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[摘 要]为提高采煤工作面两道支护强度，减少顶板事故，采用理论与实践结合的方法，浅析支护材料与支护方式以及补强范围在采煤工作面的应用。根据采煤工作面埋深、围岩性质、现场环境等条件，合理设计支护参数和选用支护材料。通过优化支护，选用合适的支护材料以及加强观测，实现了采煤工作面沿空顺槽回采顶板的安全，减少巷道顶板下沉，保证了回采和运输的正常进行，经济和社会效益显著，对类似工作面的管理具有较好的参考价值。
[关键词]顺槽 冒顶 补强
中图分类号：U455.9 文献标识码：A 文章编号：1009-914X（2016）15-0077-02
1 工作面概况
7435综放工作面位于IV1采区，浅部为7433采空区，东部和深部为实体煤，西部为上山煤柱，标高为-991.965m～-892.112m。煤层结构简单，煤层厚度3.80～5.50m，平均厚度4.80m，煤层倾角18°～25°，平均20°。综采放顶煤工艺开采，机采高度2.5m，放煤高度2.3m。工作面走向长度1196m，倾向长度225m，回采储量144.3万吨。于2015年5月开始回采，截止2016年2月初工作面剩余620米，工作面是日进度平均为3～4米，预计于2016年11月回采结束。
煤层直接顶板为砂质泥岩，老顶为中粒砂岩，直接顶易冒落。煤层底板为砂质泥岩，工作面周期来压不明显，回风顺槽超前压力显现明显。
2 沿空布置及支护情况
工作面回风顺槽跟7#煤顶板施工，与上区段间平均净煤柱5.5米，梯形断面，净宽4.6m，中净高3.0m，净断面积13.8 m2，锚网（索）联合支护，铺金属点焊网片，锚杆间距0.75m，排距1.2m。掘进期间支护参数几经修改，锚索布置方式由最初的每排2根修改为“2-1-2”五花布置方式，锚索直径17.8mm，长度8.2m，锚杆直径22mm，长度2.4m。放水巷以东采用M型钢带梁配蝶形托盘，以西采用梯形钢带梁无托盘。放水巷以西每40m支设一根φ≥200mm信号点柱，放水巷以东无信号点柱。回采期间顶板离层仪陆续锈蚀失效。
详见支护断面图1。
受上区段7433综放工作面采空区侧向支承压力影响，掘进及回采初期整个回风顺槽压力较大，顶底板、两帮移近明显，部分地段淋水大、掘进时上帮片帮深度超过1.0m。投产两个月后未受超前应力影响的外段巷道共4处变形严重，局部锚索外露长度仅余100mm左右，部分钢带断裂，及时采用单体液压支柱配合铰接顶梁补套加强支护，总补强长度200m，实质上此部分巷道为锚架联合支护。
冒顶位置与回采及补强支护位置关系见图2。
3 冒顶及处理情况
2016年2月6日1：30分左右，回风顺槽D12点前后（超前工作面回采位置155m处）下帮开始首先失衡垮落，继而向上帮延展冒顶，冒顶走向长7.2m，冒高最大2.5m，倾向宽4.6m，共5排钢带梁垮落、27根锚杆、8根锚索失效，上帮两趟瓦斯抽放管压断，上肩窝留有一米见方的通风口，冒顶区正常过风。在确认工作面风量未受影响，没有伤及人员的前提下，及时对冒顶区域两侧顶板进行加固、清理矸石（共清理矸石93车），采用锚网索支护高冒区，用半圆木接平顶板后，架设单体液压支柱和铰接顶梁走向棚支护。
冒顶后观测发现冒落岩面锈蚀，一根锚索尾部索具拉脱、一根锚固端部拉脱、其余六根锚索锚固端均未见异常，锚固结实，与锚索联接的锚梁（M型钢带梁）断裂，索具锁紧正常，部分索具与锚索仍联接在变形扭曲的钢带上，浮埋于冒落矸石中，紧靠上帮的6根锚杆由于上帮挤出，与变形的钢带连接，1根锚杆尾部拉断，其余20根锚杆锚固端均离层脱落，少部分与断裂的钢带梁分开，高低不齐地外露于冒落浮矸上。冒顶两侧紧贴正常支护的钢带梁切落，沿走向两端截面成直立状，沿倾向截面成不规则拱型，东侧第一根未失效的钢带梁上的锚索（一根、布置在巷中）锚具脱出，锚索失效。详见附图3。
