鄭發(fā)強

（云南能投威信煤炭有限公司，云南 昭通 657900）

0 引言

大傾角煤層巷道圍巖控制一直制約著傾斜煤層的開采，由于傾斜煤層巷道支護較為困難，許多學者對其進行了研究，如：何峰華等[1]采用FLAD3D數(shù)值模擬軟件對大傾角煤層拱形巷道支護參數(shù)進行了合理優(yōu)化；韓耀文[2]從頂?shù)装宓姆€(wěn)定性控制措施和支架的構(gòu)造參數(shù)設(shè)置兩方面找出大傾角工作面支架圍巖之間相互作用的關(guān)系，保證煤礦安全合理開采；魏永前等[3]通過研究大傾角煤層下行開采工作面圍巖應(yīng)力，提出并實施了采空區(qū)下大傾角工作面開采圍巖穩(wěn)定性控制技術(shù)；根據(jù)以上研究成果，本文以觀音山煤礦E0104工作面為研究對象，通過觀測礦壓顯現(xiàn)特征，提出工作面巷道優(yōu)化設(shè)計，并進行工程實踐。

1 地質(zhì)條件

云南能投威信煤炭有限公司觀音山煤礦二井東零采區(qū)E0104工作面位于座房坡以東-新田灣以南-后溪口以西偏南-蒲草壩以北-山背后北偏東一帶；E0104工作面對應(yīng)地表為高山坡地，距地表垂深為100.1-247.7m，對應(yīng)地表整體地形為南高北低，西高東低，工作面對應(yīng)的地面有零星建筑物、無水體。E0104工作面北為E0106工作面（正在布置），西為東零采區(qū)三條上山，東為井田邊境，南為E0102工作面（已回采）。該采區(qū)所采煤層為C5煤層，為半暗型至半亮型煤，煤層結(jié)構(gòu)較簡單，含少量黃鐵礦結(jié)核，內(nèi)生裂隙發(fā)育，煤層間夾少許鏡煤條帶，煤層平均厚度約1.86m，平均傾角為28°；煤層上部偽頂為泥質(zhì)灰?guī)r平均厚度為0.4m，局部夾條帶狀黃鐵礦，直接頂為泥巖局部為泥質(zhì)灰?guī)r，平均厚度約為3.1m，老頂為粉砂質(zhì)泥巖，完整性較好平均厚度約為1.6m；煤層直接底為粉砂質(zhì)泥巖或砂質(zhì)泥巖，平均厚度1.5m。在工作面推進過程中，上下端頭推進比較困難，煤壁出現(xiàn)片幫現(xiàn)象，為了指導工作面安全高效生產(chǎn)，提高工作面推進效率，對E0104工作面進行礦壓觀測，通過礦壓觀測分析，提出合理的頂板管理措施及巷道圍巖控制措施。

2 工作面布置及原支護參數(shù)

E0104工作面采用長壁式綜采采煤工藝，工作面平均傾角約為28°，工作面布置有107架ZY6800/17/36型液壓支架，工作面運輸巷、回風巷均為梯形巷道，上部為回風巷，下部為運輸巷；巷道寬度為5.0m，巷道低幫高度為2.0m，高幫高度為4.9m，頂板傾角約為30°；原支護方案采用錨網(wǎng)索聯(lián)合支護，頂部錨桿直徑為22.0mm，長度為2.4m的左旋螺紋鋼高強度錨桿，幫部錨桿直徑為20.0mm，長度為2.0m，錨桿間排距均為800mm，頂板錨索直徑為 21.8mm，長度為 8.3m，間排距為 1600×8300mm，具體布置如圖1所示。

圖1 巷道原支護參數(shù)示意圖

3 現(xiàn)場礦壓實測分析

礦壓觀測主要內(nèi)容有：液壓支架在來壓前后的工作阻力，工作面巷道收縮量及頂?shù)装逡七M量；采用的ZYDC-3型壓力自動記錄儀對工作面液壓支架工作阻力進行連續(xù)監(jiān)測，自動記錄儀及壓力表分別安裝在第5支架、第25支架、第45支架、第65架、第85架，共計五組，每班采集一次數(shù)據(jù)；巷道兩幫位移量測點采用“十”字交叉法進行布置，每隔10m布置一個測點，第一個測點布置在超前工作面15m處，兩條巷道內(nèi)共計布置8個測點。

通過對E0104綜采工作面液壓支架支護工作阻力進行30天的觀測，獲取工作面在回采期間工作面液壓支架工作阻力的變化關(guān)系，如圖2所示。

圖2 工作面支架循環(huán)阻力變化規(guī)律

在對支架來壓的分析中可得如下規(guī)律：

1）在基本頂來壓期間，E0104工作面上、中、下三部位的來壓時間各不相同。在E0104工作面回采過程，中上部頂板巖層率先破斷，由于頂板傾角較大，破碎頂板向工作面下部垮落，由于巖石的碎脹性，下部頂板受到支撐，處于相對穩(wěn)定的狀態(tài)，因此來壓時間相對滯后。

