工作面正常生产。通过数据采集、研究分析围岩变形规律，提出并应用有效围岩控制技术，围岩变形得到有效控制，为巨野矿区类似地质条件下沿空掘巷回采提供技术支持。
关键词：沿空掘巷；回采；围岩控制
Study on the control technology of surrounding rock in deep well fully mechanized caving face
Li shida, Cuicangkun,Zhang cheng
(shandong lilou coal industry co., LTD., heze, shandong 274700）
Abstract: 1302 (top) working face is the first working face of the company to excavate the roadway along the void. During the mining process, the roadway in the advanced support section is seriously deformed due to the influence of the advanced mining face, the lateral pressure of small coal pillars and the repeated support of the advanced support bracket group, which restricts the normal production of the working face. Through data collection, study and analysis of surrounding rock deformation law, the effective surrounding rock deformation control technology is put forward and applied to effectively control the surrounding rock deformation, providing technical support for excavation along the roadway in juye mining area under similar geological conditions.
Key words: digging a roadway along the void; Mining; The surrounding rock control
1 工作面概况
1.1 工作面位置
1302（上）工作面位于矿井一采区北翼，其南部为一采区胶带巷、一采区回风巷、一采区轨道巷以及一采区辅助轨道四条已掘大巷，西部邻近八里庄主断层，北至八里庄支三断层，东部则为1302工作面采空区（1302上工作面轨道顺槽与1302工作面胶带顺槽间留设5m小煤柱）。1302（上）工作面走向长1813.8m，平均倾斜长130.3m，工作面回采1060m后进入沿空回采区域。
1.2 永久支护
1302（上）工作面采用净断面B×H=5000×4000mm的矩形断面，S净=20m2，荒断面B×H=5200×4100mm，S荒=21.32m2。掘进期间顶板采用锚网索梁支护，即采用7300mm锚索配合L4.5mU29锚梁进行“一梁三索”支护，锚索间排距2000×1000mm，两锚索梁间采用7根22×2500mm高强左旋螺纹钢锚杆支护，间排距800×1000mm。为保证工作面防冲安全，回采前对原有巷道顶板采用锚索配W钢带进行补强支护，即采用8300mm高强预应力锚索配GDW/280 W型高强钢带进行支护，每排布置两根W钢带，顶板共计补强布置4根锚索。
1.3 超前支护
轨道顺槽超前支护长度200m，采用16组32架ZTC11900/25/50型交替迈步式超前支架和35组70架ZQ4000/20.6/45型尾变首式单元式支架进行支护，其中超前支架支护长度112m，单元式支架支护长度88m。
2 围岩变形分析
工作面开采初期两侧均为实体煤，巷道围岩变形量较小；当工作面进入采空区后，沿空顺槽围岩发生大变形，导致超前支架间行人空间不足，制约现场生产（如图1）。
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图1 实体煤侧帮鼓、顶板下沉活柱缩小