4 原因分析
4.1 直接原因
（受压、淋水、崩解）松动离层的直接顶受动静载（煤炮震动、采动应力、构造应力、自重应力、膨胀应力）叠加作用压垮（受挤压、腐蚀、变形、撕裂、折断作用）强度降低的锚网梁（M型钢带和网片）是导致冒顶的直接原因[1]。
（二）间接原因：
1.受矿压及淋水影响，顶帮围岩不稳定
回风顺槽处于矿井开采深部（冒顶处D12前后巷道标高为-900m，埋深约为930m，所受垂直应力为23.25MPa），设计为沿空掘巷，小煤柱护巷（冒顶处煤柱宽度约为4m），上区段采空区侧向支承压力大，掘进期间经过一次动压影响，回采期间受二次动压影响（冒顶时工作面处于“三次见方”上覆岩层运动强烈影响阶段，微震系统监测到回风顺槽在超前100～200m范围内煤炮震动频繁），且冒顶区处于工作面背斜轴部构造应力集中，巷道松动圈进一步扩大，围岩自承能力显著降低。
冒顶区顶板长期淋水，弱化了厚度仅3m左右的砂质泥岩直接顶板的围岩强度。根据崩解实验，泥岩在遇水后会出现体积膨胀，内部节理裂隙进一步发育，进而发生崩解，致使围岩强度降低甚至几乎没有强度，通过现场实际测量发现下帮冒顶高度已完全超出锚杆的锚固范围，根据围岩强度强化理论，锚杆支护组合梁和挤压加固拱作用完全失效。
在原7433溜子道未完全垮落顶板扰动及7435回风顺槽开挖应力重新分布的影响下，4m窄煤柱不存在弹性区，回风顺槽下帮所受侧向支撑压力超过锚杆支护的锚固力，表现为巷道下帮鼓出，同时在淋水腐蚀作用下的金属网、锚索和钢带等支护失效，导致下帮成为冒顶的突破口，下帮先发生漏冒型冒顶，进而整个巷道发生墩冒型冒顶。
2.顶板淋水和潮湿腐蚀，弱化了支护材料强度
金属网特别是联接扎丝长期在淋水及潮湿环境中锈蚀，强度降低，使原本崩解的泥岩顶板找到突破点，出现部分或小范围的离层甚至顶板掉落，同时锚索和钢带长期受淋水侵蚀后易生锈而使其抗拉及抗剪强度减弱，当巷道顶板泥岩沿锈蚀的金属网掉落后，顶板岩层在水平地应力的作用下势必会产生一定的位移，此时锚索和M型钢带既要承受铅垂应力的抗拉又要承受水平应力的抗剪，当两种作用力达到锚索和钢带的承受载荷极限时，两者强度较低的M型钢带首先发生破断，从而使锚索支护失效。 3.一次支护（锚、梁、网、索）强度不匹配，方式不合理
冒顶区锚杆共有27根，其中20根锚固段处于离层区，随整层砂质泥岩而完整掉落，冒落的矸石总重量（按最大冒高2.5 m计算）为2.5×4.6×7.2×2.4=198.72吨，全部由8根锚索悬吊，锚索悬吊初锚力计算为8×30=240吨，理论上大于冒顶掉落矸石的总重量。
但钢带梁排距较大（1.2m），锚杆索间排距不均匀（间距0.75米，排距1.2米），锚杆与锚索布置在同一钢带上，钢带受力过度集中，公司推广应用的点焊网片及联接扎丝、M型钢带等均耐腐蚀性不够，钢带梁韧性和抗弯能力较差，弯曲后易出现断口，而回风顺槽所受的水平应力大，导致M型钢带发生弯曲挤压断裂，锚索及个别索头锈蚀滑脱，锚梁和网片失效，直接顶整体性消失，增加了冒顶机率。
4.二次补强支护（单体支柱架棚）不及时
一般工作面回风顺槽超前加强支护长度不超过40m，有冲击地压危险的长度在100m左右，本次冒顶位于超前工作面回采位置155m处，冒顶处东侧60m，西侧15m，共82.5m范围相对变形较小的巷道没有及时补套加强支护。
