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[摘要]采用理论分析、数值模拟、相似材料模拟等综合分析技术，系统研究了覆岩活动规律及上位巷道的下沉变形规律，综合确定了下伏厚煤层开采方法、回风上山围岩加固范围、加固方案、超前加固距离等关键技术，为高效安全开采提供了技术保障。
[关键词]厚煤层；跨采；回风上山；围岩加固
1、概况
显德汪矿一采区轨道上山回风道是矿井的总回风通道，与下部9煤层间距为90m，保证其正常使用对整个矿井通风至关重要。9煤层厚度4.55m，1193、1195、1197工作面采用综采放顶煤技术开采，采用ZF2800－15/24型掩护式综放支架，MXG-150/350D采煤机，前后运输机为SGZ630／264型运输机。工作面采用走向长壁采煤法，综采放顶煤一次采全高，采煤机沿9＃煤层底板割煤2.0m，放煤2.5m，采放比为1：1.25。按照煤矿传统的方法，下伏煤层开采跨采上部巷道时通常会采取留设一定宽度煤柱的方法，对保护上部巷道效果较好，但是，浪费资源严重，同时，工作面开采到一侧停采线后，需要停止回采，重开切眼，支架搬家倒面，不能实现工作面的高效开采。因此，如何在保证轨道上山回风道正常安全通风的条件下，实现9煤层的高效开采是矿井生产中面临的紧迫问题。
2、综放开采上位巷道围岩加固技术
2.1 9煤层跨采回风上山开采方案
根据理论分析、数值模拟、相似材料模拟结果，得出了以下重要结论：回风上山处于冒裂带之上，弯曲下沉带内；弯曲带顶板岩层发生周期性断裂的断裂，弯曲下沉带内的巷道变形和破坏严重；无论采取那种方案，煤层跨采时回风上山的位移变化和破坏都将较大，考虑到一次放顶煤时上山的倾斜下沉倾角最大为-2.03～3.94°，没有造成倾斜的急剧变化。根据以上结论，综合经济效益考虑，确定采用一次采全高放顶煤的方法开采。
2.2 确定回风上山加固方案
a加固范围
根据上山巷道下沉变化的概率积分法预计结果，1193工作面开采时，巷道的影响加固范围为240m，为消除预计误差造成的影响，两侧各加20m加强支护，确定累计加固范围为278m。
b加固方案
根据现场测定，上山巷道松动圈范围为1.8～2.2m。
确定回风上山的加固方案为：矩形断面，上顶4根锚杆，中间两根长2.4m，两端角锚杆长2.6m，间排距为0.8×1.0m；帮锚杆长度为2.6～3.0m，间排距为1.0×1.0m。上顶和两邦加金属网和钢筋梯。拱形断面，锚杆长度为2.6m，间排距为0.95×1.0m。
锚杆采用Φ20mm的左旋螺纹钢高强锚杆，采用K2360和Z2360型规格的锚固剂各一卷。钢筋梯子梁采用Ф14mm圆钢制成，金属网采用菱形网，顶网长度为3200mm，帮网长度为2200mm，宽度为1200mm，网格为50mm×50mm。
c提前加固的距离
根据FLAC数值模拟结果，下方9煤层开采对回风上山的超前影响距离为15-25m。
根据相似材料模拟实验，上山巷道的超前影响距离为42m，需要在应力影响变化前做好加固工作。
3、实施效果
为了能更好地掌握在1193工作面开采过程中回风上山的下沉规律，测定下部煤层开采对上山巷道的影响，研究产生不同下沉量时巷道的破坏状况，在上山巷道内设置巷道下沉观测站，在回风上山内设立8个巷道变形观测站，观测顶板下沉和水平位移变化。
①上山巷道顶板下沉变化规律
⑴随着工作面推进和推过上山位置，顶板下沉不断增大，到顶板稳定时，累计下沉量为2717mm，现场实际探测，开采煤层厚度为4.5m，顶板下沉系数为0.6 。
⑵随着开采距离的推进、推过上山位置的变化，上山倾斜变化逐渐增加。在工作面中部12测点以上，最大倾斜变化为83.3mm/m，下沉最大角度为4.76°；在12测点以下，最大倾斜变化为-125.4mm/m，下沉最大角度-7.14°，比理论预计的结果大，但也能保持巷道的正常通风。
⑶在上山位置下侧，工作面机头对应15#测点以下40m位置，顶板下沉为122mm，在50m位置，顶板下沉为39mm，因此，在上山下侧40m范围内需要加固。
⑷在工作面推进至上山位置60-80m时，顶板开始下沉，在工作面推进上山10-60m，顶板下沉剧烈，下沉速率大。
②1193开采上山巷道变形规律
