王 ?，熊祖強(qiáng),2，趙高博

(1.河南理工大學(xué)能源科學(xué)與工程學(xué)院，河南 焦作 454003；2.煤炭安全生產(chǎn)河南省協(xié)同創(chuàng)新中心，河南 焦作 454003)

煤礦厚煤層綜采工作面普遍存在空巷，工作面推進(jìn)過程中，易引發(fā)空巷及工作面頂板急劇下沉，造成大面積片幫和冒頂，壓垮支架，影響安全生產(chǎn)[1-2]。隨著工作面長度的增加，超長工作面周期來壓步距變短，來壓顯現(xiàn)更劇烈，支承應(yīng)力影響范圍更大，在過空巷時(shí)，更容易引起事故產(chǎn)生[3-4]。

針對過空巷問題，國內(nèi)外學(xué)者取得了較多研究成果，柏建彪等[5]利用“關(guān)鍵塊”假說建立空巷頂板力學(xué)模型，提出高水材料充填空巷技術(shù)；謝生榮等[6]通過綜放工作面過空巷時(shí)支架–圍巖穩(wěn)定性研究，提出工作面過空巷時(shí)在合理的時(shí)間節(jié)點(diǎn)上實(shí)施綜合控制措施；楊榮明等[7]分析工作面過兩條半空巷的被動(dòng)支護(hù)形式，提出主動(dòng)支護(hù)優(yōu)于被動(dòng)支護(hù)的理論。上述成果基于傳統(tǒng)的過空巷方式，多適用于一般工作面通過斷面較小的空巷。

超長工作面由于周期來壓步距短，礦壓顯現(xiàn)劇烈，但通過跨度大的空巷時(shí)，礦壓顯現(xiàn)規(guī)律會(huì)變得更復(fù)雜，且根據(jù)S-R 失穩(wěn)理論[8]，在工作面推進(jìn)中空巷基本頂極易發(fā)生超前破斷，對于跨度大的空巷更難以避免[9-14]。傳統(tǒng)的空巷支護(hù)方式中，如木垛支護(hù)、補(bǔ)打錨桿錨索等，由于支護(hù)強(qiáng)度較低，對于礦壓顯現(xiàn)劇烈、跨度大的空巷頂板控制效果不明顯；如果采用空巷全部充填則成本過高且廢料影響煤質(zhì)。由于國內(nèi)目前鮮有超長工作面過超大斷面空巷的實(shí)例，因此，仍以傳統(tǒng)過空巷方式為主流，鮮有超長工作面過大斷面空巷應(yīng)力演化規(guī)律及支護(hù)技術(shù)的研究。

筆者通過分析充填支柱支護(hù)的大斷面空巷三維模型，提出煤柱失穩(wěn)判據(jù)和大斷面空巷頂板的活動(dòng)特征規(guī)律和支護(hù)需求；通過三維數(shù)值模型，分析超長工作面過大斷面空巷頂板應(yīng)力演化過程；并提出以高水材料充填支柱為主，并輔以空巷兩幫煤壁注漿加固以及錨索補(bǔ)強(qiáng)的綜合治理技術(shù)，以期能夠使工作面順利通過大斷面空巷。

1 工程概況

1.1 工作面基本情況及空巷特征

5314 綜采工作面是晉城成莊礦首個(gè)斜長356 m的超長工作面，開采3 號近水平煤層，采高約6.0 m，采用“兩進(jìn)兩回”通風(fēng)方式?？障餅樵ぷ髅嬖O(shè)計(jì)的對接切眼巷道，平行工作面布置，傾向長189 m，約為工作面長度的1/2，斷面寬×高為8 m×4 m，屬于超大斷面的平行空巷。工作面基本布置及空巷分布如圖1 所示。

1.2 超長工作面過大斷面空巷支護(hù)分析

圖1 成莊礦5314 工作面及空巷基本布置Fig.1 The layout of working face 5314 and abandoned roadway in Chengzhuang coal mine

高水材料充填支柱是從美國引進(jìn)的新型支護(hù)技術(shù)。充填支柱結(jié)構(gòu)設(shè)計(jì)為兩層：上部讓壓層，下部承載層。讓壓層為發(fā)泡材料，為頂板合理下沉讓壓提供空間，承載層為高水材料，提供支護(hù)強(qiáng)度控制頂板，兩部分強(qiáng)度可以通過調(diào)整材料配比實(shí)現(xiàn)，合理的讓壓性和支護(hù)強(qiáng)度有效滿足大斷面空巷的支護(hù)需求，且充填支柱支護(hù)的成本較低，易于采煤機(jī)切割，可代替木垛或單體支柱[15-18]，適用于井下臨時(shí)或永久支護(hù)等。