巷道围岩变化量、变化速率可以直观反应动压活动规律，因此我们现场采用表面位移十字布点法每隔5m设置一组测点，回采期间,针对小煤柱帮变形量、实体煤帮变形量、顶板下沉量、底鼓量进行数据采集、分析，以便掌握围岩变化规律。通过大量测点分析，得出：在工作面超前支承压力影响下，顶板下沉量、巷帮移近量与距工作面煤壁距离大致呈现负相关，即：距离工作面推采位置越近，围岩破坏程度及变化速率越明显（如图2）。具体表现为：
（1）超前工作面140m范围开始工作面顶底板移近量开始增加，超前70m范围开始急剧增大，超前30m范围变化最快；超前工作面110m范围两帮移近量开始增加，90m范围开始急剧增大，超前30m范围变化最快。
（2）受采动影响,自工作面超前140m围岩开始变形到距工作面煤壁10m范围内的观测分析结果为：
图2 1360#测点围岩变形分析图表
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①顶底板移近量累计为3638mm,移近速度最大为108.8mm/d,平均为52.9mm/d；其中顶板下沉量累计为1268mm,移近速度平均为18.4mm/d,最大为44.8mm/d，底鼓量累计为2370mm,底鼓速度平均为34.5mm/d,最大为64mm/d。
②两帮移近量累计为2765mm,两帮移近速度平均为34.0mm/d,最大为76.8mm/d;其中实体煤侧帮移近量累计为2140mm,移近速度平均为26.3mm/d,最大为57.6mm/d;小煤柱侧帮移近量累计为625mm,移近速度平均为7.7mm/d,最大为19.2mm/d。
（3）两帮的移近量以实体煤侧变形量为主；巷道底鼓量明显大于顶板下沉量。
3 围岩控制技术应用
通过围岩变形规律分析，沿空侧围岩发生大变形主要原因为：一是超前支架组需要反复升降前移，顶板得不到有效控制，同时顶板永久支护受多组超前支架反复支撑，顶板支护失效，在超前采动影响下顶板下沉明显；二是实体煤侧受沿空掘巷影响岩层结构发生变化，支承压力显著升高并产生高应力挤压导致内收严重，同时受强卸压影响，巷帮刚度降低、膨胀能力增大，受力后鼓帮明显；三是底板无有效支护，采动影响下底鼓。针对围岩变形原因，我们制定并应用了针对性围岩控制方法。
3.1 变更超前支护形式
自移迈步式超前支架虽然具有稳定性好、抵抗扰动与抗冲能力强等优点，但同时也具有破坏原有支护、不适应围岩变形等缺点，因此我们优化了超前支护形式，撤除8组超前支架组，采用更适合大断面、大变形、长距离超前支护的单元式支架进行支护。单元式支架只需将整个超前支护段的最后一个单元支架拖移至最前端即可，减小了对顶板的反复支撑破坏，同时移架方式更为灵活方便，降低了顶板状态差时移架难度。
3.2 施工斜拉锚索梁
针对实体煤侧帮帮鼓变形大的实际，我们从加强巷帮支护入手，对实体煤帮帮部施打φ21.6L7300mm预应力锚索配L4.5mU29锚索梁进行加强支护。锚索梁与巷道底板呈35～55°夹角布置，排距2000mm，每根锚索梁施打3根锚索，每根锚索采用3支不同凝速2870型树脂锚固剂进行锚固。（如图3）
图3 实体煤侧帮锚索梁加固
3.3 超前卧底
针对底鼓变形严重的实际，我们制定了超前卧底方案，对轨道顺槽围岩变形加剧的超前70m范围（超前支架1-10）分茬进行卧底，先卧移架空间，后卧人行道，卧底后超1/超2底座前区域巷道高度不小于3.2m，宽度不小于2.7m；超3/超4底座前—超9/超10区域巷道高度不小于3.3m，宽度不小于3.0m，以保证巷道断面满足正常生产要求。
3.4 其它
针对顶板下沉，支架活柱小的实际，我们采取超前支架上方背设工字钢，拉架期间采用单体支柱先支护后移架的方式拉移超前支架；针对底鼓明显得实际，我们采用卧底后底板铺设板梁、平衡受力的方法进行底板维护；同时做好超前支架组支护质量管理，保证顶梁接顶、歪斜角度及支护状态。
4 应用效果
轨道顺槽8组超前支架替换为单元式支架后，减少了反复支撑，巷道顶板支护得到有效保护，顶板下沉量比以往减少了23mm/d。
通过在实体煤帮施工锚索梁，对围岩主动施加横向约束力，有效控制了实体煤侧帮大变形，实体煤侧帮移近量比以往减少了12mm/d。
通过超前卧底、优化移架工艺、铺设底板梁等方法，顶底板移近量明显减小，现场采场条件得到有效改善。
5 结论
通过1302（上）工作面沿空顺槽围岩变形规律研究分析，综合应用多种针对性围岩控制方法，围岩变形量明显减小，确保了工作面安全顺利回采，为今后沿空掘巷回采提供了技术支持，对巨野矿区深井冲击地压工作面沿空掘巷回采期间围岩控制具有很好的借鉴意义。
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作者简介：李世达（1989.9-），男，山东日照人，助理工程师，毕业于山东科技大学采矿工程专业，大学本科学历。现在山东李楼煤业有限公司从事生产技术管理工作。