新型復(fù)合結(jié)構(gòu)墩柱支護(hù)關(guān)鍵技術(shù)研究與應(yīng)用

顏丙雙

(天地科技股份有限公司，北京 100013)

導(dǎo)致工作面產(chǎn)生空巷的原因較多，常見的有生產(chǎn)接續(xù)計(jì)劃變更、資源開采產(chǎn)權(quán)變更、不同開采方法等，空巷的存在嚴(yán)重影響工作面的快速推進(jìn)，是當(dāng)前煤礦安全高效回采的主要威脅之一。當(dāng)工作面逐漸回采至空巷時(shí)，在超前采動(dòng)支撐壓力的影響下，剩余煤柱逐漸進(jìn)行塑性屈服狀態(tài)，基本頂發(fā)生斷裂，老頂巖塊回轉(zhuǎn)失穩(wěn)，導(dǎo)致工作面內(nèi)壓力急劇增大，壓縮支架行程，嚴(yán)重者出現(xiàn)頂板切落事故，造成工作面壓架。

目前，工作面過空巷的主要技術(shù)方法有以下幾種：①密集支柱或木垛支護(hù)；②錨桿(索)配合單體液壓支柱支護(hù)；③錨桿(索)配合木垛支護(hù)；④垛式支架支護(hù)；⑤空巷充填支護(hù)；⑥注漿加固。為保證工作面安全快速通過空巷，我國(guó)學(xué)者進(jìn)行了大量研究工作，已取得了諸多成果。錢鳴高等[1]在“砌體梁”全結(jié)構(gòu)力學(xué)分析的基礎(chǔ)上，將頂板關(guān)鍵塊體簡(jiǎn)化為三鉸拱式結(jié)構(gòu)，并給出了工作面頂板的壓力計(jì)算公式；康紅普[2]針對(duì)不同時(shí)期采用的錨桿類型和應(yīng)用條件進(jìn)行了分析，總結(jié)了煤礦錨桿支護(hù)的研究成果；王寧等[3]針對(duì)極近距離煤層過穿層空巷條件，通過采取分段補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)、控制采高等手段，順利通過了穿層空巷；徐青云等[4]通過建立空巷基本頂力學(xué)模型，揭示了頂板穩(wěn)定性機(jī)理，并對(duì)木垛支護(hù)、錨桿索支護(hù)和高水材料充填支護(hù)3種方式進(jìn)行了工業(yè)試驗(yàn)對(duì)比；查文華等[5]針對(duì)厚煤層堅(jiān)硬頂板條件，計(jì)算了基本頂斷裂位置與頂板載荷關(guān)系及其對(duì)巷道圍巖變形影響；周海豐[6]通過加強(qiáng)巷內(nèi)支護(hù)，采取工作面等壓、預(yù)測(cè)周期來壓規(guī)律等方法，進(jìn)行了大采高工作面空巷支護(hù)技術(shù)研究，并成功進(jìn)行了工業(yè)試驗(yàn)。

目前，針對(duì)綜放工作面平行大斷面空巷支護(hù)方面的研究較少，因此，本文以綜放工作面為背景，通過建立空巷頂板斷裂力學(xué)模型，對(duì)頂板失穩(wěn)機(jī)理進(jìn)行分析，提出一種新型復(fù)合結(jié)構(gòu)墩柱快速支護(hù)方法，并成功應(yīng)用于錦泰能源長(zhǎng)灘煤礦，為綜放工作面安全快速通過平行大斷面空巷提供參考。

