极近距离采空区下特厚煤层综放工作面矿压管理与研究.pdf
第2 8卷第2期 2 0 1 9年2月 中 国 矿 业 C H I N A M I N I N G MA G A Z I N E V o l . 2 8,N o . 2 F e b . 2 0 1 9 极近距离采空区下特厚煤层综放工作面 矿压管理与研究 杨国枢 中国矿业大学 北京 化学与环境工程学院,北京1 0 0 0 8 3 摘 要针对中煤塔山煤矿极近距离采空区下特厚煤层综放工作面顺槽掘进和回采期间的强动压现象, 通过数据监测、 理论分析、 数值模拟、 现场验证, 采用减小区段煤柱宽度、 增大支架工作阻力、 优化超前支护 方式、 水力致裂顶板等方法, 弱化了围岩的强动压作用, 有效控制顶板和巷道的变形, 保证了矿井的安全 开采. 关键词极近距离;特厚煤层;小煤柱;矿压管理 中图分类号T D 3 2 6 文献标识码A 文章编号1 0 0 4 G 4 0 5 1 2 0 1 90 2 G 0 1 1 2 G 0 5 T h em i n i n gp r e s s u r em a n a g e m e n t a n dr e s e a r c ho f f u l l y G m e c h a n i z e d t o pc o a l c a v i n gu n d e ru l t r a G c l o s eg o a f i nt h i c ks e a m s YANGG u o s h u S c h o o l o fC h e m i c a l a n dE n v i r o n m e n t a lE n g i n e e r i n g, C h i n aU n i v e r s i t yo fM i n i n gt h i c ks e a m;s m a l l c o a l p i l l a r;m i n i n gp r e s s u r em a n a g e m e n t 收稿日期2 0 1 8 G 1 0 G 0 9 责任编辑宋菲 引用格式杨国枢.极近距离采空区下特厚煤层综放工作面矿压管 理与研究[J].中国矿业, 2 0 1 9,2 82 1 1 2 G 1 1 6,1 2 0. d o i1 0. 1 2 0 7 5/ j . i s s n . 1 0 0 4 G 4 0 5 1. 2 0 1 9. 0 2. 0 2 8 极近距离采空区下特厚煤层综放工作面在开 采过程中, 矿山压力显现明显, 初次来压和周期来 压期间, 工作 面支架多次 出 现 卸 压 阀 开 启 现 象. 同时, 在顺槽 掘进期间矿 压 显 现 剧 烈, 巷 道 变 形 大, 为解决矿压管理问题, 采取留设小煤柱、 水力 致裂释放压力、 增大支架工作阻力、 优化超前支护 设计等方法, 经矿压观测和微震监测验证, 实现了 安全回采. 1 工程概况 中煤塔山煤矿位于山西省大同市南郊区, 一对 平硐单一水平开拓全井田, 2 #煤层开采完毕, 现开采 3 # 5#煤层, 煤厚1 5 . 7 2 2 6 . 7 7m, 平均1 7 . 9 3m, 综 采放顶煤开采方式.现回采3 0 5 1 5工作面, 工作面 概况见表1, 煤及顶底板岩石特性见表2. 2 支架优化 2 #煤层开采后, 形成一个类矩形低应力空间. 3 # 5 #煤层开采后, 3 # 5 #特厚煤层综放工作面 顶板具有正常的顶板结构为“ 岩G矸” 结构、 “ 岩G梁” 结构共存的特点. 在正常情况下, 支架承担全部厚度的顶煤作用 力和部分直接顶“ 岩G矸” 结构的作用力.在来压情 况下, 当老顶岩层断裂和回转下沉时, “ 岩G矸” 结构 破坏, 老顶岩梁以动压的形式作用于直接顶并最终 作用于支架上, 形成较大动压. 2. 1 岩重法计算 在采放高度M为1 7. 9 3m的条件下, 所需要的 支架的工作阻力见式 1 [1]. 