地球--河南-张明燕-煤矿回采巷道矿山压力控制与支护-2592

收稿日期:2023 11 09基金项目:国家自然科学基金面上项目资助(52274102)作者简介:张英杰(1983-),男,山西大同人,工程师,研究方向为采煤方法㊁矿山压力与围岩控制方面㊂doi:10.3969/j.issn.1005-2798.2024.03.004综放过充填老窑采空区巷道矿压显现规律分析张英杰1,于智卓1,孙㊀勇1,廉亚栋2(1.山西朔州山阴金海洋五家沟煤业有限公司,山西朔州㊀036000;2.中国矿业大学矿业工程学院,江苏徐州㊀221116)摘㊀要:文章针对五家沟煤矿15301辅运巷道老窑采空区内巷道变形破坏严重的问题,通过巷道智能矿压动态监测系统获取锚杆压力和巷道表面位移数据,进而分析了15301辅运巷道老窑采空区内外锚杆压力和巷道变形特征㊂研究发现,老窑采空区内巷道锚杆压力普遍高于老窑采空区外的锚杆,且巷道整体变形率更高㊂同时,老窑采空区内外锚杆压力均表现出顶部区域高于巷道两帮,且矿压测站距离工作面的距离越近,锚杆压力值越小㊂最后,基于巷道矿压显现特征提出巷道支护优化方案,现场应用后围岩控制效果较好㊂关键词:老窑采空区;巷道矿压;锚杆压力;支护优化中图分类号:TD35㊀㊀㊀文献标识码:B㊀㊀㊀文章编号:1005 2798(2024)03 0013 05Analysis of Mine Pressure BehaviorLaw of Roadway in Goaf ofFully -mechanized Caving Through Filling Old KilnZHANG Yingjie 1,YU Zhizhuo 1,SUN Yong 1,LIAN Yadong 2(1.Shanxi Shuozhou Shanyin Jinhai Wujiagou Coal Industry Co.,Ltd.,Shuozhou ㊀036000,China ;2.School of Mining Engineering ,China University of Mining &Technology ,Xuzhou ㊀221116,China )Abstract :This article focuses on the serious deformation and damage of the roadway in the mining area of the 15301auxiliary transpor-tation roadway in Wujiagou Coal Mine.Through the intelligent mine pressure dynamic monitoring system of the roadway,the anchor rod pressure and roadway surface displacement data are obtained,and then the internal and external anchor rod pressure and roadway de-formation characteristics in the mining area of the 15301auxiliary transportation roadway are analyzed.Research has found that the pres-sure of anchor rods in the roadway within the mining area is generally higher than that outside the mining area,and the overall deforma-tion rate of the roadway is higher.At the same time,the pressure of the anchor rods inside and outside the mining area shows that the top area is higher than the two sides of the roadway,and as the distance between the mining pressure measurement station and the working face becomes closer,the pressure value of the