鑒于此，筆者對充填支柱為支護(hù)手段的超長工作面過空巷的頂板覆巖活動(dòng)規(guī)律進(jìn)行分析，從而為工程實(shí)踐提供依據(jù)。

2 煤柱失穩(wěn)判據(jù)及空巷頂板活動(dòng)規(guī)律

通過建立三維充填支柱支護(hù)的大斷面模型，來分析綜采工作面推進(jìn)過程，模型如圖2 所示。

圖2 工作面過大斷面空巷三維模型Fig.2 Three-dimensional model of working face cross abandoned roadway with large section

若無大斷面空巷，超長工作面正常推進(jìn)，直接頂隨采隨落，工作面超前支承應(yīng)力不斷前移，基本頂再發(fā)生周期性破斷。在存在大斷面空巷條件下，超長工作面推進(jìn)過程中煤柱寬度W不斷變小，采場超前支承壓力與空巷支承應(yīng)力將會(huì)相互疊加影響(圖2)；W成為影響超長工作面頂板應(yīng)力變化的關(guān)鍵因素。

由于煤柱的靜載荷集度等于煤柱強(qiáng)度，根據(jù)煤的巖石力學(xué)性質(zhì)，隨著載荷增大，會(huì)產(chǎn)生塑性變形并最終失穩(wěn)破壞。因此，針對超長工作面過空巷的煤柱進(jìn)行失穩(wěn)分析，能為控制空巷穩(wěn)定性提供理論依據(jù)。

2.1 大斷面空巷頂板活動(dòng)規(guī)律

基于煤巖體的巖石力學(xué)性質(zhì)定義：①煤柱由彈性變形開始向塑性變形轉(zhuǎn)化時(shí)的煤柱寬度稱為煤柱臨界塑性寬度WS；② 煤柱發(fā)生破壞的寬度為煤柱破壞寬度WP。隨著工作面的推進(jìn)，W逐漸減小，以WS和WP為節(jié)點(diǎn)，將煤柱寬度分為3 種變形判據(jù)：

從以下3 個(gè)煤柱所處狀態(tài)的應(yīng)力分布進(jìn)行詳細(xì)分析：

①如圖3 所示，當(dāng)煤柱寬度W大于等于煤柱臨界塑性寬度WS時(shí)(W≥WS)，煤柱表現(xiàn)為彈性變形階段。

圖3 煤柱彈性階段應(yīng)力分布Fig.3 Stress distribution in elastic stage of coal pillars

采場支承應(yīng)力與空巷支承應(yīng)力互不影響，煤柱大部分載荷為原巖應(yīng)力，煤柱處于彈性變形狀態(tài)；空巷沒有受到采場支承應(yīng)力的影響，所受載荷來自上覆巖層。

② 如圖4 所示，當(dāng)煤柱寬度W小于煤柱臨界塑性寬度WS，且大于失穩(wěn)破壞寬度WP時(shí)(WP＜W＜WS)，由于采場與空巷支承應(yīng)力開始疊加，煤柱頂板應(yīng)力增大，煤柱發(fā)生塑性變形，空巷頂板應(yīng)力開始增大。

圖4 煤柱塑性階段應(yīng)力分布Fig.4 Stress distribution in plastic stage of coal pillars

③如圖5 所示，當(dāng)煤柱寬度W小于等于煤柱失穩(wěn)破壞寬度WP時(shí)(W≤WP)：煤柱頂板應(yīng)力達(dá)到了煤柱的極限強(qiáng)度，煤柱發(fā)生破壞，煤柱的承載能力驟降，基本頂在空巷上方發(fā)生超前破斷；采場超前支承應(yīng)力在空巷上方重新分布，待采區(qū)煤體處于支承應(yīng)力的峰值區(qū)域，空巷支承應(yīng)力疊加。

圖5 煤柱失穩(wěn)破壞應(yīng)力分布Fig.5 Stress distribution in failure stage of coal pillars

