孫 國 強

（山西焦煤集團有限責(zé)任公司屯蘭礦，山西 古交 030200）

0 引 言

煤礦井下作業(yè)環(huán)境復(fù)雜，生產(chǎn)工序和設(shè)備眾多，容易發(fā)生各類安全事故，對井下人員的人身安全造成較大威脅。頂板事故是常見的煤礦安全事故之一，主要由于煤層開采破壞了地下巖層的結(jié)構(gòu)和穩(wěn)定性，而相應(yīng)的頂板支護強度不足，由此引發(fā)頂板控制失穩(wěn)[1-5]。尤其是沿空留巷工作面，由于兩巷斷面尺寸較大，因此頂板管理難度更大。雖然較高強度的頂板支護可減少頂板事故的發(fā)生，但是進行頂板支護的材料和人力消耗較大，相應(yīng)開采成本過大，因此，需要通過合理的頂板支護設(shè)計，在保證開采安全前提下，盡量降低企業(yè)生產(chǎn)成本。本文將結(jié)合屯蘭礦18403 沿空留巷工作面的實際情況，對其頂板控制措施及礦壓觀測情況進行研究[6-8]。

1 工作面概括

屯蘭礦18403 工作面井下位于南翼下組煤盤區(qū)右翼，北鄰18401 工作面（已完成回采），南鄰18405 工作面（已形成回采工作面）。18403 膠帶順槽復(fù)用18401軌道順槽沿空留巷，18403 軌道順槽進行沿空留巷施工，供18405 工作面回采復(fù)用。工作面主采8 號煤層，煤層厚度1.8~3.15 m，平均2.67 m，局部夾一層炭質(zhì)泥巖；工作面切眼向外724~1 290 m 范圍內(nèi)煤層變薄，煤層整體向南西傾斜，最大傾角8°，最小傾角2°，平均約5°。工作面頂?shù)装宓刭|(zhì)概況如表1 所示。

表1 工作面頂?shù)装宓刭|(zhì)概況

18403 工作面采用傾斜長壁采煤法，基本回采工序為雙滾筒采煤機破煤、裝煤→刮板輸送機運煤→拉移液壓支架支護頂板→采空區(qū)處理。工作面按照“四采一充”組織施工，每推進4 個循環(huán)，沿空留巷充填作業(yè)1 次，充填與回采平行作業(yè)，每天推進6 個循環(huán)，單個循環(huán)進度為0.8 m。工作面最大采高3.15 m，最小采高2.2 m，平均采高2.67 m。

2 工作面頂板變形影響因素

研究表明，影響頂板變形量的因素主要包括以下4 個方面：

1）直接頂厚度。直接頂?shù)暮穸扰c其抵抗變形的能力成正比關(guān)系，厚度越大，頂板的變形量越小，因此在開采過程中應(yīng)注意根據(jù)直接頂?shù)暮穸葘χёo措施進行優(yōu)化，兼顧安全和經(jīng)濟。

2）頂板彈性模量。頂板彈性模量越大，其強度和硬度越高，在壓力作用下變形越小。

3）巷道斷面寬度。巷道斷面寬度增大時，頂板的懸空長度增加，變形量也相應(yīng)增大。隨著當(dāng)前大型綜掘綜采設(shè)備的應(yīng)用，巷道斷面尺寸不斷增大，因此巷道斷面寬度的影響也愈加明顯。

4）支護阻力。支護阻力一般與液壓支架的工作能力或其它支護措施相關(guān)，一般情況下，支護阻力越大，對頂板的支撐效果越好，頂板變形量越小。但對于沿空留巷等情況，為防止過大的支護阻力導(dǎo)致破碎直接頂擠入采空區(qū)，使錨固設(shè)施失去著力點，應(yīng)選擇合適大小的支護阻力。

3 頂板控制措施

3.1 總體措施

根據(jù)同一煤層相似工作面頂板管理經(jīng)驗，預(yù)計18403 工作面直接頂初次垮落步距為10~15 m，初次來壓步距為20~25 m，來壓程度明顯；周期來壓步距為15~20 m，來壓程度不明顯。最大平均頂?shù)装逡平繛?00 mm。直接頂屬中等冒落型，基本頂級別為Ⅱ級，巷道超前影響范圍為20 m。根據(jù)以上礦壓參數(shù)，確定18403 工作面、兩巷及端頭頂板的總體控制措施如圖1 所示，工作面主要采用液壓支架進行支護，兩巷及端頭主要采用單體工字鋼棚及單體戴帽點柱等方式支護，具體支護參數(shù)及注意事項見后文所述。

圖1 工作面、兩巷及端頭頂板控制措施

3.2 工作面頂板支護參數(shù)

根據(jù)18403 工作面頂板現(xiàn)狀及支護需求，采用155 臺ZZ5200/17/35E 型支撐掩護式液壓支架對工作面頂板進行支撐，其中包含3 臺端頭架。另外，在沿空留巷一側(cè)采用2 臺ZZTM2×11300/19/35H 型充填模板支架。液壓支架最大控頂距5 476 mm，最小控頂距4 676 mm，移架步距800 mm。

正常頂板條件下，采用追機移架方式對工作面頂板進行控制，即采煤機割煤后，在距離后滾筒3~5 個支架架位時進行移架操作，移架后需及時打出護幫板，然后再拉移刮板輸送機。另外，嚴禁液壓支架發(fā)生咬架、擠架，且支架中心距偏差不超過0.1 m，支架頂梁與頂板平行，最大仰俯角不大于7°，支架垂直頂?shù)装澹嵝苯遣淮笥?°。