第2期杨国枢极近距离采空区下特厚煤层综放工作面矿压管理与研究 表1 3 0 5 1 5工作面概况表 T a b l e1 T h eg e n e r a l s i t u a t i o no f 3 0 5 1 5w o r k i n gf a c e 煤层 3#5#煤层 采区三盘区工作面 3 0 5 1 5工作面 地面标高 14 2 1. 4 414 9 5. 7 9m 底板标高 9 7 8. 8 710 3 7. 9 6m 工作面推进长度 17 5 6. 2 5m 工作面长度 1 6 0m 工作面面积 2 8 10 0 0m 2 工作面位置 3 0 5 1 5工作面位于井田东北部, 工作面东部为实煤区, 南部有3#5#煤层1 0 4 5辅运、 胶带、 回风三条大巷以及南 郊区塔山煤矿老空巷交错而过, 西部隔1 0m煤柱为3 0 5 0 1工作面采空区, 北部隔矿界 煤柱 与同煤白洞井田相邻 工作面内为3#5#煤层实体煤, 无采空区及采空积水区; 工作面上覆跨本矿2#煤层1 0 2 0 1工作面和1 0 2 1 5工作 面采空区, 两采空区间的保护煤柱3 0m, 该煤柱整体位于3 0 5 1 5回风顺槽东侧2 7. 55 7. 5m处对应上覆.上覆 2#层采空区与3 0 5 1 5工作面层间距平均为4. 4 14. 8 5m, 平均4. 6 4m.1 0 2 0 1工作面于2 0 0 9年1 0月回采完毕; 1 0 2 1 5工作面于2 0 1 3年4月回采完毕;2#煤层之上2 3 52 7 5m为四老沟矿开采的侏罗系大同组1 4#煤层采空 区; 再向上3 23 7m为1 9 4 9年前侏罗系大同组1 1#煤层旧采空区 3 0 5 1 5工作面对应地面为窑沟之间的山坡和沟谷地段; 地表为低山丘陵、 沟谷、 冲沟及黄土台地覆盖; 地形南东部 相对较高, 北西部较低, 对应地面无建筑物; 煤层埋藏深度4 0 5. 2 84 5 9. 3 8m.平均埋藏深度为4 3 5. 2 2m 表2 顶底板岩性表 T a b l e2 L i t h o l o g yo f t h er o o fa n df l o o r 煤岩层名称岩性单轴抗压强度/MP a抗拉强度/MP a弹性模量/G P a泊松比凝聚力/MP a内摩擦角/ 顶板高岭岩、 高龄质泥岩 3 6. 5 51. 5 21 9. 7 90. 2 4GG 煤层03m 煤 2 1. 4 70. 7 32. 8 40. 3 82. 63 3. 2 煤层46m 煤 1 0. 6 00. 8 81. 9 80. 3 12. 43 7. 7 煤层79m 煤 9. 8 30. 8 02. 2 50. 43. 7 83 1. 7 煤层1 01 2m 煤 1 4. 6 40. 7 22. 6 40. 2 52. 6 73 2. 0 煤层1 31 6m 煤 1 6. 6 01. 0 13. 3 10. 4 2GG 夹矸高岭质泥岩、 炭质泥岩 2 9. 3 82. 1 07. 5 70. 0 9GG 底板高岭岩、 高岭质泥岩 5 4. 4 2G2 4. 2 80. 2 1GG P= P0+P1 η = 22 0 6. 6 5+1 01 0 3. 6 2 0. 8 5 =1 44 8 2. 6 7k N 1 式中 P0为顶煤重量;P1为垮落带岩层重量. 由此可知, 在完全采空区条件下, 现有工作阻力 为1 50 0 0k N的支架能够满足3 # 5 # 煤层采厚 1 7. 9 3m的顶板支护要求. 2. 2 实测法计算顶板压力 根据3 0 5 0 1工作面顶板运动的微震监测结果和 支架阻力实测结果, 基于理论研究结果, 对3 0 5 1 5工 作面顶板压力进行了计算[ 2]. 3 0 5 1 5工作面属于上覆集中煤柱“ 内错” 布置条 件下顶板作用力计算类型. 