anchor rods decreases.Finally,this article proposes an optimization plan for tunnel sup-port based on the characteristics of mine pressure manifestation in tunnels,and obtains good surrounding rock control effects through on -site application.Key words :old kiln goaf area;roadway mine pressure;bolt stress;support optimization㊀㊀巷道强矿压显现与围岩变形破坏密切相关[1-2],充分了解巷道矿压显现特征,有助于指导现场人员优化巷道支护参数和支护方式[3-5]㊂五家沟煤矿5-1煤层部分回采巷道受老窑房柱式采空区和回采动压等因素影响,造成巷道围岩松软破碎且变形量较大,增加了巷道稳定性控制难度㊂为了及时掌握回采影响下巷道顶板矿压显现规律,五家沟矿在部分回采巷道布置了可长期监测围岩移动㊁锚杆(索)应力㊁顶板离层等信息的无线矿压动态监测系统[6-7]㊂然而,由于对矿压监测数据的分析与利用不足,造成矿压监测系统数据资源浪费[8-9]㊂因此,本文在分析五家沟煤矿15301辅运巷道围岩地质及变形破坏情况的基础上,通过巷道智能矿压动态监测系统获取锚杆压力和巷道表面位移数据,分析了15301辅运巷道老窑采空区内外锚杆压力和巷道变形特征,最后以矿压显现特征指导现有支护参数优化并进行工业应用㊂㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀第33卷㊀第3期㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀2024年3月1㊀工程背景五家沟煤矿15301工作面埋深为91.29m,煤层平均厚度为8.23m,煤层倾角平均3ʎ.工作面辅运巷道沿煤层底板掘进,直接顶为4.73m的煤层,基本顶为3.88m的砂质泥岩,直接底为0.97m的泥岩㊂巷道距开切眼470~590m范围内贯通两处老窑式采空区,老窑采空区内采用高水材料进行底板充填㊂工作面布置如图1所示㊂图1㊀15301工作面老窑采空区分布图15301辅运巷道正常段为矩形断面(宽ˑ高=5200mmˑ3500mm),但老窑采空区揭露的顶板为直接顶或基本顶,因此先局部起坡追煤层顶板,最后巷道顶板与煤层顶板一致时进行平掘,因此老窑采空区范围内巷道顶板位置较高㊂巷道正常段和老窑采空区段分别采取如下支护方式,支护方案见图2.1)㊀正常段内顶部锚杆规格为Φ20mmˑ2400mm,间排距为950mmˑ1000mm,帮部锚杆规格为Φ18mmˑ2000mm,间排距为1200mmˑ1000mm.顶板采用Φ17.8mmˑ9600mm的钢绞线,间排距为2000mmˑ3000mm,2-2布置㊂2)㊀老窑采空区范围内,对巷道超高和超宽段采用11号工字钢和半圆木做假顶,每根工字钢需使用3根Φ17.8mmˑ9600mm的锚索悬吊,工字钢上用半圆木接顶㊂做假顶后巷道非采帮和顶板与正常段一致,而采帮采用Φ20mmˑ2000mm的树脂锚杆,间排距为1200mmˑ1000mm.贯通第一个老窑采空区前10m加强支护,锚索间排距改为1500mm ˑ2000mm+W钢带㊂图2㊀15301辅运巷道超高段支护方案2㊀矿压动态监测系统及监测方案2.1㊀矿压动态监测系统组成及结构本研究采用KJ216矿压监测系统,该系统具备综采支架工作阻力监测㊁综采支架活柱缩量监测㊁围岩移动监测㊁锚杆(索)支护应力监测等功能㊂井上监测信息与报警网络包括数据接口㊁监测服务器㊁矿井办公局域网和客户端GPRS数据收发单元,系统通讯接口可自动接收通讯线路传送的数据,监测软件采用SQL