摘要：12426综采面推进过程中需要过平行于工作面的空巷，其主要影响巷道的通过性，过空巷过程中顶板压力显现及规律较正常推进过程中将会发生一定变化，在原有锚网带支护技术及泵送支柱支护的基础上，探讨工作面过空巷过程中压力规律变化情况，同时探讨泵送支柱在实用过程中的支护效果，为以后指导过其他空巷及工作面贯通支护新工艺提供实践基础。
关键词：矿山压力；空巷；显现规律；总结建议
1 工作面地质及开采条件
1.1工作面地质条件
12426综采面内12煤层上覆基岩厚128-163m，最薄处位于12426回顺17联巷附近，第四系松散层厚9-22m，松散含水层厚0-4m。工作面内无断层冲刷等地质构造。
2 矿压规律分析
2.1 过空巷前工作面周期来压矿压规律
过空巷前工作面推进54m（896-950m），共观测到6次周期来压，平均周期来压步距9m，矿压稳定期3.4-5m，来压持续推进距离4-5.6m，来压平均持续推进距离5.35m。来压期间压力值350-510bar之间。来压期间，工作面中后部支架段（52-75#、84#-103#）顶板端面距内发生切顶冒落，冒落高度0.2-0.45m，冒落矸石块度（长*宽*高）0.7*0.5*0.25m，来压期间冒落矸石堵运输机，经常性发生大块外溢。生产时工作面90#-120#支架段煤壁片帮严重，导致工作面端面距较大，生产时临时拉架支护顶板。12426综采面过空巷前周期来压步距9m，过空巷段直接顶，老顶岩性、厚度未发生明显变化，煤层厚度稳定，无地质构造影响，上覆基岩后度由140-145m变为135-140m。预计过空巷周期来压步距较空巷前周期来压步距会稍有变化，理论上周期来压步距会变大。根据前期矿压规律，预计揭露空巷4m，工作面压力稳定，揭露空巷4m后，工作面来压。
2.2过空巷矿压显现规律
2.2.1空巷概况
12426综采面机头推进至955.6m揭露空巷，12426空巷长度48m，位于工作面机头区域，与工作面平行。12426综采面空巷高度2.7m左右，12426空巷平行于工作面，12426空巷影响推进长度5.0m。12426空巷采用锚索、锚杆+W钢带+泵送支柱联合支护，空巷内支护泵送支柱10根，支柱高度2.7m，支柱直径700mm，支柱设计支护强度15MPa，实测支护强度22MPa，间距3.0m。
2.2.2 过空巷方案
（1）12426综采面与空巷贯通前10m对工作面调斜，在保证机头机尾安全出口距离不小于0.8m的前提下，在机尾段加刀，使机尾临时机头2m左右，保证与空巷贯通时，能够在机头连续加刀快速通过空巷并且保证机头机尾安全出口不小于0.8m。
（2）根据工作面矿压分析，机头段压力显现不明显，强度不大，过空巷不需要等压，采采用连续推进方式过空巷。
（3）12426综采面空巷贯通时，为避免采煤机割锚索、锚杆、网片、W钢带而破坏顶板支护，必须沿顶沿底回采，为避免出现支架压死或卡阻采煤机事故，采高控制在2.7m，空巷内高度不够区域严禁割顶，可适当割底调整采高。
（4）12426综采面与空巷平行，空巷内共揭露支架28架，工作面与空巷贯通时，采取在机头连续加刀快速通过空巷。支架工要跟机拉架，并及时拉超前支架，支架保证初撑力，工作面通过空巷后，调整工作面平直度，保证工作面三直两平两畅通。工作面过空巷揭露支架数如图所示。
（5）过空巷期间加大设备动、静态检修力度，空巷段液压支架各结构件安全阀、管路全部进行更换，重点区域加大检修力度，确保设备处于良好运行状态。
2.2.3 12426综采面过空巷期间矿压显现规律
11月8日夜班第 7刀煤揭露空巷，此时工作面整体无来压现象，支架压力值在260-351bar，局部煤壁片帮。回风顺槽副帮帮鼓，正帮片帮，运输顺槽无片帮，帮鼓现象。夜班空巷内割煤2刀，推进1.6m。早班继续组织生产，割第4刀煤时，工作面来42-84#支架段来压，压力值在412-579bar。该段支架立柱下沉量65-110mm，端面距内顶板冒落，端面距0.4-0.75m，安全阀累计开启13架。割煤4刀，推进3.5m，空巷已经完全通过。中班继续组织生产，中班工作面59-121#支架段来压，压力值在414-511bar。该段支架立柱下沉量40-85mm，端面距内顶板冒落，端面距0.3-0.6m，安全阀累计开启6架。分析如下：