1 工作面頂板失穩(wěn)機(jī)理

工作面正常推進(jìn)過程中，老頂呈現(xiàn)周期性斷裂，形成鉸接巖梁結(jié)構(gòu)，自工作面向采空區(qū)方向，把對(duì)工作面產(chǎn)生直接影響的老頂斷裂巖塊分為A、B、C三塊，其中巖塊A位于實(shí)體煤上方，對(duì)工作面壓力變化影響極??；巖塊B位于實(shí)體煤和采空區(qū)垮落矸石之間，是工作面壓力顯現(xiàn)的主要原因；巖塊C位于采空區(qū)已垮落矸石上方[6]，如圖1所示。 當(dāng)工作面前方存在空巷時(shí)，巖塊B的斷裂位置、長(zhǎng)度、觸矸狀態(tài)直接決定了空巷、煤柱和工作面內(nèi)的壓力顯現(xiàn)情況。

圖1 綜放工作面平行空巷頂板破斷特征Fig.1 Characteristics of roof fracture in comprehensive caving working face

根據(jù)巖塊B斷裂線的位置，可以分為斷裂線位于貫通煤柱上方、斷裂線位于空巷上方和斷裂線位于實(shí)體煤上方3種情況。當(dāng)斷裂線位于貫通煤柱上方時(shí)，為理想斷裂狀態(tài)，此時(shí)頂板壓力得到釋放，相對(duì)于空巷而言，煤柱外側(cè)形成短懸臂結(jié)構(gòu)，空巷內(nèi)壓力相對(duì)較??；當(dāng)斷裂線位于空巷上方時(shí)，頂板巖塊的回轉(zhuǎn)會(huì)導(dǎo)致空巷內(nèi)墩柱壓力的不斷增大，并且隨著工作面的逐步推進(jìn)，墩柱易出現(xiàn)撓曲變形，不利于整體支撐力的發(fā)揮，應(yīng)采取工作面等壓或超前預(yù)裂措施盡量避免此種情況出現(xiàn)；當(dāng)斷裂線位于實(shí)體煤上方時(shí)，頂板載荷主要由實(shí)體煤、墩柱、貫通煤柱、工作面支架和采空區(qū)冒落矸石支撐，隨著工作面的逐步推進(jìn)，殘余煤柱寬度越來越小，逐漸失去彈性核區(qū)，進(jìn)入塑性屈服狀態(tài)而失去承載能力，此時(shí)為最危險(xiǎn)的工況條件，空巷內(nèi)墩柱承受壓力最大，工作面與空巷圍巖控制難度增大。

當(dāng)煤柱完全進(jìn)入塑性屈服狀態(tài)時(shí)，將完全失去承載能力，即q3=0。此時(shí)，若工作面支架支撐能力不足或頂板載荷超過支架工作阻力，頂板將出現(xiàn)大量下沉或切頂，造成壓架事故，使得工作面難以順利通過空巷。因此，空巷內(nèi)采取外部支護(hù)措施尤為必要?？障飪?nèi)采用新型高強(qiáng)墩柱進(jìn)行外部支護(hù)，可在煤柱塑性破壞后分擔(dān)工作面支架承擔(dān)的頂板載荷，緩解工作面壓力顯現(xiàn)劇烈，避免壓架問題?？障飪?nèi)增加墩柱支護(hù)后，與原始錨桿索支護(hù)構(gòu)件共同提供空巷內(nèi)的均布載荷支撐力qz，根據(jù)載荷適應(yīng)性可知，墩柱支撐強(qiáng)度qz需滿足式(1)和式(2)。

n[qz]+qML2+F1+F3+F4+F5-

(L1+L2+L3+L5)Mzγz-L0MEγE=0

(1)

(2)

式中：n為單位長(zhǎng)度內(nèi)截面積內(nèi)墩柱數(shù)量，根；[qz]為墩柱支撐強(qiáng)度，kN；qM為空巷頂板原始支護(hù)，kN；F1為實(shí)體煤對(duì)頂板作用力，kN；F3為煤柱對(duì)頂板作用力，kN；F4為采空區(qū)矸石對(duì)巖塊B的支撐力，kN；F5為工作面支架對(duì)頂板作用力，kN；Fz為單位支架寬度空巷頂板臨界載荷，kN；[Fz]為工作面支架工作阻力，kN；Mz為直接頂厚度，m；γz為直接頂巖層容重，kN/m3；ME為堅(jiān)硬基本頂厚度，m；γE為堅(jiān)硬基本頂巖層容重，kN/m3；Q為單個(gè)支架上方頂板載荷，kN；R1為直接頂對(duì)巖塊B的支撐力，kN；L0為堅(jiān)硬頂板巖梁長(zhǎng)度，m；L1為應(yīng)力極限平衡區(qū)寬度，m；L2為空巷寬度，m；L3為殘余煤柱寬度，m；L4為觸矸長(zhǎng)度，m；L5為支架頂梁尾端至煤壁距離，m。