跨采上山过程中，巷道顶板变形为111-516mm，平均为354.4mm，从距上山前方21-60m（平均39.7m）到跨采后31-60m（平均56m）顶板变形变化剧烈。
③1195开采上山巷道变形规律
⑴3号测站顶底板移近量为261mm，5号测站顶底板移近量为798mm，3号测站顶底板移近量为469mm，3号测站顶底板移近量为433mm，平均为490.2mm。
⑵3号测站两帮移近量为445mm，5号测站两帮移近量为442mm，3号测站两帮移近量为821mm，3号测站两帮移近量为292mm，平均为500mm。
⑶上山巷道在跨采前的高度为2307-2550mm，平均为2422.8mm，宽度为2405-2790mm，平均为2572.5mm；在跨采后的高度为1510-2091mm，平均为1932mm，宽度为1698-2498mm，平均为2066mm。巷道高度收缩率为20.3%，宽度收缩率为19.7%，收缩率大，但能保持正常安全通风。
结束语
在下伏4.55m厚煤层一次放顶煤开采条件下，弯曲带顶板岩层发生周期性断裂，布置在该范围内的巷道表现为整体下沉，其变形和破坏可能很严重，采用相应的围岩加固技术后回风上山倾斜变化在4.76-7.14°，巷道也能保持正常通风；仅1193、1195两个工作面多回收资源33.7万吨，创收1.16亿元，实现了工作面的高效开采，具有重要的实践意义。
参考文献
[1]石建新.底板巷道合理位置确定方法的探讨[J].矿业安全与环保.1994年03期.
[2]徐龙仓,张明杰.受跨采影响岩巷稳定性分析[J].矿山压力与顶板管理.2003年04期.
[3]高明中,黄殿武.底板软岩动压巷道围岩应力分布的数值分析[J].安徽理工大学学报(自然科学版).2003年03期.
[4]谢文兵,史振凡,殷少举.近距离跨采对巷道围岩稳定性影响分析[J].岩石力学与工程学报.2004年12期.
[5]罗吉安;立井.揭煤过程中的煤岩体受力变化机制研究[D].安徽理工大学.2007年.
[6]张安临.厚煤层群底板跨采巷道围岩变形机理分析.《能源技术与管理》.2008年02期.
作者简介
左雁群，男，1979出生，河北沙河人，现有职称：工程师，现为冀中能源股份有限公司显德汪矿技术规划科科长，主要从事煤矿技术监督管理和指导工作，主要研究方向煤矿技术。
[关键词]厚煤层；跨采；回风上山；围岩加固
1、概况
显德汪矿一采区轨道上山回风道是矿井的总回风通道，与下部9煤层间距为90m，保证其正常使用对整个矿井通风至关重要。9煤层厚度4.55m，1193、1195、1197工作面采用综采放顶煤技术开采，采用ZF2800－15/24型掩护式综放支架，MXG-150/350D采煤机，前后运输机为SGZ630／264型运输机。工作面采用走向长壁采煤法，综采放顶煤一次采全高，采煤机沿9＃煤层底板割煤2.0m，放煤2.5m，采放比为1：1.25。按照煤矿传统的方法，下伏煤层开采跨采上部巷道时通常会采取留设一定宽度煤柱的方法，对保护上部巷道效果较好，但是，浪费资源严重，同时，工作面开采到一侧停采线后，需要停止回采，重开切眼，支架搬家倒面，不能实现工作面的高效开采。因此，如何在保证轨道上山回风道正常安全通风的条件下，实现9煤层的高效开采是矿井生产中面临的紧迫问题。
2、综放开采上位巷道围岩加固技术
2.1 9煤层跨采回风上山开采方案
根据理论分析、数值模拟、相似材料模拟结果，得出了以下重要结论：回风上山处于冒裂带之上，弯曲下沉带内；弯曲带顶板岩层发生周期性断裂的断裂，弯曲下沉带内的巷道变形和破坏严重；无论采取那种方案，煤层跨采时回风上山的位移变化和破坏都将较大，考虑到一次放顶煤时上山的倾斜下沉倾角最大为-2.03～3.94°，没有造成倾斜的急剧变化。根据以上结论，综合经济效益考虑，确定采用一次采全高放顶煤的方法开采。
2.2 确定回风上山加固方案
a加固范围
根据上山巷道下沉变化的概率积分法预计结果，1193工作面开采时，巷道的影响加固范围为240m，为消除预计误差造成的影响，两侧各加20m加强支护，确定累计加固范围为278m。
b加固方案
根据现场测定，上山巷道松动圈范围为1.8～2.2m。
