301-2盤區8105工作面正常時期的頂板管理控制研究

王曉龍 田志敏

（山西省大同市同煤集團馬脊梁礦，山西 大同 037002）

1 工程概況

馬脊梁礦14-3#層301-2盤區8105工作面，地面標高1312～1449m，井下標高900～930m，走向長度2610m，傾斜長239.4m。工作面上覆14-3#層為8604工作面采空區、8606工作面采空區、8606-2工作面采空區，14-2#層為8808、8802、8606、8608工作面采空區，與上覆14-3#層間距為195.71～246.05/224.48m。該工作面煤層結構較復雜，煤層全厚6.62m，純煤厚5.16m，含1～5層夾矸，夾矸平均0.29m，局部有2#層煤層賦存，煤厚在0.94～2.63m，平均為1.95m。3#層與上覆2#層層間距為0.40～1.75m，平均為1.17m，傾角1°～8°/3°，屬近水平煤層。煤巖類型以暗淡型為主，煤種為氣煤。

該工作面煤層厚度大，結構較復雜，煤層硬度2～3，煤層中含1～5層夾石。由于煤層層理、節理發育，特別是8105工作面采至距切巷599.5m處至開采結束，由于受8103工作面采空影響，壓力大，頂板和側幫較為破碎，所以提醒隊組加強頂板的支護和監測工作，防止頂板的下沉、漏頂事故的發生，影響正常生產。

2 工作面內頂板控制

2.1 工作面支護方式

8105工作面采用ZF13000/25/38M型正四連桿低位放頂煤支架131架、ZFG13000/27.5/42HM型過渡支架9架（頭4架、尾5架）、1組ZTZ23000/23/42M型端頭支架（兩架一組）支護頂板，采用自然垮落法管理頂板。支架中心距1750mm，最大控頂距6535mm，最小控頂距5735mm，端面距控制在340mm以內。根據現有支架及配套設備的情況，該工作面的最大控頂距為：端面距+一刀煤截深+支架頂梁長度=340+800+5395=6535mm，最小控頂距5735mm，支架中心距1750mm，端面距340mm。

2.2 正常工作時期的特殊支護方式

工作面在正常回采過程中，遇兩巷錯車硐室，應加強對硐室支護。其中8105巷遇調車硐室時，在硐室內支護3排單體柱，每排3根，排間距1.2m。根據8111回采經驗預計5105巷受8103工作面采空區影響較大，遇調車硐室時，在硐室內支設兩個木垛，并在兩木垛之間支設單體柱，排間距1.0m。

3 端頭及超前支護頂板管理

3.1 支護材料的選擇

該工作面端頭及超前支護選擇DW45-250/100X型單體柱配合DFB1200型π型梁進行支護，鋼梁全部使用專用防墜裝置，支柱全部使用剛性防倒裝置。

3.1.1 單體支柱實際支撐能力計算

單體支柱實際支撐能力采用下列公式計算。

（1）單體支柱工作阻力

式中：

R-支柱額定工作阻力，kN；

K-支柱阻力影響系數。

（2）合理支護強度的計算

式中：

Pt-合理的支護強度，kN/m2；

h-巷高，m；

γ-容重，kN/m3，取25kN/m3；

k-上覆巖層垮落帶與巷高之比，取4。

3.1.2 支護密度計算

支護密度采用下列公式進行計算：

式中：

n-支護密度，根/m2；

Rt-支柱實際支撐能力，kN/根。

根據該礦8103、8111工作面回采經驗，8105巷超前支護距離定為30m，8105巷超前支護距離定為50m，兩巷寬度均為5.4m，計算得8105巷支護面積為162m2，5105巷支護面積為270m2。由支護密度1.84根/m2，結合以往回采經驗，8105巷單體柱排距確定為1.5m，柱距確定為0.8m，8105巷考慮到受轉載機影響，排距確定為1.2m、2.53m，柱距確定為1m。

3.1.3 單體柱支護強度的驗算

（1）直接頂單位面積的壓力為

式中：

Qz-直接頂單位面積最大壓力，kN/m2；

k-載荷不均勻系數，一般取1.1～1.2；

γ-頂板巖石容重，取25kN/m3；

h-直接頂厚度，取4.17m。

（2）單體柱額定支護強度

式中：

Pmax-單體柱額定支護強度，kN/m2；

F-單體柱額定工作阻力，kN；

S-單體柱有效支護面積，取1.8m2。

由上述計算可知，驗證所選單體柱支護強度Pmax≥Qz，能滿足要求。

3.1.4 單體柱高度選擇

DW45-250/100X型單體柱最大支撐高度4.5m，最小支撐高度2.52m，巷道高度為3.7m，可知所選單體柱能夠滿足支護要求。

3.2 運輸巷、回風巷的超前支護

3.2.1 超前支護形式

8105巷超前支護形式是采用“三梁三柱”，三根單體柱配合三根1.2m長“π”型梁進行支護，梁與巷道垂直。單體柱間距1m，每排單體排距為1.2m和2.53m，單體柱采用DW45-250/100X型單體柱。因破碎機電機和轉載機頭左右10m范圍空間小，支護“三梁三柱”困難，采用“兩梁兩柱”，即兩根單體柱配合兩根1.2m“π”型梁。支護距離為30m。