空巷前方煤體支承力qs和應(yīng)力極限平衡區(qū)寬度L1計(jì)算公式分別為式(3)和式(4)。

(3)

(4)

式中：C0、φ0為煤層與頂?shù)装鍘r層交界面的黏聚力和內(nèi)摩擦角，(°)；α為煤層傾角，(°)；Px為支架對(duì)煤幫的支護(hù)阻力，kN；λ為側(cè)壓系數(shù)；M為采高，m；H為采深，m；γ為上覆巖層平均容重，kN/m3；k為應(yīng)力集中系數(shù)。

2 新型墩柱支護(hù)關(guān)鍵技術(shù)

2.1 新型墩柱原理

傳統(tǒng)混凝土墩柱為“混凝土-柔性模具”結(jié)構(gòu)，其柔性模具僅為保證初期澆注時(shí)整體成型，混凝土墩柱承載能力主要取決于混凝土的強(qiáng)度。為使墩柱達(dá)到設(shè)計(jì)強(qiáng)度，不得不采用高標(biāo)號(hào)混凝土，這就使得采煤機(jī)貫通空巷時(shí)截割困難，截齒消耗量大增，截割后形成大塊結(jié)構(gòu)無法運(yùn)輸，需進(jìn)行爆破處理，嚴(yán)重影響了工作面推進(jìn)速度。

受改善混凝土受力環(huán)境的思路啟發(fā)，新型墩柱采用復(fù)合結(jié)構(gòu)，在墩柱內(nèi)部加強(qiáng)處理，同時(shí)在外部增加套管結(jié)構(gòu)，自內(nèi)而外形成“充填材料-內(nèi)部結(jié)構(gòu)-外部模具”的復(fù)合結(jié)構(gòu)，改善了充填材料的受力環(huán)境，使之由單軸受力狀態(tài)改變?yōu)槿S受力狀態(tài)，承載能力大幅度提高。同時(shí)，為滿足采煤機(jī)快速截割要求，降低了各層復(fù)合結(jié)構(gòu)的單層強(qiáng)度，充填材料可選用低標(biāo)號(hào)混凝土或高水材料，既滿足支護(hù)與煤機(jī)截割要求，解決了墩柱支護(hù)能力與煤機(jī)截割之間的矛盾，同時(shí)滿足了外部剛性結(jié)構(gòu)約束作用，提高了墩柱整體塑性變形能力和殘余強(qiáng)度，使之更好地適應(yīng)工作面高強(qiáng)支護(hù)與快速推進(jìn)的要求。

2.2 承載力計(jì)算

根據(jù)煤礦實(shí)際地質(zhì)條件，參考以往經(jīng)驗(yàn)數(shù)據(jù)，煤柱側(cè)斷裂線處載荷強(qiáng)度取120 kN/m，煤壁處載荷強(qiáng)度取260 kN/m，得到實(shí)體煤幫對(duì)頂板巖梁作用力為1 330 kN。矸石初始碎脹系數(shù)取1.30，最終碎脹系數(shù)取1.10，得出矸石對(duì)頂板巖梁作用力為1 895 kN。當(dāng)工作面與空巷臨近貫通時(shí)，剩余煤柱進(jìn)入塑性屈服狀態(tài)，承載能力大幅度下降，此時(shí)頂板載荷由工作面液壓支架和墩柱支撐，為最危險(xiǎn)狀態(tài)，空巷內(nèi)墩柱支護(hù)延米工作阻力應(yīng)不低于9 475 kN，計(jì)算公式見式(1)和式(2)；若考慮1.5倍富余系數(shù)，則墩柱延米支護(hù)阻力應(yīng)不低于14 213 kN，即n×qz≥14 213 kN。