特殊頂板條件下，工作面頂板控制采取以下措施：①當(dāng)頂板已破碎時，應(yīng)在距離采煤機后滾筒2~3個架位時，及時帶壓超前移架，并打出護幫板；②當(dāng)發(fā)生片幫、冒頂?shù)韧话l(fā)情況時，應(yīng)利用液壓支架護幫板對煤壁進行支護，或用板梁勾頂，并升緊支架；③基本頂初次來壓及周期來壓期間，應(yīng)加強來壓預(yù)測，并要求所有支架初撐力不低于24 MPa；④工作面過斷層時，需嚴格控制采高和支架初撐力要求，且執(zhí)行過斷層專項安全技術(shù)措施。

3.3 兩巷及端頭頂板支護參數(shù)

3.3.1 兩巷頂板控制

為防止頂板來壓對巷道的破壞，需對兩巷進行超前維護。膠帶順槽的超前支護采用“單體工字鋼棚”形式，由于該巷道為原18401 沿空留巷復(fù)用巷道，因此盡管巷道超前影響范圍為20 m，但超前支護距離應(yīng)擴展至大于50 m，在遇頂板特殊情況時應(yīng)適當(dāng)延長超前距離。支護參數(shù)如圖1 所示，工字鋼排間距0.8m，單體液壓支柱打設(shè)在距兩側(cè)煤幫0.3m 處，工作面靠保險幫側(cè)向外15 m 范圍需打設(shè)中柱，中柱與轉(zhuǎn)載機距離為0.3m，由此可保證人行道寬度大于0.8m。

軌道順槽超前支護采用“單體工字鋼棚+單體戴帽點柱”形式，由于該側(cè)為新開拓巷道，因此超前支護距離設(shè)定為35 m，鋼梁排間距1.1m。需保證各單體柱迎山有力、升緊打牢，打設(shè)位置偏差小于0.1 m。

3.3.2 端頭頂板控制

機尾采用充填模板支架配合戴帽點柱進行維護。模板支架頂部鋪設(shè)金屬網(wǎng)，板梁和工字鋼間隔布置，并打設(shè)錨桿。

機頭采空區(qū)側(cè)采用端頭液壓支架配合雙排戴帽點柱進行維護，排間距0.8 m，柱間距0.3 m，后排密集支柱與液壓支架切頂線對齊，密集支柱距幫和端頭支架的距離均不大于0.3 m，鐵柱帽垂直于工作面放置，柱帽必須用8 號鐵絲與頂網(wǎng)拴牢。兩段密集支柱之間必須留有0.5 m 以上的安全出口。另外，當(dāng)工作面端頭液壓支架距保險幫超過1m 時，需用戴帽點柱進行維護，以確保空頂面積不大于0.8 m×0.8 m。

4 礦壓觀測

4.1 工作面礦壓觀測

18403 工作面采用YHY60 光感式壓力表配合KJ216 煤礦頂板動態(tài)監(jiān)測系統(tǒng)對支架支撐力進行監(jiān)測。KJ216 煤礦頂板動態(tài)監(jiān)測系統(tǒng)，每8 個支架安設(shè)1 臺壓力無線傳感器，共20 臺。傳感器采用無線通訊的方式將數(shù)據(jù)傳輸至監(jiān)測分機，監(jiān)測分機再通過無線傳輸方式傳輸?shù)奖O(jiān)測主站，監(jiān)測主站通過總線將數(shù)據(jù)傳輸?shù)降孛姹O(jiān)測服務(wù)器。其余液壓支架每個安裝1 臺YHY60 光感式壓力表，壓力表讀數(shù)每天安排專人每5臺架記錄1 臺支架的讀數(shù)。

每次操作支架結(jié)束后都必須將支架升緊，保證支架初撐力不小于24 MPa。

4.2 兩巷及端頭礦壓觀測

1）兩巷超前段及端頭的礦壓觀測。兩巷超前段及端頭的單體液壓支柱工作阻力采用單體測力計進行監(jiān)測。打完單體液壓支柱后，需對單體支柱的初撐力進行及時測量，以檢查單體柱初撐力是否滿足大于12 MPa 要求，不滿足要求時必須進行補液。

其它礦壓觀測指標(biāo)還包括頂板移近量及移近速度、支柱下縮量、頂板破碎程度及冒落情況、煤壁片幫情況等。

2）兩順槽的頂板礦壓觀測。在兩順槽頂板上每隔50 m 設(shè)置1 組LBY-3 型頂板離層儀，如圖2 所示，在巷道來壓顯現(xiàn)、有地質(zhì)構(gòu)造等特殊地段也布置1 組。要求兩順槽距工作面100 m 范圍內(nèi)的頂板離層儀每天觀測1 次，100 m 以外的頂板離層儀每7 天觀測 1 次。

5 結(jié) 語

隨著煤礦沿空留巷巷道斷面尺寸的增大，為提高煤礦生產(chǎn)的安全性和支護可靠性，同時降低支護成本，本文以屯蘭礦18403 工作面為例，首先分析了工作面頂板變形量的影響因素，然后分別從頂板變形總體控制措施、工作面頂板支護參數(shù)、兩巷及端頭頂板支護參數(shù)等方面研究了該工作面的實際支護措施，隨后對工作面、兩巷及端頭的礦壓觀測方法進行了分析。

研究內(nèi)容對煤礦沿空留巷工作面的頂板支護控制及礦壓觀測具有積極參考價值。