5.顶板离层监测不细致，没有及时发现顶板异常
目前使用的顶板离层仪质量较差，通常一个煤巷巷道掘进结束后前期安装的部分顶板离层仪就已经损坏失效。且木信号点柱布置数量减少，放水巷向东及冒顶区域没有支设木点柱，日常监测不深入，没能及时发现顶板离层信号。
5优化建议
（一）现有锚网巷道及时补强支护。
1.本工作面及其它工作面变形较大范围和顶板淋水区域，采用锚架联合支护补强支护，扶单体铰接梁走向棚，倾向穿半圆木或工字钢，双排或三排，穿鞋，必要时一梁两柱。特殊地段架棚影响轨道运输安全间距处，走向补打锚索加固。
2.合理加大超前支护范围，加大工作面超前卧底量。
3.及时替换腐蚀、开裂、压断的单体铰接梁半圆木棚，锚梁断裂变形处采用工字钢替换半圆木。
4.加强顶板监测，在离层监测基础上，加强巷道表面位移监测，每20～50m布置一个测点，必要时增加信号点柱数量。
（二）优化深部沿空侧巷道支护方式，合理匹配材料强度。
1.在深部设计布置时，使用强度达标、匹配合理的支护材料，选择抗横向变形强度大、耐腐蚀的钢带梁、网片和联接扎丝。
2.在深部采区回风顺槽设计布置时，充分考虑巷道地应力状况，选择合理的支护参数与支护方式。顶板易碎时合理减少支护间排距。尝试锚杆与锚索分开布置，加大托盘尺寸和强度。必要时采用锚架联合支护。
3.研究和试用锚网索桁架结构、走向钢带等支护方式，以减少倾向方向水平应力对支护体系的破坏。
4.合理加密信号点柱数量。
5.掘进施工过程中不得随意改变和降低支护强度，如需更改需重新计算确认，并在现场进行试验，出现问题立即进行二次补强支护。
6.巷道断面设计时，根据围岩性质，确定合理的宽高比。
参考文献：
[1] 韩立军等.岩土加固技术[M].中国矿业大学出版社，2005.
[2] 姚建国，邹正立，耿德庸，等著.地下开采现代技术理论与实践[M].煤炭工业出版社，2002，144-153.
作者简介：
李金星，男，1987.11.28，2010年毕业于中国矿业大学，采矿工程专业，孔庄煤矿生产技术科采煤专员，助理工程师。
[关键词]顺槽 冒顶 补强
中图分类号：U455.9 文献标识码：A 文章编号：1009-914X（2016）15-0077-02
1 工作面概况
7435综放工作面位于IV1采区，浅部为7433采空区，东部和深部为实体煤，西部为上山煤柱，标高为-991.965m～-892.112m。煤层结构简单，煤层厚度3.80～5.50m，平均厚度4.80m，煤层倾角18°～25°，平均20°。综采放顶煤工艺开采，机采高度2.5m，放煤高度2.3m。工作面走向长度1196m，倾向长度225m，回采储量144.3万吨。于2015年5月开始回采，截止2016年2月初工作面剩余620米，工作面是日进度平均为3～4米，预计于2016年11月回采结束。
煤层直接顶板为砂质泥岩，老顶为中粒砂岩，直接顶易冒落。煤层底板为砂质泥岩，工作面周期来压不明显，回风顺槽超前压力显现明显。
2 沿空布置及支护情况
工作面回风顺槽跟7#煤顶板施工，与上区段间平均净煤柱5.5米，梯形断面，净宽4.6m，中净高3.0m，净断面积13.8 m2，锚网（索）联合支护，铺金属点焊网片，锚杆间距0.75m，排距1.2m。掘进期间支护参数几经修改，锚索布置方式由最初的每排2根修改为“2-1-2”五花布置方式，锚索直径17.8mm，长度8.2m，锚杆直径22mm，长度2.4m。放水巷以东采用M型钢带梁配蝶形托盘，以西采用梯形钢带梁无托盘。放水巷以西每40m支设一根φ≥200mm信号点柱，放水巷以东无信号点柱。回采期间顶板离层仪陆续锈蚀失效。