2.3 承載能力驗(yàn)證

為準(zhǔn)確獲取新型結(jié)構(gòu)墩柱極限承載能力，進(jìn)行了1∶1等比例原型室內(nèi)試驗(yàn)，采用30 000 kN支架壓力試驗(yàn)機(jī)進(jìn)行試驗(yàn)，如圖2所示。根據(jù)試驗(yàn)結(jié)果，Φ800 mm墩柱承載能力為6 000～10 000 kN，Φ1 000 mm墩柱承載能力為8 000～12 000 kN。相比傳統(tǒng)混凝土墩柱，Φ800 mm墩柱極限載荷由3 000 kN 提高到6 000 kN以上，承載能力提高1.1～2.3倍，效果顯著。

圖2 復(fù)合結(jié)構(gòu)墩柱極限載荷試驗(yàn)Fig.2 Maximum loading of composite structure pier column

根據(jù)上述結(jié)果，為實(shí)現(xiàn)有效支護(hù)，空巷內(nèi)延米支護(hù)強(qiáng)度應(yīng)不低于14 213 kN，結(jié)合現(xiàn)場(chǎng)實(shí)際地質(zhì)條件，長(zhǎng)灘煤礦226上03工作面空巷寬度較大，宜采用多排墩柱聯(lián)合布置方式，保證支護(hù)的均勻性。根據(jù)新型墩柱極限載荷1∶1實(shí)驗(yàn)室試驗(yàn)，墩柱支護(hù)強(qiáng)度計(jì)算公式見式(5)。

(5)

式中：F為墩柱設(shè)計(jì)支護(hù)強(qiáng)度，kN；F0為延米支護(hù)強(qiáng)度，kN；b為墩柱排數(shù)；l為墩柱中心距，m；k為調(diào)整系數(shù)。

考慮現(xiàn)場(chǎng)運(yùn)輸和施工條件，采用水灰比1∶1高水材料進(jìn)行施工，材料終凝強(qiáng)度不低于12 MPa。設(shè)計(jì)采用Φ800 mm規(guī)格墩柱，終凝支護(hù)強(qiáng)度不低于8 000 kN，共布置4排墩柱，中心距為2 000 mm，空巷延米支護(hù)強(qiáng)度為16 000 kN，滿足支護(hù)要求。

3 工程應(yīng)用

3.1 工程概況

長(zhǎng)灘煤礦226上03綜放工作面開采6上煤層，最大埋深為260 m，工作面長(zhǎng)度為178 m，平均煤層厚度為13.5 m，局部達(dá)到17 m以上，傾角為0°～5°，煤層普氏系數(shù)f為2～3。工作面直接頂為砂質(zhì)泥巖、粉砂巖，厚度為9.23 m，呈深灰色；老頂為粗砂巖，厚度為22 m，呈灰白色；直接底為泥巖，厚度為6.7 m，呈深灰色。由于生產(chǎn)計(jì)劃變更，工作面推進(jìn)距離延長(zhǎng)224 m，原切眼廢棄，形成空巷。原切眼尺寸規(guī)格為9.0 m×4.1 m，原切眼與工作面位置關(guān)系如圖3所示。

圖3 226上03工作面巷道布置及空巷位置圖Fig.3 Layout diagram of 226上03 working face roadway

空巷頂板為煤體，距輔運(yùn)順槽50 m的頂板處存在1條斷層構(gòu)造，斷層落差為0.5～2.0 m。空巷內(nèi)曾安裝過支架，生產(chǎn)計(jì)劃變更后撤出，導(dǎo)致原頂板錨桿、錨索支護(hù)被嚴(yán)重破壞；若不采取措施，工作面鄰近空巷時(shí)可能導(dǎo)致直接頂板垮落，造成切頂壓架事故。根據(jù)生產(chǎn)安排，工作面距離揭露空巷僅剩2個(gè)月時(shí)間，為保證工作面安全順利通過，必須保證在工作面距離空巷100 m以上時(shí)，完成對(duì)空巷的補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)。

