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摘 要：煤矿采掘施工过程中，由于支护设计存在问题、施工支护质量存在问题、巷道闲置时间较长等，当工作面施工结束后会对巷道产生较大的压力，致使工作面出现冒落的现象，影响正常使用。文章以东山煤矿五采区3#上左八外上山工作面为例，通过分析工作面的地质概况，探析了导致发生事故的原因，并提出了相应的改进措施，以防治类似事故的发生，保障工作面现场安全和施工人员安全。
关键词：东山煤矿；五采区；3#上左八外上山工作面；总结
前言
东山煤矿五采区303掘进队施工3#上左八外上山工作面，施工结束后，由于巷道压力大，导致部分地点冒落，无法正常使用，二次施工外上山，在顶板管理、支护上存在明显问题，为防止同类事件发生，对工作面施工进行总结。
一.地质概况：
1.下五采3#上/左八外上山工作面位于北至3#上/左七副巷，东至左八工作面切眼，南至3#上/左八巷，西至下五采风道下山。3#上/与4#下/煤层的层间距为8.0～10.0米；下部为3#下/煤层，3#上/与3#下/煤层的层间距为7.6～9.0米。该工作面的临近煤层均没有开采，只有上部的3#上/左七工作面已開采，开采后的采空区积水已放净。地表为一些山坡和杂林，无其他建筑和水体。地面最低标高为330米，最高标高为425.2米，煤层埋藏深度为930米～1115米。
2.煤层柱状图：
根据上、下巷实际揭露3#上/煤层的纯煤厚度在1.29-1.91米左右变化，平均纯煤厚度为1.65米，煤层走向近于东西，煤层倾角14°-19°左右变化，倾角变化较小，煤层厚度变化较大，由西向东逐渐变厚。
3.顶、底板情况：
煤层顶板：伪顶为碳质页岩，灰黑色，片状，水平层理，厚0.05-0.30米，直接顶为细粒砂岩，黑白色间互，上部含中粒砂岩，3#上/与4#下/的平均层间距为9.0米。
煤层底板：直接底为炭质页岩，灰黑色，含碳较高，较稳定，厚度在0.30-0.80米，下部为细粒砂岩，上下部为细粒，中间为中粒，3#上/与3#下/的平均层间距为8.3米
二、工程介绍及施工说明：
1.工程介绍
本工程为3#上外上山切眼。全长100米，坡度沿煤平均坡度11°，施工方位340°，巷道中宽初期设计3.6米，中高2.5米，二次开帮2.4米，全宽6米。
2、支护设计及计算
顶板压力计算：
a1=a+hctg（ ）=1.8+2.4ctg（ ）=2.23
b= =2.23÷6≈0.372
Q =2abγ岩=2×1.5×0.372×2.5 =2.79T/m
式中：Q-每米巷道顶压值（T/m）； a-巷道掘进顶宽之半 ；
a1-冒落拱跨度之半； b-冒落拱高；
h-巷道掘进高度2.5m； f岩-顶板岩石坚固系数6；
βa-煤层内阻力角560 ； γ岩-顶板岩石容重2.5t/m3；
锚杆支护选择：
（1）、锚杆长度的选择：
L=KH+L1+L2=2×0.7+0.3+0.1=1.8 取2.0m
所以选用鸡西矿务局锚杆厂出产的新型高强度树脂锚杆。
锚杆型号：左旋无纵筋螺纹钢
锚杆长度：2.0米，
杆体直径：18mm 托盘120mm×120mm×8mm
锚固剂型号：CK2335 锚固剂用量：每眼用2个
初锚力：6吨（60KN） 锚固力：不低于12吨（120KN）
安装机具：MQT-130A型锚杆钻机
（2）、锚杆间排距的选择：
甲、按加固拱原理
m≤（0.5～0.7）L
m≤（0.5～0.7）×2
m≤1.0～1.4m
乙、按悬吊原理
m= ≈1.31m
式中：L-锚杆长度（m）； m-锚杆间距；
L1-锚杆锚入稳定岩层的深度取0.3m
L2-锚杆在巷道中的外露长度
Q-锚杆初锚力。 取6吨
K-安全系数，一般取K=2
H-软岩厚度。取0.7（m）
经计算：锚杆间距取1.0米合理。
锚索支护选择：
L=L1+KL2+L3=0.3+2×1.7+1.2=4.9m 取5.2m
式中 L： 锚索长度， L1：锚索外露长度，取0.30m；
K：伪顶和直接顶厚度不均匀系数，取K=2；
L2：直接顶平均厚度，L2=1.7m；