3 0 5 1 5工作面开采期间, 胶带巷一侧上部为采 空区, 顶板压力较小; 回风巷一侧上部存在集中煤 柱, 顶板压力大; 回风巷一侧工作面顶板压力P= 1 44 8 2. 6 7+Pc, 当低位老顶缓慢回转下沉时,Pc= 0; 当老 顶 滑 落 失 稳 时, 支 架 承 受 短 时 冲 击 载 荷, Pc>0. 2. 3 工程类比分析 工程类比共分两种情况, 分别为同煤塔山矿 8 1 0 3工作面支架阻力研究成果和本矿3 0 5 0 1工作 面支架阻力实测成果. 1同煤塔山矿8 1 0 3工作面支架阻力研究成 果.该矿实际条件 临近矿井, 上部无采空区、 煤柱, 现场观测结果表明, 支架安全阀开启较频繁, 局部压 架情况较多.正常回采时, 90 0 01 20 0 0k N/架; 周期来压时, 1 30 0 01 75 0 0k N/架, 动压时将达到 1 75 0 02 30 0 0 k N/架 [2]. 2本矿3 0 5 0 1工作面支架阻力实测成果.本 矿开采的实际条件 本矿井上部为采空区, 煤柱“ 外 错” , 初次来压期间, 支架平均工作阻力为2 8. 8 3 1. 9 MP a, 为 支 架 额 定 工 作 阻 力 的7 8. 1% 8 6 5%; 工作面支架工作阻力与额定工作阻力相比, 富余较大, 来压情况正常; 周期来压期间, 支架平均 工作阻力为2 9. 53 1. 9MP a, 为支架额定工作阻力 的8 0. 0%8 6. 5%.总体来看, 除局部区段支架有 超额定工作阻力的现象之外, 其余大部分支架在周 期来压期间基本保持了正常的工作状态. 但受2 #煤层重复采动影响, 工作面来压步距离 散性比较大, 且工作面内各支架来压步距差别较大, 并未呈现出较为规律的整体来压步距.所以选定工 311 中 国 矿 业第2 8卷 作面支架阻力的动载系数1. 2 2. 2. 4 支架优化 经上述研究分析可得 按3 0 5 0 1工作面支架评 价动载系数1. 2 2计算, 上述动压区顶板作用力为 1 44 8 6k N/架1. 2 2=1 76 7 3k N/架, 则3 0 5 1 5工 作面现有1 50 0 0k N支 架 不 能 满 足 顶 板 控 制 的 需要. 3 0 5 1 5工作面顶板压力分布情况如图1所示. 根据图1所示的顶板压力分布情况可知, 当采取增 大支架额定工作阻力的措施时, 即采用1 80 0 0k N/架 的液压支架, 3 #5#煤层的顶煤堆积范围5 . 7 6 5m, 在实际生产中, 支架支撑范围包括煤柱影响区和破 坏煤体堆积区, 2 #煤柱3 0m+3# 5 #煤层的顶煤 堆积范围 25. 7 6 5m=1 1. 5 3m=4 1. 5 3m.支 架中心 距 按1. 7 5 m计 算,4 1. 5 3 m/1. 7 5 m= 2 3 7 3, 则需要更换支架2 4架. 图1 工作面顶板压力分布图 F i g . 1 T h e r o o fp r e s s u r ed i s t r i b u t i o no fw o r k i n g f a c e 3 超前支护设计 由于3 0 5 1 5工作面采用综采放顶煤开采, 采放 空间比较大, 造成超前支撑压力变大, 且影响范围 大.为保证3 0 5 1 5工作面回采安全, 根据工作面现 场实际情况设计超前支护方案. 3. 1 3 0 5 1 5工作面两顺槽情况 13 0 5 1 5胶带顺槽.3 0 5 1 5胶带顺槽上覆为 2 #煤层1 0 2 1 5工作面采空区, 所受应力较小.所受 应力主要为3 0 5 1 5工作面回采时对顺槽超前支撑力 的影响.