2.2 臨界失穩(wěn)煤柱分析

隨著煤柱的減小，采場支承應(yīng)力及空巷的支承應(yīng)力在煤柱頂板不斷疊加，煤柱載荷不斷變大，根據(jù)Bieniawski 煤柱強(qiáng)度理論[11]，筆者推導(dǎo)出不同載荷下煤柱寬度計(jì)算公式：

式中W為靜載荷下煤柱的寬度，m；M為采高，m；σ為標(biāo)準(zhǔn)試件煤的單軸抗壓強(qiáng)度，MPa；B為煤柱承載覆巖寬度，m；γ為上覆巖層容重，kN/m3；H為煤層采深，m。

如圖6 所示，當(dāng)工作面前方有跨度較大的空巷時(shí)，如煤柱W達(dá)到一定寬度，基本頂在空巷上方發(fā)生超前斷裂，超前破斷跨度為L，因此有：

圖6 空巷基本頂超前破斷模型Fig.6 Advanced breaking model of basic roof of goaf

煤柱除了需承擔(dān)一半空巷覆巖載荷外，還需承載部分懸臂梁結(jié)構(gòu)覆巖的載荷。因此有：

式中A為空巷跨度，m；D為工作面與周期斷裂線的距離，m；k為采場支承應(yīng)力與覆巖靜載荷比值，k=1.5～5.0。

將式(6)代入式(4)可知：

按照工作面距離超前斷裂線位置最小且懸臂梁剛好為一個(gè)周期來壓步距l(xiāng)考慮，則D=0。

此時(shí)進(jìn)行反向假設(shè)，計(jì)算出基本頂發(fā)生超前破斷的最小空巷跨度，與實(shí)際空巷寬度A進(jìn)行對比，若實(shí)際寬度大于理論計(jì)算值，則基本頂必然發(fā)生超前斷裂。將式(8)、式(9)代入式(4)可知：

根據(jù)成莊礦實(shí)際情況，煤層埋深H約340 m，采高M(jìn)為6 m；3 號煤單軸抗壓強(qiáng)度σ約16 MPa；上覆巖層容重γ為2 5 kN/m3；實(shí)測周期來壓步距約12 m，帶入式(10)計(jì)算得A為6.68 m。由于空巷實(shí)際寬度為8 m，大于計(jì)算的空巷寬度，因此，基本頂在空巷上方將發(fā)生超前斷裂，上述模型假設(shè)無誤。煤柱臨界寬度計(jì)算公式為：W=l-A=7.32 m。

3 大斷面空巷頂板應(yīng)力演化數(shù)值模擬分析

根據(jù)工作面過空巷三維模型及煤柱失穩(wěn)判據(jù)分析，超長綜采工作面過大斷面空巷時(shí)頂板活動(dòng)處于持續(xù)變化的過程，因此，通過建立三維數(shù)值模型，研究充填支柱支護(hù)的大斷面空巷頂板應(yīng)力演化規(guī)律，客觀反映大斷面空巷頂板活動(dòng)規(guī)律，為大斷面空巷治理提供有力依據(jù)。

3.1 三維數(shù)值模型的建立

根據(jù)5314 工作面地質(zhì)資料可知，煤層直接頂為3.22 m 粗砂巖，基本頂為6.10 m 中粒砂巖，偽頂為0.2 m 泥巖，直接底為0.54 m 細(xì)砂巖，基本底為3.09 m細(xì)砂巖。

采用有限元模擬軟件FLAC3D建立三維數(shù)值模型，模型如圖7 所示，模型長×寬×高為132 m×148 m×50 m，考慮工作面與空巷距離較遠(yuǎn)，基本頂已經(jīng)開始發(fā)生周期性破斷，工作面模型從邊界開挖，開挖煤柱走向長80 m，傾向長30 m?？紤]采場側(cè)向支承應(yīng)力影響范圍，工作面左右各留設(shè)59 m 煤柱，空巷后方待采區(qū)為44 m。5314 工作面對接切眼斷面大，傾向長，工作面推進(jìn)會(huì)造成空巷不同部位時(shí)差性來壓，考慮以上因素，空巷設(shè)計(jì)長8 m、寬90 m、高4 m。充填支柱直徑1 m、高4 m，每排3 根等間距設(shè)計(jì)。

模型邊界限制水平方向位移，底部邊界為固定邊界；模型頂面施加應(yīng)力邊界條件，上覆巖層容重取2 5 kN/m3，在垂直方向施加均布荷載8.5 MPa，側(cè)壓系數(shù)取1.24。模型自下而上的巖石力學(xué)參數(shù)如表1 所示。