空巷原始支護(hù)采用“錨桿-索”聯(lián)合支護(hù)設(shè)計(jì)，如圖4所示。頂板錨索規(guī)格為Φ18.9 mm×7 500 mm錨索， 間距為2 000 mm， 每排布置4根， 排距為2 000 mm；頂板錨桿規(guī)格為Φ22 mm×2 400 mm螺紋鋼錨桿，間距為850 mm，每排布置12根，排距為1 000 mm；回采幫采用玻璃鋼錨桿，規(guī)格為Φ20 mm×2 000 mm，間距為900 mm，每排布置5根，排距為1 000 mm；煤柱幫采用螺紋鋼錨桿，規(guī)格為Φ22 mm×2 400 mm螺紋鋼錨桿，間距為900 mm，每排布置5根，排距為1 000 mm。

圖4 空巷原始支護(hù)Fig.4 Primary support of roadway

根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)踏勘情況，由于空巷內(nèi)曾安裝過垛式支架，頂板錨索鎖具幾乎被全部破壞，頂板錨桿大部分被破壞，無法發(fā)揮支護(hù)作用。同時(shí)，考慮空巷斷面積達(dá)36.9 m2，且平行于工作面，采用木垛、木點(diǎn)柱支護(hù)，工作量大且支護(hù)效果差，加之空巷頂板支護(hù)構(gòu)件基本被破壞，且局部存在斷層構(gòu)造區(qū)，木垛、木點(diǎn)柱支護(hù)不能保證空巷頂板控制效果，需采取其他外部支護(hù)手段，否則極易導(dǎo)致工作面通過時(shí)冒頂或切頂，威脅生產(chǎn)安全。

3.2 新型墩柱布置方案

3.2.1 墩柱支護(hù)方案

長(zhǎng)灘煤礦226上03工作面空巷共施工4排墩柱，墩柱規(guī)格Φ800 mm，合計(jì)360根。其中，第1排墩柱距離回采幫800 mm，第二排墩柱距回采幫3 200 mm，第三排墩柱距離回采幫5 300 mm，第四排墩柱距離回采幫6 900 mm。采用后退式作業(yè)方式，由機(jī)頭向機(jī)尾方向安裝，墩柱垂直于頂?shù)装宀贾?，避開頂板錨索，采用雙液注漿泵一次性泵注接頂技術(shù)，保證接頂效果。

3.2.2 空巷頂板補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)

根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)踏勘，空巷內(nèi)錨索鎖具和錨桿托盤大部分已經(jīng)損毀，原始支護(hù)基本失效，為避免工作面推采過程中，超前支承壓力導(dǎo)致柱間漏頂，需對(duì)空巷進(jìn)行補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)。補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)采用錨網(wǎng)結(jié)構(gòu)聯(lián)合支護(hù)，對(duì)已經(jīng)損壞的錨桿、錨索進(jìn)行補(bǔ)打，回采幫掛塑料網(wǎng)并補(bǔ)打玻璃鋼錨桿。

3.2.3 構(gòu)造區(qū)注漿加固

空巷內(nèi)距輔運(yùn)順槽50～70 m處頂板存在一條正斷層，頂板較為破碎，當(dāng)工作面推進(jìn)至該處時(shí)，受超前采動(dòng)應(yīng)力影響易導(dǎo)致支護(hù)困難，甚至出現(xiàn)柱間漏頂、冒頂情況，由于操作空間有限，加固、補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)等作業(yè)困難、效率低下且存在一定的安全風(fēng)險(xiǎn)，影響工作面回采速度，因此，對(duì)該區(qū)域進(jìn)行了注漿加固措施。注漿材料選用GRT-101加固材料，注漿鉆孔布置在空巷頂板，共布置三排鉆孔，鉆孔間距為3.0 m，傾角為90°，鉆孔深度為6～10 m，如圖5所示。