与上一回采工作面3 0 5 0 9胶带顺槽较为 相似. 23 0 5 1 5回风顺槽.3 0 5 1 5回风顺槽上覆为 2 #煤层1 0 2 0 1工作面采空区, 距3 0 5 1 5回风顺槽水 平距离2 8m为1 0 2 0 1工作面煤柱, 煤柱宽度3 0m, 且3 0 5 1 5回风顺槽初始1 1 0m上覆为2 #煤层实煤 区, 受上覆2 # 层煤柱和实煤集中应力影响, 3 0 5 1 5 回风顺槽压力显现明显3 0 5 1 5回风顺槽临近3 0 5 0 1 采空区, 净煤柱1 0m, 受3 0 5 0 1采空区侧向应力较 大.3 0 5 1 5回风顺槽受工作面采动影响, 承受超前 压力. 3. 2 支护设计 1根据煤矿与煤科院科研项目研究结论, 综放 工作面影响的超前范围为1 1 51 3 0m. 2根据矿压监测系统数据分析显示, 前一工作 面3 0 5 0 9综放工作面影响超前范围为1 4 01 6 0m. 3临矿同煤大塔山矿与该矿地质类型及开采 方式较为相似, 其以小煤柱开采时, 超前支护距离为 2 0 0m, 但同煤大塔山矿未开采上覆2 # 煤层, 开采 3 # 5 # 煤层时应力较大; 该矿相比于同煤大塔山 矿, 2 #煤层已开采完毕, 部分压力已经释放. 综合以上原因, 确定3 0 5 1 5工作面胶带顺槽超前 工作面煤壁5 0m, 回风顺槽超前工作面煤壁1 2 0m. 胶带顺槽超前支护形式为Z T Z 1 3 0 0 0/2 8/4 0型 前端头支架配合液压单体支柱共同支护, 超前液压 单体支柱支护形式为“ 一梁三柱” .采煤侧单体柱距 回采煤帮3 0 0m m, 煤柱侧单体柱距煤柱帮14 0 0m m, 中间排单体柱与煤柱侧单体柱间距11 0 0mm, 采用 DWX 4 5 G 2 5 0/1 1 0型单体液压支柱配4. 5m π型钢 梁, 梁与顺槽垂直, 柱距12 0 0mm.在胶带顺槽转 载机、 破碎机及转载机自移装置滑道处由于设备自身 宽度较宽, 所以在转载机、 破碎机及转载机自移装置 滑道处改为“ 一梁两柱” 支护 即取消中间排单体柱 . 回风顺槽超前支护为“ 一梁六柱” , 支柱采用6 根DWX 4 5 G 2 5 0/1 1 0型单体液压支柱配4. 5m π型 钢梁 花边梁 , 梁与巷帮垂直, 柱距12 0 0mm.具 体支护方案见图2. 4 顶板致裂方案设计 3 0 5 1 5工作面顶板致裂方案, 以3 0 5 1 5工作面 411 第2期杨国枢极近距离采空区下特厚煤层综放工作面矿压管理与研究 图2 回风顺槽支护布置图 F i g . 2 T h e s u p p o r t i n g l a y o u t o f r e t u r na i r l a n e w a y 支架安装为时间节点, 分期进行. 4. 1 3 0 5 1 5工作面支架安装前致裂设计 3 0 5 1 5工作面切眼支架在没有安装之前, 预先 向工作面回采方向施工致裂孔.共布置8组致裂孔, 每组间距2 0m, 每组2个孔, 孔深分别为2 1 . 3 6m、 2 5 6 1m, 向工作面前方2 0m范围致裂.开孔位置 距离底板1. 8m, 致裂区域超前工作面2 0m. 4. 2 3 0 5 1 5工作面支架安装完成后致裂设计 3 0 5 1 5工作面支架安装完毕后, 在3 0 5 1 5工作 面切眼两帮肩窝处垂直顶板进行致裂.距离煤柱侧 0. 3m布置8组, 孔深1 4m, 每组间距2 0m; 距离回 采侧煤壁1 m布置1 6组, 每 组间距1 0 m, 孔 深 1 4m、9m交错布置, 并按照施工钻孔期间煤层结构 调整, 要求深孔进入3 # 5 #煤层直接顶1m. 4. 3 3 0 5 1 5工作面初采期间的致裂设计 3 0 5 1 5工作面开始回采时, 每推进5m进行一 次致裂, 钻孔距离工作面煤壁1m处垂直于顶板, 共布置1 1组, 每组1个孔, 在工作面两端头每1 0m 布置1组致裂孔, 共计4组; 工作面中部每2 0m布 置1组致裂孔, 共5组; 孔深为9m、 1 2m交错布置. 4. 