3.2.2 尾超前支護形式

由于8105工作面緊鄰已開采的8103工作面，根據8111工作面回采經驗，預計當8105工作面回采至8103工作面切眼附近，8105巷超前段會出現頂板下沉、底板鼓起、兩幫回收等強礦壓顯現現象。因此8105巷超前支護分為兩段：

（1）2610～2070m段超前支護：采用“三梁三柱”進行支護，梁與巷道垂直。單體柱距0.8m，排距1.5m，單體柱采用DW45-250/100X型單體柱，支護距離為50m。

（2）2070m停采段超前支護：8103工作面回采至8101工作面切眼附近時8103巷超前段頂板壓力明顯增大，伴隨頂板下沉、底板鼓起、兩幫片幫嚴重、單體支柱發生變形等現象。8105巷同8103巷一樣是鄰空巷道，預計回采至距切巷540m處至開采結束超前段頂板壓力明顯增大，超前支護采用木垛配合單體柱的方式加強支護。單體柱的支護方式調整為“五梁五柱”，梁與巷道垂直，單體柱采用DW45-250/100X型，柱距為0.8m，排距從煤柱側向工作面幫側依次為0.8m、0.8m、0.8m、1.4m、0.8m和0.8m，其中間距1.4m處為人行通道，支護距離為120m。靠煤柱幫側支一排木垛，木垛采用的方木規格為：寬×厚×長=150×150×2000mm；工作面幫支一排木垛，木垛采用的方木規格為：寬×厚×長=150×150×1400mm；木垛與木垛的中心距為6.0m，支護距離均不小于150m，兩排木垛呈三花交錯布置，木垛間距為3.0m，排距2.6m，隨著工作面的推進向前倒支木垛。在開采期間，遇到頂板下沉、破碎需更改支護方式另行編制專項安全技術措施。

3.2.3 與其他工序之間的銜接關系

正常情況下，在采煤機割至距兩順槽30m時，將影響采煤機在頭、尾斜切進刀的單體柱、“π”型梁和木垛進行提前回撤。如遇兩巷頂煤破碎，必須編制安全技術措施，并嚴格按措施執行。撤出單體柱、“π”型梁和方木抬出超前支護之外，碼放整齊。

4 工作面端頭、安全出口的頂板管理

（1）頭端頭采用一組端頭支架（兩架）和1#過渡支架維護頭出口處頂板，并在前后溜之間設置行人過橋。行人過橋處高度不得低于1m，寬度不得小于0.8m。

（2）尾端頭采用過渡支架配合單體液壓支柱。尾端頭單體支護形式采用一梁一柱柱塞懸浮式單體液壓支柱帶0.8m長的“π”型梁，間距1.2m。當工作面液壓支架到煤柱幫之間的距離超過0.8m時，應支設單體支柱，每增加0.6m，增加1排單體，間距1.2m。安全出口高度不得低于1.8m，寬度不得小于0.8m。

（3）端頭應支設關門柱，間距0.5m，掛網掛牌，網采用尼龍網（易于伸縮），高度不小于1.5m，寬度從支架側到煤柱幫，關門柱支設位置要與支架頂梁后沿平行。如浮煤多，要清理干凈再進行支設，如頂底板不平，要墊好道木或木楔子，支設做到迎山有力。如懸板面積小于2×5m2，調整關門柱支護位置與141#支架后立柱對齊。單體液壓支柱必須加裝剛性防倒裝置，“π”型梁必須加防墜落裝置。

（4）支回關門柱工序為：采煤機割頭（尾）→回關門柱→移架→拉回后部刮板輸送機→支關門柱→支單體柱。

5 總結

通過8105工作面的生產實際和現場觀察表明，頂板管理的控制方案有效地控制了圍巖變形，避免了8105巷出現頂板下沉、底板鼓起、兩幫回收等強礦壓顯現現象。當前馬脊梁礦14-3#層301-2盤區8105工作面已順利完成開采，開采過程中未出現安全事故，實踐表明該頂板管理的控制方案是合理安全可靠的，具有較好的借鑒價值。但是，還需要根據工作面生產過程中的頂板變化情況，及時調整生產工藝，盡量減小端面距離，以保證工作面的頂板完整。