圖5 構(gòu)造區(qū)注漿加固Fig.5 Grouting reinforcement in structure area

3.2.4 其他措施

1) 降速等壓措施。根據(jù)工作面周期來壓規(guī)律，在揭露空巷前適當(dāng)位置停采，避免工作面通過空巷時(shí)頂板來壓。工作面在距離空巷8 m時(shí)開始降低推采速度，繼續(xù)割煤3刀后，開始停采等壓，8 h后工作面出現(xiàn)明顯來壓跡象，支架工作阻力增大，直接頂板破碎，繼續(xù)推采3 m左右支架工作阻力變小，直接頂轉(zhuǎn)為完整，來壓結(jié)束。

2) 減少放煤量。一般情況下，工作面壓力與采高呈正相關(guān)關(guān)系，工作面揭露空巷前，減少放煤量或不放煤，有利于空巷頂板的完整性。根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)施工經(jīng)驗(yàn)，應(yīng)距離空巷10 m時(shí)不放煤，并隨時(shí)關(guān)注工作面及空巷頂板狀況。

3) 工作面調(diào)斜。為減少空巷一次性揭露長(zhǎng)度，工作面采取調(diào)斜措施，機(jī)頭超前回采，根據(jù)實(shí)際情況，推采過程中最大調(diào)斜角度為5°。

4) 設(shè)備保證。工作面與空巷貫通前，提前對(duì)設(shè)備進(jìn)行全面檢修，保證設(shè)備正常平穩(wěn)運(yùn)行。揭露空巷后，實(shí)行半班檢修或不檢修措施，工作面平穩(wěn)快速通過，減少設(shè)備在空巷內(nèi)的滯留時(shí)間。

3.3 工程應(yīng)用驗(yàn)證

3.3.1 現(xiàn)場(chǎng)應(yīng)用效果

現(xiàn)場(chǎng)工程試驗(yàn)中，墩柱完全按照設(shè)計(jì)施工，置于實(shí)底上并保證接頂效果，全部施工用時(shí)20 d，綜合施工速度達(dá)到18根/d。施工完成28 d后，墩柱充填材料達(dá)到終凝強(qiáng)度，工作面開始采取調(diào)斜方式通過空巷。貫通后采煤機(jī)直接截割墩柱，順利通過大斷面平行空巷，由于采取了可靠的吊掛措施，墩柱截割過程中沒有出現(xiàn)傾倒現(xiàn)象，保證了作業(yè)安全。相比于傳統(tǒng)支護(hù)手段，施工時(shí)間由36 d減少至20 d，工作面通過時(shí)間由15 d減少至3 d，大幅提高了施工作業(yè)效率，保障了工作面安全快速推進(jìn)(圖6)。

圖6 現(xiàn)場(chǎng)應(yīng)用對(duì)比Fig.6 Comparison of field application

3.3.2 承載能力實(shí)測(cè)分析

墩柱施工時(shí)，在頂部安裝測(cè)力計(jì)，采用在線監(jiān)測(cè)手段，時(shí)時(shí)監(jiān)測(cè)墩柱受力變化情況。沿工作面傾向方向，在空巷內(nèi)共布置3個(gè)測(cè)站，分別位于輔運(yùn)巷道以里50 m、90 m、130 m位置，如圖7所示。