确定回风上山的加固方案为：矩形断面，上顶4根锚杆，中间两根长2.4m，两端角锚杆长2.6m，间排距为0.8×1.0m；帮锚杆长度为2.6～3.0m，间排距为1.0×1.0m。上顶和两邦加金属网和钢筋梯。拱形断面，锚杆长度为2.6m，间排距为0.95×1.0m。
锚杆采用Φ20mm的左旋螺纹钢高强锚杆，采用K2360和Z2360型规格的锚固剂各一卷。钢筋梯子梁采用Ф14mm圆钢制成，金属网采用菱形网，顶网长度为3200mm，帮网长度为2200mm，宽度为1200mm，网格为50mm×50mm。
c提前加固的距离
根据FLAC数值模拟结果，下方9煤层开采对回风上山的超前影响距离为15-25m。
根据相似材料模拟实验，上山巷道的超前影响距离为42m，需要在应力影响变化前做好加固工作。
3、实施效果
为了能更好地掌握在1193工作面开采过程中回风上山的下沉规律，测定下部煤层开采对上山巷道的影响，研究产生不同下沉量时巷道的破坏状况，在上山巷道内设置巷道下沉观测站，在回风上山内设立8个巷道变形观测站，观测顶板下沉和水平位移变化。
①上山巷道顶板下沉变化规律
⑴随着工作面推进和推过上山位置，顶板下沉不断增大，到顶板稳定时，累计下沉量为2717mm，现场实际探测，开采煤层厚度为4.5m，顶板下沉系数为0.6 。
⑵随着开采距离的推进、推过上山位置的变化，上山倾斜变化逐渐增加。在工作面中部12测点以上，最大倾斜变化为83.3mm/m，下沉最大角度为4.76°；在12测点以下，最大倾斜变化为-125.4mm/m，下沉最大角度-7.14°，比理论预计的结果大，但也能保持巷道的正常通风。
⑶在上山位置下侧，工作面机头对应15#测点以下40m位置，顶板下沉为122mm，在50m位置，顶板下沉为39mm，因此，在上山下侧40m范围内需要加固。
⑷在工作面推进至上山位置60-80m时，顶板开始下沉，在工作面推进上山10-60m，顶板下沉剧烈，下沉速率大。
②1193开采上山巷道变形规律
跨采上山过程中，巷道顶板变形为111-516mm，平均为354.4mm，从距上山前方21-60m（平均39.7m）到跨采后31-60m（平均56m）顶板变形变化剧烈。
③1195开采上山巷道变形规律
⑴3号测站顶底板移近量为261mm，5号测站顶底板移近量为798mm，3号测站顶底板移近量为469mm，3号测站顶底板移近量为433mm，平均为490.2mm。
⑵3号测站两帮移近量为445mm，5号测站两帮移近量为442mm，3号测站两帮移近量为821mm，3号测站两帮移近量为292mm，平均为500mm。
⑶上山巷道在跨采前的高度为2307-2550mm，平均为2422.8mm，宽度为2405-2790mm，平均为2572.5mm；在跨采后的高度为1510-2091mm，平均为1932mm，宽度为1698-2498mm，平均为2066mm。巷道高度收缩率为20.3%，宽度收缩率为19.7%，收缩率大，但能保持正常安全通风。
结束语
在下伏4.55m厚煤层一次放顶煤开采条件下，弯曲带顶板岩层发生周期性断裂，布置在该范围内的巷道表现为整体下沉，其变形和破坏可能很严重，采用相应的围岩加固技术后回风上山倾斜变化在4.76-7.14°，巷道也能保持正常通风；仅1193、1195两个工作面多回收资源33.7万吨，创收1.16亿元，实现了工作面的高效开采，具有重要的实践意义。
参考文献
[1]石建新.底板巷道合理位置确定方法的探讨[J].矿业安全与环保.1994年03期.
[2]徐龙仓,张明杰.受跨采影响岩巷稳定性分析[J].矿山压力与顶板管理.2003年04期.
[3]高明中,黄殿武.底板软岩动压巷道围岩应力分布的数值分析[J].安徽理工大学学报(自然科学版).2003年03期.
[4]谢文兵,史振凡,殷少举.近距离跨采对巷道围岩稳定性影响分析[J].岩石力学与工程学报.2004年12期.
[5]罗吉安;立井.揭煤过程中的煤岩体受力变化机制研究[D].安徽理工大学.2007年.
[6]张安临.厚煤层群底板跨采巷道围岩变形机理分析.《能源技术与管理》.2008年02期.
作者简介
左雁群，男，1979出生，河北沙河人，现有职称：工程师，现为冀中能源股份有限公司显德汪矿技术规划科科长，主要从事煤矿技术监督管理和指导工作，主要研究方向煤矿技术。