圖7 成莊礦5314 工作面過大斷面空巷三維數(shù)值模型Fig.7 Three-dimensional numerical model of working face 5314 cross abandoned roadway with large section in Chengzhuang coal mine

表1 三維模型各巖層力學(xué)參數(shù)Table 1 Rock mechanical parameters of three-dimensional model

3.2 頂板應(yīng)力演化規(guī)律分析

模型開挖完成后，選取工作面傾向中間切面，即75 m 處切面進(jìn)行分析，將沿空巷頂板應(yīng)力提取并繪制應(yīng)力分布圖，如圖8 所示，隨著工作面推進(jìn)，超長工作面的頂板應(yīng)力演化變化規(guī)律如下：

a.煤柱寬度逐漸減小，采場與空巷超前支承應(yīng)力發(fā)生疊加，工作面頂板應(yīng)力經(jīng)歷較緩慢增長到驟增的過程，并在應(yīng)力達(dá)到峰值過后，工作面支承應(yīng)力在空巷后方重新分布。

圖8 工作面頂板應(yīng)力演化示意Fig.8 Sketch of stress evolution of roof in working face

b.待采區(qū)頂板應(yīng)力隨著煤柱的減小不斷增大，應(yīng)力增高區(qū)的影響范圍也逐漸增大，煤柱寬度小于10 m 后應(yīng)力峰值和應(yīng)力增高區(qū)影響范圍明顯增大。

對數(shù)值模擬結(jié)果中工作面初始開采、煤柱發(fā)生塑性變形寬度WS和煤柱發(fā)生破壞寬度WP的3 個(gè)節(jié)點(diǎn)提取垂直應(yīng)力數(shù)據(jù)，分析空巷的應(yīng)力演化過程，如圖9 所示。

由圖9a 可知，煤柱寬度為70 m 時(shí)，頂板應(yīng)力呈“駝峰形”分布，煤柱最大應(yīng)力為13.6 MPa，采場支承應(yīng)力并未與空巷支承應(yīng)力疊加，且影響范圍較大，煤柱大部分處于原巖應(yīng)力狀態(tài)。

由圖9b 可知，當(dāng)煤柱寬度為40 m 時(shí)，煤柱峰值應(yīng)力增大，采場支承應(yīng)力和空巷支承應(yīng)力疊加，采場支承應(yīng)力峰值可達(dá)14.9 MPa，空巷煤柱支承應(yīng)力也隨之增加，煤柱頂板應(yīng)力呈“馬鞍形”分布，煤柱整體處于應(yīng)力疊加區(qū)域。

由圖9c 可知，當(dāng)煤柱寬度為6 m 時(shí)，兩種支承應(yīng)力進(jìn)一步疊加，煤柱頂板應(yīng)力呈“孤峰形”分布，采場與空巷煤柱一側(cè)應(yīng)力分布基本對稱，其應(yīng)力達(dá)16.6 MPa，由于3 號煤單軸抗壓強(qiáng)度約16 MPa，可以認(rèn)為，此時(shí)煤柱完全失穩(wěn)破壞，與煤柱失穩(wěn)判據(jù)計(jì)算所得基本一致。

提取空巷后方待采區(qū)不同位置的應(yīng)力變化值，繪制隨著工作面推進(jìn)的應(yīng)力變化曲線，分析其演化過程規(guī)律，如圖10 可知，待采煤區(qū)模型長44 m，分別提取待采區(qū)2 m、4 m、6 m、8 m、20 m、40 m處的應(yīng)力數(shù)值變化曲線進(jìn)行對比分析。

由圖10 可知，待采煤區(qū)20 m 外頂板不受工作面的推進(jìn)影響，待采區(qū)處于原巖應(yīng)力狀態(tài)。隨著工作面推進(jìn)，當(dāng)煤柱寬度大于40 m 時(shí)，待采區(qū)頂板未受采動(dòng)影響，只受到空巷支承應(yīng)力影響，應(yīng)力無明顯變化；當(dāng)煤柱小于40 m，空巷支承應(yīng)力與采場支承應(yīng)力開始疊加，待采區(qū)頂板應(yīng)力逐漸增大；當(dāng)煤柱僅剩10 m 左右，待采區(qū)煤壁應(yīng)力開始急劇升高；當(dāng)工作面與空巷貫通時(shí)達(dá)到峰值16.1 MPa。