server数据库和C/S+B/S结构㊂KJ216矿压监测系统的井下部分主要包含GUD300W围岩移动传感器和锚杆(索)应力传感器㊂巷道内,每隔40m布置1台GUD300W无线围岩位移传感器和1组GMY400W型锚杆(索)应力传感器,并在巷道口各设置1台无线通讯分站收集无线传感器数据㊂无线通讯分站通过KJ216-Z矿用本安型监测主站和KJJ12矿用本安型网关将数据传输至井上㊂围岩位移传感器采用Φ28mm钻孔安装,顶板钻孔深度不大于20m,浅基点安装深度为锚杆的锚固深度,深基点安装深度为锚索的锚固深度或锚索的锚固深度之上㊂图3㊀矿压在线监测系统井上部分组成41㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀第33卷2.2㊀15301辅运巷道矿压动态监测方案为了分析五家沟煤矿15301工作面综放过老窑采空区时巷道锚杆压力及表面位移变化规律,选取15301辅运巷道内150m巷道范围作为试验段,并沿试验段巷道中心线每隔40m布置1组矿压测站,布置2号~5号共4个测站,其中4号和5号测站位于老窑采空区内,2号和3号测站位于老窑采空区外(如图4所示)㊂各测站采用十字布点法监测巷道变形,并利用MCS-400型锚杆压力计监测巷道顶板及帮部位置锚杆压力,锚杆压力计安装于托盘和螺母之间,每隔2d采集1次数据㊂图4㊀巷道表面位移及锚杆压力测站布置3㊀巷道围岩压力及位移演化规律分析3.1㊀锚杆压力变化规律分析1)㊀相同测站不同锚杆压力对比㊂通过对比老窑采空区内外各测站顶板及帮部锚杆的压力变化,可揭示15301工作面回采过程中老窑采空区对巷道压力分布的影响㊂由图5可知,老窑采空区范围内,顶板及帮部锚杆压力随15301工作面推进而缓慢上升,但靠近工作面的5号测站锚杆压力上升趋势更加缓慢,两测站内的各锚杆压力均表现为 左帮肩窝>顶板>右帮肩窝>右帮>左帮 ㊂此外, 4号测站右帮㊁顶板和左帮的锚杆压力分别为30.2MPa㊁36.2MPa和31.9MPa,5号测站右帮㊁顶板和左帮的锚杆压力分别为27.1MPa㊁33.1MPa 和26.5MPa,可见4号测站的锚杆压力整体高于5号测站,即靠近工作面越近的测站,锚杆压力越小㊂㊀㊀图6为老窑采空区外2号测站和3号测站各锚杆压力曲线㊂由图可知,老窑采空区范围外2号测站和3号测站各锚杆压力受工作面推进影响较小,锚杆压力随工作面推进基本保持不变㊂但巷道顶板及帮部锚杆的压力值变化很大㊂其中,巷道左帮肩窝和顶板锚杆压力明显高于右帮㊁右帮肩窝和左帮锚杆,且右帮㊁右帮肩窝和左帮的锚杆压力基本接近㊂此外,2号测站右帮㊁顶板和左帮的锚杆压力分别为35.9MPa㊁40.4MPa和47.4MPa,而3号测站右帮㊁顶板和左帮的锚杆压力分别为33.7MPa㊁38.3MPa和41.3MPa,可见2号测站锚杆压力整体高于3号测站,进一步说明越靠近工作面,锚杆压力越小㊂图5㊀老窑采空区内锚杆压力曲线图6㊀老窑采空区外锚杆压力曲线51第3期㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀张英杰,等:综放过充填老窑采空区巷道矿压显现规律分析㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀2)㊀不同测站锚杆压力对比㊂图7为不同测站锚杆压力对比曲线㊂由图可知,不同测站巷道顶板及帮部锚杆压力均呈现随着工作面推进缓慢上升的趋势,且各测站内锚杆压力值呈现 2号测站>3号测站>4号测站>5号测站 的规律,表明测站距离工作面的距离越近,锚杆压力值越小㊂分析原因可知,由于工作面回采后采空区垮落,造成工作面附近围岩内的应力释放,从而使得锚杆压力值也较小㊂但是随着工作面推进,巷道顶板下沉量逐渐增大,使得各测站锚杆压力呈现逐渐上升的趋势㊂图7㊀不同测站锚杆压力曲线3.2㊀巷道位移变化规律分析图8为2号~5号矿压测站巷道表面位移随回采时间的变化曲线㊂由图可知,2号~5号测站巷道围岩均随工作面的推进不断向巷道内侧收敛㊂5号测站巷道顶底板及两帮围岩的变形率分别为21.5%和15.1%,平均变形速率分别为3.0mm /d和3.3mm /d,巷道变形量及变形速率为 右帮>底板>顶板>左帮 ㊂4号测站巷道顶底板及两帮围岩的变形率分别为14.9%和10.2%,巷道变形量为右帮>底板>顶板>左帮 ,但巷道顶底板和两帮平均变形速率均为2.2mm /d.3号测站巷道顶底板及两帮围岩的变形率分别为14.9%和9.6%,但巷道顶底板和两帮平均变形速率均约为2.0mm /d,巷道变形量为 顶板=左帮>底板>右帮 ㊂2号测站巷道顶底板及两帮围岩的变形率分别为12.7%和4.9%,但巷道顶底板和两帮平均变形速率均约为1.7mm /d 和1mm /d,巷道变形量为 顶板>底板>左帮>右帮 ㊂且发现巷道各测站变形程度分别为5号测站>4号测站>3号测站>2号测站,表明距离工作面越近,巷道变形越严重㊂图8㊀各测站巷道表面位移61㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀第33卷4㊀巷道支护优化设计4.1㊀支护优化设计方案分析巷道矿压发现,工作面回采过程中,老窑采空区内外锚杆压力均表现为巷道左帮肩窝和顶板较高,而左帮㊁右帮和右帮肩窝低的规律,且巷道位移也表现出左帮及顶板高于右帮的特征㊂因此,对现有巷道支护设计进行优化[10-11],设计参数如下: 1)㊀巷道顶部锚杆采用Φ20mmˑ2400mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆,间排距由每排5根调整为每排6根,间排距为950mmˑ1000mm.2)㊀左帮锚杆型号由Φ18mmˑ2000mm调整为Φ20mmˑ2400mm,并由每排3根调整为每排4根,间排距为1000mmˑ1000mm.3)㊀考虑到现场锚杆预紧力不足导致的巷道变形加重,将锚杆预紧扭矩由120N㊃m调整为140~150N㊃m.4.2㊀巷道支护优化参数现场应用为了分析支护优化方案的合理性,在15303主运巷道开展现场工业性试验㊂15303主运巷道为矩形巷道,断面尺寸为宽ˑ高=5400mmˑ3400mm.巷道直接顶为细粒砂岩,厚度7.4~28.7m;伪顶为泥岩,厚度为0.0~8.1m;底板为泥岩,厚度为1.0~ 5.7m.在15303主运巷道内选取2个60m的试验段,两个试验段分别采用原支护方案和优化支护方案,然后分析不同支护方案下巷道表面变形情况,以验证本研究提出的巷道支护方案的有效性㊂图9为15303主运巷道支护优化后巷道变形情况㊂巷道顶板下沉量为18.7mm,底板底鼓量为17mm,左帮收敛量为27mm,右帮收敛量为10mm.其中顶底板和两帮变形速率分别为0.62mm/d㊁0.57mm/d㊁0.9mm/d和0.33mm/d,可见提高预紧扭矩并增加锚杆支护参数后,巷道整体变形量很小,巷道稳定较快,围岩变形控制效果较好㊂图9㊀优化设计巷道表面变形5㊀结㊀语1)㊀相比于老窑采空区外部巷道,老窑采空区内锚杆压力普遍较低,且巷道整体变形程度更大㊂分析可知,老窑采空区内低强度充填体对上覆岩层支撑能力较差,造成巷道围岩更易破坏,围岩破坏伴随着岩体内应力释放,造成锚杆压力也更低㊂2)㊀分析了15301辅运巷道内锚杆压力与巷道位移变化规律,发现相同测站锚杆压力表现为 左帮肩窝>顶板>右帮肩窝>右帮>左帮 ,但不同测站内锚杆压力值呈现为 2号测站>3号测站>4号测站>5号测站 ,表明测站距离工作面的距离越近,锚杆压力值越小㊂3)㊀基于巷道矿压显现特征对巷道非采帮和顶板锚杆支护参数进行优化,现场应用发现,优化后的支护参数对围岩控制效果较好㊂参考文献:[1]㊀崔㊀锋,张华兴,张刚艳,等.老窑采空区注浆充填治理综合检测技术[J].煤炭技术,2014,33(12):39-41.[2]㊀李㊀臣,辛德林,乔博阳.采动巷道矿压显现及其支护参数优化研究[J].煤炭技术,2023,42(6):52-56. [3]㊀彭㊀泓,刘亚飞.基于光纤光栅技术的巷道支护锚杆受力监测[J].煤炭科学技术,2022,50(6):61-67. [4]㊀曹金钟,冯宇峰,孔令海,等.采空区下特厚煤层综放开采回采巷道矿压显现规律实测分析[J].煤矿安全,2017,48(10):199-203.[5]㊀钮泽东,梁继强.煤层掘进巷道锚杆支护设计与效果分析[J].山东煤炭科技,2022,40(6):38-40. [6]㊀苑晓晴.矿井锚网支护巷道矿压监测方案的改进研究[J].自动化应用,2023,64(11):158-160. [7]㊀王晓皓.矿压监测系统在巷道顶底板管理中的应用[J].西部探矿工程,2022,34(2):161-163. [8]㊀刘全胜.工作面巷道自动化矿压动态监测系统构建研究[J].能源技术与管理,2023,48(3):126-129. [9]㊀胡丽伟.巷道高强度预紧力锚杆支护优化方案及矿压观测研究[J].山东煤炭科技,2023,41(6):62-64. [10]㊀于智卓,孙㊀鑫,刘克臣.煤巷锚杆预紧力损失特征及围岩控制机理研究[J].煤炭工程,2023,55(3):41-46.[11]㊀郝长胜,尹㊀旭,尚㊀东,等.大断面巷道预应力锚杆支护参数优化研究[J].中国煤炭,2017,43(12):80-84.[本期编辑:王伟瑾]71第3期㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀张英杰,等:综放过充填老窑采空区巷道矿压显现规律分析㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀。