详见支护断面图1。
受上区段7433综放工作面采空区侧向支承压力影响，掘进及回采初期整个回风顺槽压力较大，顶底板、两帮移近明显，部分地段淋水大、掘进时上帮片帮深度超过1.0m。投产两个月后未受超前应力影响的外段巷道共4处变形严重，局部锚索外露长度仅余100mm左右，部分钢带断裂，及时采用单体液压支柱配合铰接顶梁补套加强支护，总补强长度200m，实质上此部分巷道为锚架联合支护。
冒顶位置与回采及补强支护位置关系见图2。
3 冒顶及处理情况
2016年2月6日1：30分左右，回风顺槽D12点前后（超前工作面回采位置155m处）下帮开始首先失衡垮落，继而向上帮延展冒顶，冒顶走向长7.2m，冒高最大2.5m，倾向宽4.6m，共5排钢带梁垮落、27根锚杆、8根锚索失效，上帮两趟瓦斯抽放管压断，上肩窝留有一米见方的通风口，冒顶区正常过风。在确认工作面风量未受影响，没有伤及人员的前提下，及时对冒顶区域两侧顶板进行加固、清理矸石（共清理矸石93车），采用锚网索支护高冒区，用半圆木接平顶板后，架设单体液压支柱和铰接顶梁走向棚支护。
冒顶后观测发现冒落岩面锈蚀，一根锚索尾部索具拉脱、一根锚固端部拉脱、其余六根锚索锚固端均未见异常，锚固结实，与锚索联接的锚梁（M型钢带梁）断裂，索具锁紧正常，部分索具与锚索仍联接在变形扭曲的钢带上，浮埋于冒落矸石中，紧靠上帮的6根锚杆由于上帮挤出，与变形的钢带连接，1根锚杆尾部拉断，其余20根锚杆锚固端均离层脱落，少部分与断裂的钢带梁分开，高低不齐地外露于冒落浮矸上。冒顶两侧紧贴正常支护的钢带梁切落，沿走向两端截面成直立状，沿倾向截面成不规则拱型，东侧第一根未失效的钢带梁上的锚索（一根、布置在巷中）锚具脱出，锚索失效。详见附图3。
4 原因分析
4.1 直接原因
（受压、淋水、崩解）松动离层的直接顶受动静载（煤炮震动、采动应力、构造应力、自重应力、膨胀应力）叠加作用压垮（受挤压、腐蚀、变形、撕裂、折断作用）强度降低的锚网梁（M型钢带和网片）是导致冒顶的直接原因[1]。
（二）间接原因：
1.受矿压及淋水影响，顶帮围岩不稳定
回风顺槽处于矿井开采深部（冒顶处D12前后巷道标高为-900m，埋深约为930m，所受垂直应力为23.25MPa），设计为沿空掘巷，小煤柱护巷（冒顶处煤柱宽度约为4m），上区段采空区侧向支承压力大，掘进期间经过一次动压影响，回采期间受二次动压影响（冒顶时工作面处于“三次见方”上覆岩层运动强烈影响阶段，微震系统监测到回风顺槽在超前100～200m范围内煤炮震动频繁），且冒顶区处于工作面背斜轴部构造应力集中，巷道松动圈进一步扩大，围岩自承能力显著降低。
冒顶区顶板长期淋水，弱化了厚度仅3m左右的砂质泥岩直接顶板的围岩强度。根据崩解实验，泥岩在遇水后会出现体积膨胀，内部节理裂隙进一步发育，进而发生崩解，致使围岩强度降低甚至几乎没有强度，通过现场实际测量发现下帮冒顶高度已完全超出锚杆的锚固范围，根据围岩强度强化理论，锚杆支护组合梁和挤压加固拱作用完全失效。
在原7433溜子道未完全垮落顶板扰动及7435回风顺槽开挖应力重新分布的影响下，4m窄煤柱不存在弹性区，回风顺槽下帮所受侧向支撑压力超过锚杆支护的锚固力，表现为巷道下帮鼓出，同时在淋水腐蚀作用下的金属网、锚索和钢带等支护失效，导致下帮成为冒顶的突破口，下帮先发生漏冒型冒顶，进而整个巷道发生墩冒型冒顶。
2.顶板淋水和潮湿腐蚀，弱化了支护材料强度