圖9 煤柱頂板應(yīng)力演化過程Fig.9 Evolutional process of stress on coal pillar roof

圖10 待采區(qū)頂板應(yīng)力演化過程Fig.10 Evolutional process of roof stress in area to be mined

綜上分析，隨著煤柱寬度減小，采場支承應(yīng)力向深部轉(zhuǎn)移，與空巷支承應(yīng)力不斷疊加，引起空巷頂板應(yīng)力不斷增大。煤柱失穩(wěn)破壞后，空巷應(yīng)力驟增，并在工作面與空巷貫通時(shí)達(dá)到最大值，對于待采煤區(qū)影響也達(dá)到峰值。如果不能提供空巷合理支護(hù)強(qiáng)度，并且對煤柱及待采煤區(qū)進(jìn)行處理，空巷基本頂將滑落失穩(wěn)，引發(fā)片幫、冒頂、壓架等事故。

4 大斷面空巷綜合治理措施分析

通過大斷面空巷應(yīng)力數(shù)值模擬演化過程研究發(fā)現(xiàn)，煤柱的失穩(wěn)會(huì)引起基本頂?shù)某皵嗔?，從而使大斷面空巷的頂板?yīng)力驟增，若空巷沒有足夠的支承強(qiáng)度，極易發(fā)生冒頂?shù)仁鹿剩煌瑫r(shí)待采區(qū)頂板應(yīng)力與采場支承應(yīng)力疊加，峰值及其影響范圍不斷增大，在高應(yīng)力作用下，空巷兩幫煤壁極易發(fā)生片幫，因此，大斷面治理應(yīng)該致力于兩個(gè)方面：①空巷頂板合理強(qiáng)度支撐；② 空巷兩幫煤壁加固。

4.1 充填支柱工藝

由數(shù)值模擬結(jié)果可知，工作面推進(jìn)過程中空巷頂板的峰值應(yīng)力最高可達(dá)12.7 MPa，故支柱的支護(hù)強(qiáng)度設(shè)計(jì)應(yīng)大于該應(yīng)力峰值。同時(shí)，為保證充填支柱的合理讓壓性能，充填支柱的上部設(shè)計(jì)400 mm的發(fā)泡材料，強(qiáng)度約2 MPa，其變形率可達(dá)60%；下部承載層為高水材料，養(yǎng)護(hù)7 d 后的強(qiáng)度不低于13 MPa，最終強(qiáng)度不低于15 MPa。

根據(jù)上述數(shù)值模擬結(jié)果可知，靠近待采區(qū)的應(yīng)力普遍高于工作面一側(cè)，因此，在實(shí)際工程設(shè)計(jì)中，增大待采區(qū)充填支柱的柱徑并且減小間排距，以保障足夠的支承強(qiáng)度。故而，在對接切眼空巷內(nèi)布置3 排支柱，遠(yuǎn)離工作面一側(cè)和中間排的支柱柱徑1.2 m，支柱間排距均為1.7 m；靠近工作面一側(cè)的一排支柱柱徑1.0 m，支柱間排距1.9 m?，F(xiàn)場在空巷內(nèi)共計(jì)施工充填支柱198 根間，布置效果如圖11 所示。

圖11 充填支柱空巷布置效果Fig.11 Layout effect diagram of abandoned roadway supported by filling pillars

4.2 錨桿錨索補(bǔ)強(qiáng)

空巷原有錨桿錨索為頂板每排6 根錨桿，間排距1 m×1 m，每排3 根錨索，間排距1.6 m×2 m；兩幫每排5 根錨桿，間排距1 m×1 m，每排3 根錨索，間排距1.6 m×2 m。為有效控制空巷的變形，防止發(fā)生冒頂事故，在原支護(hù)基礎(chǔ)上，補(bǔ)打錨索梁，一梁兩索，交叉布置，錨索長度均為7.4 m。

4.3 煤壁注漿加固

超前注漿加固的時(shí)機(jī)應(yīng)在煤體裂隙發(fā)育階段。煤柱寬度等于WS時(shí)，煤柱開始發(fā)生塑性變形，故煤柱寬度為WS時(shí)開始注漿。煤柱注漿孔設(shè)計(jì)深度20 m；由于待采區(qū)支承應(yīng)力影響范圍為20 m，注漿深度設(shè)計(jì)為10 m。