回采工作面采空侧巷道矿压显现规律明丽萍【摘要】针对目前煤矿采空侧工作面巷道存在的矿压显现剧烈及巷道变形量大的问题,通过现场设站实际观测和后期的数据归纳分析,得出工作面回采巷道矿压显现的规律.并对回采面采空侧巷道变形的动态规律和影响范围作出定量分析,为以后工作面设计合理巷道断面和生产过程中的顶板管理提供一个量化的依据.【期刊名称】《机械管理开发》【年(卷),期】2018(033)007【总页数】3页(P178-180)【关键词】采空区巷道;矿压;支护;巷道变形【作者】明丽萍【作者单位】山西阳煤寺家庄煤业有限责任公司,山西昔阳045300【正文语种】中文【中图分类】TD322引言在目前井工煤矿的生产过程中，回采工作面两巷的矿压和支护一直是影响工作面回采效率和工作强度的重要因素。

尤其是巷道处于已采工作面的采空侧区域范围内时，这两个因素对回采工作的制约现象就表现的尤其突出。

针对上述情况，煤矿实际生产中通常的应对措施为增大煤柱宽度、扩大巷道断面预留巷道收缩空间以及加强回采时的超前支护。

但较大的煤柱尺寸和大断面巷道势必造成成本提高和生产过程中的管理难度。

确定一个合理的断面和支护形式，既能满足回采工作需要又不过度增加掘进和支护成本尤为重要。

通过在回采工作面的顺槽中设置矿压测点，在工作面回采过程中长期连续的进行巷道变形量的测量，经过较长时间的实际观察资料收集，然后对记录数据归纳推理对回采工作面采空侧巷道的变形进行分析，不但对单点的变形过程进行了描述，同时对不同测点进行纵向比较，总结了采动巷道的变形幅度和范围。

最后利用得出的初步规律在下一个工作面进行验证和修正，以找出具有实际指导意义的矿压规律。

1 设置矿压观测点为了确定工作面采动期间巷道内超前支承压力的准确影响范围，在15201工作面初采前确定在工作面顺槽中设观测点做巷道变形跟踪记录。

本次实验着重观测工作面采空侧巷道的变形情况，所以测点设在工作面进风顺槽中。

在工作面进风顺槽中每20 m设一个观测点并从工作面向外依次编号1、2、3…，测点覆盖长度400 m。

工作面回采巷道（下巷）矿压观测方案一、观测目的及内容回采巷道矿压观测是研究回采巷道围岩移动规律及破坏特征、支架与围岩相互作用关系，为松散薄基岩条件下巷道支护优化设计提供基础资料。