4 上覆2 #煤层区段煤柱致裂设计 3 0 5 1 5工作面上覆有2 # 煤层区段煤柱, 3 0 5 1 5 回风 顺 槽 距 离 上 覆2 # 煤 层 区 段 煤 柱 水 平 距 离 2 8 3 5m, 煤柱宽度3 0m, 煤柱高度3. 0m.致裂2 # 煤层直接顶钻孔为1组, 致裂3 # 5 # 煤层直接顶 两钻孔为1组, 两组间隔布置, 间距1 0m, 开孔位置 距离底板1. 8m. 5 小煤柱留设设计 针对塔山煤矿在掘进及开采过程中动压显现频 发、 动压危险影响因素复杂, 通过在现场调研和理论 分析的基础上, 通过数值模拟、 现场实测等方法, 系 统分析了塔山煤矿工程地质环境, 初步分析了掘进过 程中矿压异常显现的原因, 并结合掘进过程中的矿压 监测数据, 采用多种研究手段对3 # 5 #煤层开采煤 柱合理宽度进行了研究, 对煤柱留设进行优化. 1根据现场钻屑量监测结果, 顺槽掘进过程中 异常矿压显现与上覆遗留煤柱、 坚硬厚粉砂岩顶板 及地质构造有关. 2根据采动应力监测结果, 距巷帮8m处围岩 应力增幅最大, 约为9MP a, 说明受上覆遗留煤柱影 响, 采动应力在距巷帮8m左右处达到峰值; 随掘 进距离增大, 巷帮应力集中区由巷帮浅部围岩逐渐 转移至深部围岩; 上覆采空区遗留煤柱对工作面顺 槽顶底板的影响要大于对两帮的影响. 3由采动应力监测结果,3 0 5 0 1工作面回采过 程中超前采动应力的影响范围为工作面前方5 4 6 8m, 应力峰值为68. 2MP a. 4综合理论计算、 数值模拟和现场实测的结 果, 优化塔山煤矿3 # 5 # 特厚煤层综放工作面区 段小煤柱留设宽度由2 0m减小为81 0m, 并采用 沿空掘巷布置方式. 6 现场验证 6. 1 压力观测布置 胶带顺槽和回风顺槽从切眼开始超前工作面 4 0 0m, 每隔5 0m布置一组微震采集器, 共布置8 组, 随工作面推采前延.胶带顺槽从切眼开始每隔 1 0 0m布置一组机械和动态顶板离层仪及锚杆锚索 应力监测点, 回风顺槽从切眼开始每隔5 0m布置一 组机械和动态顶板离层仪及锚杆锚索应力监测点、 锚 杆十字测点, 每隔2 0m布置一组人工十字测点. 6. 2 工作面压力监测结果分析 6. 2. 1 推进5 8 m实煤区段见方 7月2 1日, 工作面推进至5 8m处5 8m实煤 区段见方 .早班工作面矿压集中在4 3 # 4 9 # 支 架, 中班、 夜班压力集中2 0 # 4 4 # 支架, 工作面上 部、 中部、 下部最大工作阻力分 别是3 8. 5 MP a、 4 4 9MP a、4 0MP a, 实煤区胶带侧较采空区下压力 大, 回风超前架前方5m处回采侧局部片帮, 回风 顺槽超前段煤炮频繁, 但强度较小. 微震事件全工作面大量发生, 且实煤区胶带侧 煤壁区有大能量事件 深色圆球 发生, 详见图3. 推进5 8m实煤区段见方时, 工作面压力与微震事 511 中 国 矿 业第2 8卷 件发生位置一致, 压力显现明显. 6. 2. 2 推进1 6 0m处工作面见方 8月2 3日, 工作面推进至1 6 0m处 二次见方 . 根据工作面支架压力云图, 8月2 2日工作面周期来 压, 来压范围1 5 # 7 7 #支架.煤柱下集中在6 1# 7 7 #支架压力较大, 最大工作阻力发生在6 5#支架, 达 到4 5 . 9 M P a; 采空区下集中在1 3 # 4 7#支架, 压力值 最大3 7 . 5M P a, 工作面来压地段片帮严重.8月2 3 日, 两端头垮落紧跟, 工作面持续来压, 根据工作面支 架压力云图, 来压范围1 5 # 7 7 #支架.煤柱下集中 在6 1 # 6 6#支架、 7 1 # 7 9 #支架压力较大, 最大工 作阻力4 1 . 9M P a; 采空区下集中在1 3 # 5 7 #支架, 最大工作阻力达到4 4 . 6M P a 图4和图5 .工作面 顶板正常, 来压地段存在片帮现象. 图3 推进5 8m处微震事件分布图 F i g . 