圖7 墩柱載荷隨工作面推進(jìn)變化Fig.7 Pier column support load with working face advance

1) 50 m測(cè)站。工作面距離空巷18～40 m時(shí)，墩柱受力緩慢增大，最大受力500 kN，平均壓力增量為100 kN/d；工作面距離空巷6～18 m時(shí)，墩柱受力開始快速增大，最大受力達(dá)到1 350 kN，此時(shí)工作面推進(jìn)速度約為6 m/d，平均壓力增量為425 kN/d；工作面距離空巷6 m至貫通時(shí)，墩柱受力急劇增大，最大受力達(dá)到5 800 kN，日增量達(dá)到4 450 kN，隨后壓力開始迅速下降至3 300 kN。

2) 90 m測(cè)站。工作面距離空巷23～50 m時(shí)，墩柱受力緩慢增大，最大受力1 900 kN，平均壓力增量為360 kN/d；工作面距離空巷6～23 m時(shí)，墩柱受力開始快速增大，最大受力達(dá)到3 850 kN，平均壓力日增量為650 kN/d；工作面距離空巷6 m至貫通時(shí)，墩柱受力急劇增大，最大受力達(dá)到5 300 kN，日增量達(dá)到1 450 kN，隨后壓力開始迅速下降至4 500 kN。

3) 130 m測(cè)站。工作面距離空巷18～60 m時(shí)，墩柱受力緩慢增大，最大受力2 300 kN，平均壓力增量為255 kN/d；工作面距離空巷18 m至貫通時(shí)，墩柱受力急劇增大，最大受力達(dá)到7 300 kN，平均日增量達(dá)到2 500 kN，隨后壓力開始迅速下降至2 000 kN。

根據(jù)墩柱軸向載荷監(jiān)測(cè)結(jié)果，工作面與空巷貫通過程中，墩柱未發(fā)生劈裂、彎折等現(xiàn)象，監(jiān)測(cè)到最大載荷為7 300 kN，空巷延米支護(hù)阻力為14 600 kN，保證了工作面的安全快速通過。

4 結(jié) 論

1) 建立了綜放工作面空巷墩柱支護(hù)力學(xué)模型，理論計(jì)算了墩柱所需載荷要求，現(xiàn)場(chǎng)工業(yè)實(shí)踐表明，墩柱實(shí)際載荷與理論計(jì)算基本一致。新型結(jié)構(gòu)墩柱為復(fù)合承載結(jié)構(gòu)，既保證了支護(hù)強(qiáng)度，又滿足采煤機(jī)截割要求，大幅度提高了墩柱施工效率和截割效率，實(shí)現(xiàn)了工作面的安全高效回采。

2) 根據(jù)工作面實(shí)際地質(zhì)采礦條件，在通過空巷時(shí)采取了頂板補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)、構(gòu)造區(qū)注漿加固、工作面降速等壓、減少放煤量、調(diào)斜和設(shè)備保證等綜合技術(shù)手段，有效減小了采動(dòng)影響對(duì)空巷頂板擾動(dòng)，空巷頂板得到有效控制，工作面通過時(shí)壓力較小，未出現(xiàn)明顯來壓跡象，共同保證了工作面的安全快速通過。

3) 監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)表明，空巷內(nèi)墩柱受力過程可分為緩增長(zhǎng)、快增長(zhǎng)、急增長(zhǎng)三個(gè)階段。貫通距離18～40 m時(shí)，墩柱處于緩增長(zhǎng)階段，墩柱最大受力3 300 kN，最大平均增長(zhǎng)量386 kN/d；貫通距離6～18 m時(shí)，墩柱處于快速增長(zhǎng)階段，墩柱最大受力4 100 kN，最大平均增長(zhǎng)量650 kN/d；貫通距離小于6 m時(shí)，墩柱受力急劇增長(zhǎng)，達(dá)到峰值后快速下降，墩柱最大受力7 300 kN，單日最大增長(zhǎng)量4 450 kN/d。

4) 工程實(shí)踐表明，新型結(jié)構(gòu)墩柱對(duì)于綜放工作面大斷面空巷具有良好的支護(hù)效果，具有施工效率高、支護(hù)效果好、通過速度快等特點(diǎn)，有利于礦井高產(chǎn)高效。