在對接切眼巷道向空巷兩側(cè)煤體中布置上下兩排鉆孔，煤柱側(cè)鉆孔孔徑42 mm，鉆孔呈“三花”布置；下排鉆孔開孔高度1.3 m，鉆孔仰角2°，鉆孔間距6 m；上排鉆孔開孔高度2.8 m，鉆孔水平布置，鉆孔間距6 m。待采區(qū)一側(cè)鉆孔參數(shù)與煤柱注漿參數(shù)保持一致(除深度外)，鉆孔布置如圖12 所示。

圖12 注漿鉆孔布置示意圖Fig.12 The sketch map of grouting borehole layout

4.4 數(shù)值模擬與現(xiàn)場觀測結(jié)果對比

工作面回采過程中，對巷道頂板下沉量及兩幫收縮量進(jìn)行觀測。并將觀測結(jié)果與數(shù)值模擬結(jié)果進(jìn)行對比分析?？障镯敯鍛?yīng)力數(shù)值模擬結(jié)果如圖13 所示，空巷中部頂板下沉量及兩幫收縮量結(jié)果如圖14所示。

圖13 空巷頂板應(yīng)力數(shù)值演化過程Fig.13 Evolution process of vertical stress on abandoned roadway roof

圖14 空巷巷道變形監(jiān)測Fig.14 Deformation monitoring of abandoned roadway

由圖13 可知，工作面與空巷距離小于40 m 后，空巷頂板應(yīng)力開始逐漸增大；在距離8 m 時(shí)，空巷頂板應(yīng)力達(dá)到峰值12.7 MPa，并保持不變，直至空巷與工作面貫通。

由圖14 顯示，工作面距離空巷前面35 m 時(shí)，空巷圍巖開始發(fā)生變形，在數(shù)值模擬結(jié)果誤差范圍內(nèi)。圍巖變形主要發(fā)生在距離工作面12 m 以內(nèi)；由于頂板應(yīng)力不斷增大，巷道變形速率隨著煤柱減小不斷增大；頂板應(yīng)力保持不變時(shí)，空巷變形速率也趨于穩(wěn)定。

最終監(jiān)測數(shù)據(jù)表明，對接切眼中部頂板下沉量、兩幫收縮量及底鼓量均遠(yuǎn)大于兩端頭范圍，距離工作面6 m 左右時(shí)，出于安全考慮，人員禁止入內(nèi)。最終檢測結(jié)果顯示：頂板最大下沉量450 mm，測點(diǎn)兩幫收縮量最大430 mm，中部測點(diǎn)兩幫收縮量最大610 mm，巷道變形在合理范圍內(nèi)，工作面順利通過超大斷面空巷。

5 結(jié)論

a.建立充填支柱支護(hù)大斷面空巷的三維模型，提出以煤柱臨界塑性寬度(WS)和煤柱臨界破壞寬度(WP)作為煤柱失穩(wěn)的判據(jù)，理論分析了不同煤柱寬度(W)工作面頂板的活動(dòng)規(guī)律：當(dāng)煤柱開始由彈性變形到塑性變形轉(zhuǎn)換時(shí)的煤柱寬度為WS；煤柱由塑性變形到開始發(fā)生失穩(wěn)破壞的寬度為WP。

b.當(dāng)煤柱寬度W≤WS(40 m)時(shí)，工作面超前支承應(yīng)力與空巷超前支承應(yīng)力開始疊加，煤柱開始發(fā)生塑性變形；W≤WP(10 m)時(shí)，煤柱頂板應(yīng)力逐漸增加至峰值16.6 MPa，開始發(fā)生失穩(wěn)破壞并失去承載能力。此時(shí)，工作面超前支承應(yīng)力重新分布，并向深部轉(zhuǎn)移。

c.確定高水材料充填支柱的合理支護(hù)強(qiáng)度為15 MPa，在煤柱寬度為40 m 時(shí)采用煤壁超前注漿，對空巷前后20 m 范圍煤壁進(jìn)行注漿加固。提出一種以充填支柱為主要支護(hù)手段，輔以空巷煤壁超前預(yù)注漿加固及錨索梁補(bǔ)強(qiáng)的綜合治理措施，并且在成莊礦某超長工作面進(jìn)行應(yīng)用，為超長工作面過大斷面空巷工程提供了借鑒經(jīng)驗(yàn)。