主要观测内容有：（1）巷道表面位移；（2）巷道围岩松动圈；（3）巷道U型支架压力；（4）锚索（杆）受力；（5）巷道支架支撑效果、煤壁片帮、巷道底鼓、顶板破碎等宏观矿压显现。

二、观测方案1.测站布置工作面下巷设置三个测站。

1#测站紧跟掘进头设置，之后测站间距30～40m，根据现场具体情况，也可增加测站，加密布置，测站布置示意图如图1所示。

每个测站设置巷道观测断面2个，围岩松动圈测试断面2个。

U型支架表1 测站设置情况表测站表面位移松动圈支架压力锚索受力1# W1-1断面W1-2断面Q1-1断面Q1-2断面Y1-1断面Y1-2断面S1-1断面S1-2断面2# W2-1断面W2-2断面Q2-1断面Q2-2断面Y2-1断面Y2-2断面S2-1断面S2-2断面3#W3-1断面W3-2断面Q3-1断面Q3-2断面Y3-1断面Y3-2断面S3-1断面S3-2断面2.巷道表面位移巷道表面位移观测断面测点布置采用“十字”布点法。

采用钢钎（锚杆）在支架或巷道围岩上设置固定观测点ABCD，人工定期观测AC和BD的距离。

巷道断面测点及自制钢钎如图2所示。

设置3个测站，共6个断面。

图2 巷道断面测点及自制钢钎3.巷道围岩松动圈巷道围岩松动圈是巷道开挖后表层围岩随位移的发生与发展、破坏逐渐向深处扩展，使其连续性和完整性遭到破坏的部分煤岩圈。

超声波在岩体中的传播速度与煤岩体本身的弹性模量、泊松比和密度有关，而煤岩体本身的弹性模量、泊松比和密度与岩体自身的强度及煤岩体中微观裂隙的发育程度直接相关，因此煤岩体中的波速可以间接反映岩体的强度和内部裂隙的发育情况，通过巷道围岩不同深度处波速的变化规律可以确定围岩松动圈的大小。

松动圈测试实质上是应用超声波在不同介质中传播速度不同，来预测围岩的破坏情况。

《矿山压力与岩层控制》课程教学大纲课程中文名称：矿山压力与岩层控制课程英文名称：Mine Pressure and Strata control课程类别：专业基础课课程归属单位：河南理工大学万方科技学院制定时间：2013年3月18日一、课程的性质、任1. 课程设置的性质、任务《矿山压力及岩层控制》是研究煤矿开采过程中矿山压力分布及其显现规律，探讨矿山压力控制措施和控制方法的一门工程技术学科，是采矿工程专业学生的主要专业课，也是其它井下工程类专业的专业基础课程。

通过对本门课程的学习，要求对煤矿中采场和采区巷道周围煤(岩)体内矿山压力分布及其显现有比较完整的认识和了解，基本掌握控制采场和井下巷道矿山压力的方法和措施。

结合实验课和实践性教学，使学生得到有关研究和解决煤矿生产现场矿山压力问题基本技能的训练。

2. 通过教学达到下列基本要求通过本课程的教学，一方面使学生掌握有关矿山压力及其控制的基本概念、巷道围岩变形、应力、破坏的分布规律、采场周围的应力分布状态、采场顶底板的变形破坏规律、工作面来压规律及确定方法、巷道与采场的围岩控制理论与控制方法、煤矿动压现象、矿山压力测试技术；另一方面使学生达到能够根据具体条件，进行采场和巷道围岩控制设计、解决有关矿山压力控制方面问题的能力。