（1）12426综采面推进896-988m范围共出现6次周期来压现象。过空巷前54m（896-950m）观测到6次周期来压，平均周期来压步距9m，来压期间压力值350-510bar之间，平均440bar，动载系数1.39-2.02，平均1.71，动载系数较大；过空巷期间（950-988m），观测到3次周期来压，平均周期来压步距12.7m，持续推进距离3.5-6.9m，来压期间工作压力402-510bar之间，平均456bar，动载系数1.60-2.02，平均1.81，动载系数较大。过空巷前来压步距9m小于过空巷期间来压步距12.7m，来压步距变大的主要原因为一是上覆基岩厚度变薄；二、空巷内支护强度大，压力能够及时传递至前方；三是过空巷期间停机影响生产时间少，工作面连续推进。
（2）过空巷压力显现及泵送支柱适用性情况：揭露空巷4-5m时，工作面36-120#支架段来压，支架压力402-510bar，机头1-30#支架压力稳定，压力值在264-377bar。矿压稳定期机头1-30#支架压力相比来压期间变化不大，立柱压力增加12-44bar。过空巷周期来压显现强度与空巷前显现强度大小基本一致，矿压显现强度无明显增大，说明空巷对周期来压显现强度无明显影响。
空巷内机头侧1-4#泵送支柱下缩量很小，未观测到下缩量。空巷内5-10#支柱下缩量15-45mm，5#-10#支柱下缩量逐渐增大，其中5-7#支柱下缩量不明显，柱体未见明显裂痕，8-10#支柱下缩量较明显，剥离外层裙衣及剪断钢圈，柱体瞬间出现裂痕，裂痕宽度约5mm，高度约1.8m，随着工作面推进纵向裂痕逐渐增多并相互交叉贯穿。12426综采面从揭露空巷直至全部截割完毕支柱，支柱整体支护效果良好，未出现预想的压垮、压碎等现象，也没有出现采煤机滚筒触碰到支柱，支柱倾倒的现象。采煤机滚筒截割支柱直径达2/3（470mm）时，支柱才失稳垮塌，支柱截割硬度与实体煤相近，说明支柱支护强度及截割硬度均适合作为空巷辅助支护材料。
2.2.4 顺槽矿压情况
过空巷期间工作面来压时顺槽顶底板移近量5-10mm，两帮无移近量。
3 过空巷矿压显现规律总结及建议
（1）根据12426综采面揭露空巷4-5m工作面来压，来压范围为36-120#支架段，来压范围与正常回采周期来压范围基本一致，机头段来压与工作面来压不同步，得出受一次采动影响短空巷对周期来压步距、矿压显现强度影响不大，同时周期来压对空巷内顶板稳定性、支柱受力变形影响不大的结论。
（2）过空巷前周期来压步距9m，过空巷12.7m，过空巷后来压步距12.7m大于预测周期来压10m，来压步距变大的主要原因为一是上覆基岩厚度变薄；二、空巷内支护强度大，压力能够及时传递至前方；三是过空巷期间停机影响生产时间少，工作面连续推进。建议过受一次采动影响的短空巷（空巷长度小于40m），可以不采用调斜方式通过空巷。
（3）过空巷周期来压期间，空巷内顶板支护状态良好，未发生顶板冒落、支护失效等现象，说明空巷内支护设计满足顶板支护强度要求。通过此次试验，空巷内泵送支柱发生一定形变，未发生压垮、倾倒等现象，截割硬度、支撑强度适中，支护效果良好可推广应用。
（4）加强设备检修力度，尤其是泵站和支架，降低设备故障率，保证空巷段顶板能够得到有效支撑，减少顶板下沉量，减少煤壁片帮，降低大块堵运输机频次，为工作面快速推进创造良好条件。
结束语：
通过实践及理论分析，过空巷期间受空巷位置及长度、工作面推进连续性、上覆基岩等因素影响，矿压显现规律较正常推进发生明显变化；同时泵送支柱新工艺得到实践并有一定效果，是一种可作为外部支护代替垛式支架、单体等控制巷道围岩变形的新支护形式。
参考文献：
[1] 钱鸣高.矿山压力与岩层控制[M].徐州：中国矿业大学出版社，2010.
[2] 刘鸿文.材料力学[M].浙江：高等教育出版社，2011.
[3] 耿献文. 矿山压力控制技术[M]. 徐州：中国矿业大学出版社，2002
作者简介：
赵冰（1987-），男，内蒙古，职称助理工程师，学士，2009年7月毕业于山东科技大学，国家能源集团神东煤炭集团乌兰木伦煤矿生产办管理办副主任，从事采掘生产及技术管理。
论文作者:赵冰
论文发表刊物:《基层建设》2018年第35期
论文发表时间:2019/1/3
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