L3：锚索锚固段长度，取L3=1.2m
锚索选择：
钢绞线型号：Φ17.8 钢绞线长：5.2米
杆体直径：17.8mm 锚固深度：5米
锚固剂型号：CK2336 锚固剂用量：每眼用3个
预紧力：30MPa（90KN） 锚固力 ：32MPa（96KN）
锁具：MK15 鐵托盘：170×170×8mm
安装机具：MQT-130A型锚杆钻机
2.施工说明：
第一次施工前顶底板及帮状态较稳定，没有较明显的压力显现情况，理论巷道支护强度够，但没有全面考虑到采动影响及巷道闲置的时间的影响。
2016年八月份外上山冒落，无法正常使用，矿决定二次施工外上山，断面设计修改为中宽3.6米，中高2.2米。
三、原因分析：
1.支护设计存在问题：顶板支护设计不完善，只进行了单纯的掘进巷道的顶板压力计算，回采时压力没有进行理论设计和计算，理论验证不充分。巷道长时间闲置导致片帮严重，顶板暴露面积增加，加剧了顶板压力显现。
2.施工支护质量存在问题：施工中部分锚杆、锚索预紧力不够，没有进行二次紧固，支护强度没有达到标准。
四、吸取教训：
1.加强掘进技术学习，提高技术人员业务能力和责任心理。切实的作到理论与实际相结合，用理论服务施工，理论实际不脱节，在工程设计前综合考虑各种自然状况及采动影响。
2.提高支护施工质量，加大支护质量监察力度，施工方与技术方加强支护质量施工，使支护预紧力达到设计要求。
3.优化施工顺序，尽量减少施工中大面积顶板的暴露时间，减少施工步骤，加快施工速度。
五、结束语
综上所述，煤矿工作面采掘工作施工工序复杂，并且由于工作面施工环境存在不确定性，如果没有做好支护设计、施工支护、巷道闲置时间过长，都会影响工作面施工效率和施工安全。因此，东山煤矿五采区3#上左八外上山工作面通过对导致出现冒落的原因进行分析， 采取了有效的措施进行处理，为保证工作面的安全施工奠定了坚实的基础。
参考文献：
[1]赵春光. 煤矿采区走向长度与采煤工作面长度分析[J]. 黑龙江科技信息， 2015（6）：71-72.
[2]侯英麟， 田涛. 煤矿采区巷道支护设计方案研究[J]. 商品与质量：学术观察， 2013（6）：116-116.
[3]潘文泉. 煤矿采掘工作面塌陷的防范之我见[J]. 江西建材， 2014（9）：231-231.
关键词：东山煤矿；五采区；3#上左八外上山工作面；总结
前言
东山煤矿五采区303掘进队施工3#上左八外上山工作面，施工结束后，由于巷道压力大，导致部分地点冒落，无法正常使用，二次施工外上山，在顶板管理、支护上存在明显问题，为防止同类事件发生，对工作面施工进行总结。
一.地质概况：
1.下五采3#上/左八外上山工作面位于北至3#上/左七副巷，东至左八工作面切眼，南至3#上/左八巷，西至下五采风道下山。3#上/与4#下/煤层的层间距为8.0～10.0米；下部为3#下/煤层，3#上/与3#下/煤层的层间距为7.6～9.0米。该工作面的临近煤层均没有开采，只有上部的3#上/左七工作面已開采，开采后的采空区积水已放净。地表为一些山坡和杂林，无其他建筑和水体。地面最低标高为330米，最高标高为425.2米，煤层埋藏深度为930米～1115米。
2.煤层柱状图：
根据上、下巷实际揭露3#上/煤层的纯煤厚度在1.29-1.91米左右变化，平均纯煤厚度为1.65米，煤层走向近于东西，煤层倾角14°-19°左右变化，倾角变化较小，煤层厚度变化较大，由西向东逐渐变厚。
3.顶、底板情况：
煤层顶板：伪顶为碳质页岩，灰黑色，片状，水平层理，厚0.05-0.30米，直接顶为细粒砂岩，黑白色间互，上部含中粒砂岩，3#上/与4#下/的平均层间距为9.0米。
煤层底板：直接底为炭质页岩，灰黑色，含碳较高，较稳定，厚度在0.30-0.80米，下部为细粒砂岩，上下部为细粒，中间为中粒，3#上/与3#下/的平均层间距为8.3米
二、工程介绍及施工说明：
1.工程介绍
本工程为3#上外上山切眼。全长100米，坡度沿煤平均坡度11°，施工方位340°，巷道中宽初期设计3.6米，中高2.5米，二次开帮2.4米，全宽6米。