3. 专业和学时数采矿工程专业、矿井通风与安全专业、岩土工程专业，共56学时4. 与其它课程的关系⑴ 《煤矿地质学》、《矿山岩体力学》、《煤矿通风与安全》、《采掘机械》在本课程之前教授；⑵ 本课程应在《开采方法》、《井巷工程》之前或同时讲授；5. 教材与参考资料(1)《矿山压力与岩层控制》蒋金泉王国际等编(2)《矿山压力及岩层控制》钱鸣高、石平五等编(3)《矿山压力及岩层控制》姜福兴等编(4)《矿压测控技术》阎海鹏张公开编6、教学方法本课程以课堂讲授为主，部分内容配合实验课程和实践性教学环节进行，并辅以课外作业，课堂答疑等形式进行。

2024年煤矿地测技术综合知识培训题库及答案（含各题型）1、井工煤矿地质类型划分依据主要包括哪五个方面？答：地质构造复杂程度、煤层稳定性程度、矿井瓦斯类型、矿井水文地质类型和其他开采地质条件。

2、岩巷素描图在构造复杂程度为简单、中等或岩巷沿同一层位掘进时，每隔（C）编录一个迎头断面，遇地质构造时加密。

A、0-10米B、10-20米C、20-50米D、50-100米4、在划分矿井水文地质类型时，井田及周边老空水的位置、范围、积水量清楚属于（B）oA、简单型B、中等型C、复杂型D、极复杂型5、对于复杂构造煤层而言，不划定探明的资源/储量。

（对）6、专门探放水设计中，对于采空积水区应当说明哪些内容？答：积水区与工作面的相对位置、距离，开采时间、开采煤层、开采高度、开采方式等，并预计积水范围、水位、积水量、积水深度等。

7、预计水压大于（B）MPa时，采用反压和有防喷装置的方法钻进,并制定防止孔□管和煤（岩）壁突然鼓出的措施。

A、1B、1.5C、2D、2.59、当煤层变薄、分岔、合并时，应着重观测哪些内容？答：煤层的结构、煤质、厚度及煤岩层的接触关系、煤层顶底板的变化情况、围岩岩性特征。

10、当煤矿发生影响煤矿地质类型划分的突水和煤与瓦斯突出等地质条件变化时，煤矿应在（八）重新进行地质类型划分。

A、1年B、2年C、3年D、6个月12、突水和透水的区别？答：突水是指含水层水的突然涌出；透水是指老空水的突然涌出。

13、对于漏水的沟渠（包括农田水利的灌溉沟渠）和河床，如果威胁矿井安全，应当（C）oA、留设防隔水煤柱B、加强日常巡查C、进行铺底或者改道D、及时测量渗漏量15、矿井必备的五种水文地质基本图纸是指什么？答：矿井充水性图、矿井涌水量与各种相关因素动态曲线图、矿井综合水文地质图、矿井综合水文地质柱状图、矿井水文地质剖面图。

16、下山掘进巷道超前疏放相邻采空区积水，在查明采空区积水范围、积水标高等情况后，水压小于（八）MPa时，可以实行限压循环放水。

采空区动压影响范围邻近巷道矿压规律探究37078419******2333 安徽省淮南市 232000一、概述服务于我矿南二13-1上盘区1214（3）工作面的1214（3）高抽巷及1214（3）轨顺，两条巷道空间位置平距约20m，垂距约25m。

1214（3）轨顺为沿空掘进，其东侧为1213（3）工作面采空区，于2021年2月18日收作，1214（3）高抽巷距离采空区水平距离为33m，该工作面至1214（3）高抽巷掘进后尚未沉降稳定，同时在1214（3）高抽巷下方存在3个11槽工作面采空区三角带局部应力集中区，分别为1412（1）、1413（1）及1414（1），上述3个11槽工作面收作时间较早，采空区已基本沉降稳定；因生产接替需要，安排两条巷道先后掘进，为研究该地质条件下，下覆采空区及沿空煤巷掘进对其上方巷道的动压影响规律，我们选择1214（3）高抽巷为研究对象，通过比较两条巷道迎头相对位置关系，监测和收集1214（3）高抽巷矿压观测数据，分析并找出1214（3）高抽巷在巷道“蹬空”条件下的矿压显现规律，为以后在类似地质条件下的巷道布置、支护设计、施工等等提供有力技术和经验支撑。