2）從圖2中可以看出，在基本頂來壓期間，E0104工作面上、中、下三部分的各部位工作阻力存在一定的差異性。其原因是：煤層存在一定的傾角，在工作面回采過程中，頂板應(yīng)力逐漸釋放，由于重力作用，工作面上部頂板應(yīng)力釋放量大于中下部，因此工作面支架工作阻力增加。

3）在基本頂來壓期間，E0104工作面?zhèn)€部位的來壓次數(shù)也存在一定的差異。由統(tǒng)計可知：工作面中、上部的第45號、65號液壓支架估計出現(xiàn)6次來壓現(xiàn)象，均大于其他液壓支架來壓次數(shù)，其原因可能為：頂板最大撓度出現(xiàn)在工作面的中、上部位置處，導致中上部的頂板出現(xiàn)多次斷裂現(xiàn)象。

E0104工作面兩側(cè)巷道圍巖移進量變化規(guī)律如圖2所示

圖3 巷道圍巖移進量變化規(guī)律

從圖（3）中可知：隨著工作面的推進，巷道頂板移進量逐漸增大，且隨著工作面的推進，巷道頂板移進量變化速率也則逐漸增大。工作面上部回風巷道頂板移進量最大值為226.15mm，下部運輸巷頂?shù)装逡七M量最大值為148.34mm，對比回風巷道與運輸巷道頂板移進量可知：位于工作面上部的巷道受到采動的影響更加劇烈，支護也更加困難。

4 巷道支護優(yōu)化研究

4.1 片幫冒頂控制技術(shù)

由于工作面受到采動影響，為了防止E0104工作面在回采過程中時常發(fā)生頂板破碎傷人、煤壁片幫等安全事故，嚴重影響了工作面的推進效率；為了提高工作面推進速率，對工作面實施片幫冒頂控制技術(shù)：

1）首先通過在工作面液壓支架上部鋪設(shè)金屬網(wǎng)的方式防止工作面發(fā)生冒頂事故；在頂板較為破碎的區(qū)域選擇性的鋪設(shè)雙層金屬網(wǎng)，并在液壓支架的架頭增加工字鋼布設(shè)，工字鋼與金屬網(wǎng)相連起到強化頂板控制的作用；頂板具體支護設(shè)計如4圖所示。

2）液壓支架之間的間隔不能大于200mm，越靠近工作面運輸巷，越要嚴格控制液壓支架之間的距離；在工作面回采過程中，出現(xiàn)煤壁剝落現(xiàn)象時，操作人員應(yīng)立即抬起液壓支架強前方的護幫板進行保護，防止煤壁發(fā)生片幫。

圖4 工作防片幫冒頂控制圖

4.2 巷道支護優(yōu)化設(shè)計

在原有支護方案下，由于工作面周期來壓，導致巷道圍巖變形，巷道內(nèi)支護設(shè)備破壞支護失效，嚴重影工作面推進速率；通過鉆孔窺視分析巷道圍巖松動圈的特性，結(jié)合巷道頂板巖性，提出"高強恒阻支柱-錨桿-錨索-鋼帶"相互配合的聯(lián)合支護方式，具體支護如圖5所示。恒阻力支柱額定工作阻力為400kN，排距為5.0m，柱間距為1.6m，支柱頂端用π形梁接頂，并戴柱靴；巷道頂板布置兩根錨索，錨索直徑為21.8mm，長度為8.3m，間排距為1000mm×1600mm，預(yù)緊力為100kN；錨桿長度為2.4m，直徑為 22mm，間排距為 900mm×900mm，預(yù)緊力為40kN；底幫布置3根錨桿，高幫布置6根錨桿，錨桿直徑均為20mm，長度為2.0m，間排距為900mm×900mm，如圖5所示。

圖5 優(yōu)化后支護方案示意圖

4.3 工程應(yīng)用

在巷道支護方案優(yōu)化后，采用與上文中相同的監(jiān)測方式對巷道頂板移盡量進行監(jiān)測，對比分析支護方案優(yōu)化后，巷道頂板移進量隨工作面推進的變化關(guān)系，監(jiān)測結(jié)果如圖6所示。

圖6 支護方案優(yōu)化前后巷道頂板位移量變化規(guī)律

從圖6可以看出：優(yōu)化后的支護方案對巷道圍巖控制效果明顯優(yōu)于原支護方案；在回風巷道中優(yōu)化后支護方案巷道頂板最大移進量為137.0mm，相比于原支護方案頂板移進量降低了39.42%，在運輸巷中優(yōu)化后支護方案巷道頂板最大移進量為109.05mm，相比于原支護方案頂板移盡量降低了26.48%，對比分析說明“高強恒阻支柱-錨桿-錨索-鋼帶”相聯(lián)合支護方式的可靠性及支護參數(shù)的合理性。

5 結(jié) 論

通過分析觀音山煤礦二井東零采區(qū)E0104工作面在回采過程中的礦壓特征及巷道圍巖變化規(guī)律，提出片幫冒頂控制技術(shù)及“高強恒阻支柱-錨桿-錨索-鋼帶”聯(lián)合支護方式，并進行工程實踐；實踐結(jié)果表明：優(yōu)化后的支護方案對巷道圍巖控制效果更加明顯，兩條巷道頂板移進量分別降低了39.42%、26.48%，充分說明了優(yōu)化后支護方案的可靠性及支護的合理性。