金属网特别是联接扎丝长期在淋水及潮湿环境中锈蚀，强度降低，使原本崩解的泥岩顶板找到突破点，出现部分或小范围的离层甚至顶板掉落，同时锚索和钢带长期受淋水侵蚀后易生锈而使其抗拉及抗剪强度减弱，当巷道顶板泥岩沿锈蚀的金属网掉落后，顶板岩层在水平地应力的作用下势必会产生一定的位移，此时锚索和M型钢带既要承受铅垂应力的抗拉又要承受水平应力的抗剪，当两种作用力达到锚索和钢带的承受载荷极限时，两者强度较低的M型钢带首先发生破断，从而使锚索支护失效。 3.一次支护（锚、梁、网、索）强度不匹配，方式不合理
冒顶区锚杆共有27根，其中20根锚固段处于离层区，随整层砂质泥岩而完整掉落，冒落的矸石总重量（按最大冒高2.5 m计算）为2.5×4.6×7.2×2.4=198.72吨，全部由8根锚索悬吊，锚索悬吊初锚力计算为8×30=240吨，理论上大于冒顶掉落矸石的总重量。
但钢带梁排距较大（1.2m），锚杆索间排距不均匀（间距0.75米，排距1.2米），锚杆与锚索布置在同一钢带上，钢带受力过度集中，公司推广应用的点焊网片及联接扎丝、M型钢带等均耐腐蚀性不够，钢带梁韧性和抗弯能力较差，弯曲后易出现断口，而回风顺槽所受的水平应力大，导致M型钢带发生弯曲挤压断裂，锚索及个别索头锈蚀滑脱，锚梁和网片失效，直接顶整体性消失，增加了冒顶机率。
4.二次补强支护（单体支柱架棚）不及时
一般工作面回风顺槽超前加强支护长度不超过40m，有冲击地压危险的长度在100m左右，本次冒顶位于超前工作面回采位置155m处，冒顶处东侧60m，西侧15m，共82.5m范围相对变形较小的巷道没有及时补套加强支护。
5.顶板离层监测不细致，没有及时发现顶板异常
目前使用的顶板离层仪质量较差，通常一个煤巷巷道掘进结束后前期安装的部分顶板离层仪就已经损坏失效。且木信号点柱布置数量减少，放水巷向东及冒顶区域没有支设木点柱，日常监测不深入，没能及时发现顶板离层信号。
5优化建议
（一）现有锚网巷道及时补强支护。
1.本工作面及其它工作面变形较大范围和顶板淋水区域，采用锚架联合支护补强支护，扶单体铰接梁走向棚，倾向穿半圆木或工字钢，双排或三排，穿鞋，必要时一梁两柱。特殊地段架棚影响轨道运输安全间距处，走向补打锚索加固。
2.合理加大超前支护范围，加大工作面超前卧底量。
3.及时替换腐蚀、开裂、压断的单体铰接梁半圆木棚，锚梁断裂变形处采用工字钢替换半圆木。
4.加强顶板监测，在离层监测基础上，加强巷道表面位移监测，每20～50m布置一个测点，必要时增加信号点柱数量。
（二）优化深部沿空侧巷道支护方式，合理匹配材料强度。
1.在深部设计布置时，使用强度达标、匹配合理的支护材料，选择抗横向变形强度大、耐腐蚀的钢带梁、网片和联接扎丝。
2.在深部采区回风顺槽设计布置时，充分考虑巷道地应力状况，选择合理的支护参数与支护方式。顶板易碎时合理减少支护间排距。尝试锚杆与锚索分开布置，加大托盘尺寸和强度。必要时采用锚架联合支护。
3.研究和试用锚网索桁架结构、走向钢带等支护方式，以减少倾向方向水平应力对支护体系的破坏。
4.合理加密信号点柱数量。
5.掘进施工过程中不得随意改变和降低支护强度，如需更改需重新计算确认，并在现场进行试验，出现问题立即进行二次补强支护。
6.巷道断面设计时，根据围岩性质，确定合理的宽高比。
参考文献：
[1] 韩立军等.岩土加固技术[M].中国矿业大学出版社，2005.
[2] 姚建国，邹正立，耿德庸，等著.地下开采现代技术理论与实践[M].煤炭工业出版社，2002，144-153.
作者简介：
李金星，男，1987.11.28，2010年毕业于中国矿业大学，采矿工程专业，孔庄煤矿生产技术科采煤专员，助理工程师。