图1 两巷道上下层位关系图图2 两巷道平面位置关系图图3 1214（3）高抽巷与各采空区平面关系图二、主要创新1214（3）高抽巷设计主体工程约1800m，岩巷综掘掘进，下伏13-1煤层，该巷道用于1214（3）工作面回采期间瓦斯治理，按照相关规定要求，该巷道法距下方13-1煤层应保持在25m左右，方能达到良好的瓦斯治理效果；根据采场接替安排，1214（3）轨顺在1214（3）高抽巷施工不久后即开始掘进，该巷道水平距离高抽巷20m，垂直距离高抽巷始终在25m左右，两条巷道空间位置关系较近，且水平距离高抽巷33m的1213（3）工作面采空区沉降尚未稳定，因1213（3）采空区和1214（3）轨顺掘进的叠加影响，通过近260天矿压持续观测，发现1214（3）轨顺掘进对1214（3）高抽巷造成较大影响，导致1214（3）高抽巷压力显现明显，围岩破坏较大，支护难度提高；通过矿压观测分析，找出了因1214（3）轨顺掘进造成1214（3）高抽巷“蹬空”掘进条件下的矿压显现规律，后期1214（3）高抽巷掘进时提前对巷道进行了加固，提高了支护强度，其主要创新点如下：1.1214（3）轨顺未掘进前1214（3）高抽巷矿压显现规律1214（3）高抽巷先行掘进施工，一般情况下，若采场接替不紧张时，像类似瓦斯治理巷道在即将掘进完毕时相应的下方顺槽方可掘进，通过矿压观测分析，1214（3）轨顺未掘进时，1214（3）高抽巷无明显动压显现现象，在1213（3）工作面采空区影响下，巷道未出现明显变形，通过分析发现1213（3）工作面采空区对1214（3）高抽巷围岩变形影响有限，1214（3）高抽巷主体巷道前400m，即1214（3）轨顺未掘进前，高抽巷无明显压力显现。

8603工作面回采巷道支护方案优化及数值模拟张一飞（山西大同煤矿集团有限公司煤峪口矿，山西 大同 037003）摘 要 针对深部软岩巷道围岩变形量大，传统支护结构失效的问题，以煤峪口矿回采巷道为研究背景，综合应用数值模拟和工程实践对原支护方案下巷道破坏特征进行分析，提出采用中空注浆锚索进行补强支护，并采用FLAC 3D 分析了两种支护方案下巷道围岩的收敛量以及应力分布情况，得出了优化支护方案能够有效控制巷道围岩破碎程度，并通过工程实践得到验证。

关键词 软岩；煤巷；支护；模拟中图分类号 TD353 文献标识码 B doi:10.3969/j.issn.1005-2801.2021.01.001Optimization and Numerical Simulation of Support Scheme for Mining Roadwayin 8603 Working FaceZhang Yifei(Meiyukou Mine, Shanxi Datong Coal Mine Group Co., Ltd., Shanxi Datong 037003)Abstract: Aiming at the problem of large surrounding rock deformation in deep soft rock roadway and the failure of traditional support structure, taking the mining roadway of Meiyukou Mine as the research background, comprehensively applying numerical simulation and engineering practice to summarize the damage characteristics of the roadway under the original support scheme and put forward The use of hollow grouting anchor cable for reinforcement support. FLAC 3D was used to analyze the convergence and stress distribution of the surrounding rock of the tunnel under the two supporting schemes. It was concluded that the optimized supporting scheme can effectively control the degree of tunnel surrounding rock fragmentation and was verified by engineering practice.Key words : soft rock; coal roadway; support; simulation收稿日期2020-07-14作者简介 张一飞（1982—），山西大同阳高人，2015年1月毕业于太原理工大学采矿工程专业，助理工程师，煤峪口矿普掘队技术员，研究方向：掘进。