2、支护设计及计算
顶板压力计算：
a1=a+hctg（ ）=1.8+2.4ctg（ ）=2.23
b= =2.23÷6≈0.372
Q =2abγ岩=2×1.5×0.372×2.5 =2.79T/m
式中：Q-每米巷道顶压值（T/m）； a-巷道掘进顶宽之半 ；
a1-冒落拱跨度之半； b-冒落拱高；
h-巷道掘进高度2.5m； f岩-顶板岩石坚固系数6；
βa-煤层内阻力角560 ； γ岩-顶板岩石容重2.5t/m3；
锚杆支护选择：
（1）、锚杆长度的选择：
L=KH+L1+L2=2×0.7+0.3+0.1=1.8 取2.0m
所以选用鸡西矿务局锚杆厂出产的新型高强度树脂锚杆。
锚杆型号：左旋无纵筋螺纹钢
锚杆长度：2.0米，
杆体直径：18mm 托盘120mm×120mm×8mm
锚固剂型号：CK2335 锚固剂用量：每眼用2个
初锚力：6吨（60KN） 锚固力：不低于12吨（120KN）
安装机具：MQT-130A型锚杆钻机
（2）、锚杆间排距的选择：
甲、按加固拱原理
m≤（0.5～0.7）L
m≤（0.5～0.7）×2
m≤1.0～1.4m
乙、按悬吊原理
m= ≈1.31m
式中：L-锚杆长度（m）； m-锚杆间距；
L1-锚杆锚入稳定岩层的深度取0.3m
L2-锚杆在巷道中的外露长度
Q-锚杆初锚力。 取6吨
K-安全系数，一般取K=2
H-软岩厚度。取0.7（m）
经计算：锚杆间距取1.0米合理。
锚索支护选择：
L=L1+KL2+L3=0.3+2×1.7+1.2=4.9m 取5.2m
式中 L： 锚索长度， L1：锚索外露长度，取0.30m；
K：伪顶和直接顶厚度不均匀系数，取K=2；
L2：直接顶平均厚度，L2=1.7m；
L3：锚索锚固段长度，取L3=1.2m
锚索选择：
钢绞线型号：Φ17.8 钢绞线长：5.2米
杆体直径：17.8mm 锚固深度：5米
锚固剂型号：CK2336 锚固剂用量：每眼用3个
预紧力：30MPa（90KN） 锚固力 ：32MPa（96KN）
锁具：MK15 鐵托盘：170×170×8mm
安装机具：MQT-130A型锚杆钻机
2.施工说明：
第一次施工前顶底板及帮状态较稳定，没有较明显的压力显现情况，理论巷道支护强度够，但没有全面考虑到采动影响及巷道闲置的时间的影响。
2016年八月份外上山冒落，无法正常使用，矿决定二次施工外上山，断面设计修改为中宽3.6米，中高2.2米。
三、原因分析：
1.支护设计存在问题：顶板支护设计不完善，只进行了单纯的掘进巷道的顶板压力计算，回采时压力没有进行理论设计和计算，理论验证不充分。巷道长时间闲置导致片帮严重，顶板暴露面积增加，加剧了顶板压力显现。
2.施工支护质量存在问题：施工中部分锚杆、锚索预紧力不够，没有进行二次紧固，支护强度没有达到标准。
四、吸取教训：
1.加强掘进技术学习，提高技术人员业务能力和责任心理。切实的作到理论与实际相结合，用理论服务施工，理论实际不脱节，在工程设计前综合考虑各种自然状况及采动影响。
2.提高支护施工质量，加大支护质量监察力度，施工方与技术方加强支护质量施工，使支护预紧力达到设计要求。
3.优化施工顺序，尽量减少施工中大面积顶板的暴露时间，减少施工步骤，加快施工速度。
五、结束语
综上所述，煤矿工作面采掘工作施工工序复杂，并且由于工作面施工环境存在不确定性，如果没有做好支护设计、施工支护、巷道闲置时间过长，都会影响工作面施工效率和施工安全。因此，东山煤矿五采区3#上左八外上山工作面通过对导致出现冒落的原因进行分析， 采取了有效的措施进行处理，为保证工作面的安全施工奠定了坚实的基础。
参考文献：
[1]赵春光. 煤矿采区走向长度与采煤工作面长度分析[J]. 黑龙江科技信息， 2015（6）：71-72.
[2]侯英麟， 田涛. 煤矿采区巷道支护设计方案研究[J]. 商品与质量：学术观察， 2013（6）：116-116.
[3]潘文泉. 煤矿采掘工作面塌陷的防范之我见[J]. 江西建材， 2014（9）：231-231.