3 T h ed i s t r i b u t i o no fm i c r o G s e i s mw i t h 5 8mf a c ea d v a n c e 图4 8月2 2日工作面压力曲线图 F i g . 4 T h ew o r k i n g f a c ep r e s s u r ec u r v e so nA u g u s t 2 2 图5 8月2 3日工作面压力曲线图 F i g . 5 T h ew o r k i n g f a c ep r e s s u r ec u r v e so nA u g u s t 2 3 下转第1 2 0页 611 中 国 矿 业第2 8卷 通过后期持续跟踪监测, 根据反馈的数据分析 结果表明, 6 1 0 6工作面在应用均压通风管理时期, 最终将采空区C O涌出量控制在2 4p p m以下, 达到 了预期治理效果, 确保了工作面安全的开采条件. 4 结 论 16 1 0 6工作面在应用均压通风管理时期, 采 空区漏风量控制在1m 3/ s以下, 最终将采空区C O 涌出量控制在2 4p p m以下, 效果显著. 2工作面在回采期间, 在确保均压通风系统平 稳、 安全的前提下, 风压稳定在4 3 04 8 0P a之间, 保 证了工作面安全生产开采, 达到了治理效果. 参考文献 [1] 刘满芝, 杨继贤, 周梅华.煤炭储备研究现状综述及研究方向 建议[J].中国矿业, 2 0 1 0,1 91 1 4 1 G 4 4. 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S t u d yo nt e c h n i c a l m e a s u r e s f o rC Oo v e r r u nt r e a t m e n to fn e w1 0 7w o r k i n gf a c e i n X i n y a n g m i n e[J]. J o u r n a lo f N o r t h C h i n aI n s t i t u t eo f S c i e n c ea n dT e c h n o l o g y,2 0 1 1,83 1 9 G 2 1. 上接第1 1 6页 6. 3 顺槽掘进压力监测分析 3 0 5 1 5按照设计8m小煤柱留设顺槽掘进期间 无明显动压显现, 巷道变形不明显, 工作面回采期间 顺槽无明显变形. 7 结 论 1区段煤柱由2 0m减小到8m,3 0 5 1 5工作面 多回收煤炭资源4 8. 3万t. 2回风顺槽侧掘进和回采期间, 受上覆2 # 煤 柱集中压力影响明显弱化, 无明显动压显现, 巷道无 明显变形, 提高了安全可靠性, 并减少了以前巷道修 复的人工投入. 3超前支护和工作面顶板支护安全性得以提 高, 支架未发生卸压阀开启现象. 参考文献 [1] 综采技术手册 编委会.综采技术手册[M].北京 煤炭工业 出版社,2 0 0 1. [2] 孔令海, 姜福兴, 王存文.特厚煤层综放采场支架合理工作阻 力研究[J].岩石力学与工程学报, 2 0 1 0,2 91 1 2 3 1 2 G 2 3 1 8. K ONG L i n g h a i,J I ANG F u x i n g,WAN G C u n w e n . S t u d yo f r e a s o n a b l ew o r k i n gr e s i s t a n c eo fs u p p o r t i nf u l l y G m e c h a n i z e d s u b l e v e lc a v i n gf a c ei ne x t r a G t h i c kc o a ls e a m[J]. 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