屯兰矿18403 工作面顶板控制及矿压观测

孙 国 强

（山西焦煤集团有限责任公司屯兰矿，山西 古交 030200）

0 引 言

煤矿井下作业环境复杂，生产工序和设备众多，容易发生各类安全事故，对井下人员的人身安全造成较大威胁。顶板事故是常见的煤矿安全事故之一，主要由于煤层开采破坏了地下岩层的结构和稳定性，而相应的顶板支护强度不足，由此引发顶板控制失稳[1-5]。尤其是沿空留巷工作面，由于两巷断面尺寸较大，因此顶板管理难度更大。虽然较高强度的顶板支护可减少顶板事故的发生，但是进行顶板支护的材料和人力消耗较大，相应开采成本过大，因此，需要通过合理的顶板支护设计，在保证开采安全前提下，尽量降低企业生产成本。本文将结合屯兰矿18403 沿空留巷工作面的实际情况，对其顶板控制措施及矿压观测情况进行研究[6-8]。

1 工作面概括

屯兰矿18403 工作面井下位于南翼下组煤盘区右翼，北邻18401 工作面（已完成回采），南邻18405 工作面（已形成回采工作面）。18403 胶带顺槽复用18401轨道顺槽沿空留巷，18403 轨道顺槽进行沿空留巷施工，供18405 工作面回采复用。工作面主采8 号煤层，煤层厚度1.8~3.15 m，平均2.67 m，局部夹一层炭质泥岩；工作面切眼向外724~1 290 m 范围内煤层变薄，煤层整体向南西倾斜，最大倾角8°，最小倾角2°，平均约5°。工作面顶底板地质概况如表1 所示。

表1 工作面顶底板地质概况

18403 工作面采用倾斜长壁采煤法，基本回采工序为双滚筒采煤机破煤、装煤→刮板输送机运煤→拉移液压支架支护顶板→采空区处理。工作面按照“四采一充”组织施工，每推进4 个循环，沿空留巷充填作业1 次，充填与回采平行作业，每天推进6 个循环，单个循环进度为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 工作面顶板变形影响因素

研究表明，影响顶板变形量的因素主要包括以下4 个方面：

1）直接顶厚度。直接顶的厚度与其抵抗变形的能力成正比关系，厚度越大，顶板的变形量越小，因此在开采过程中应注意根据直接顶的厚度对支护措施进行优化，兼顾安全和经济。

2）顶板弹性模量。顶板弹性模量越大，其强度和硬度越高，在压力作用下变形越小。

3）巷道断面宽度。巷道断面宽度增大时，顶板的悬空长度增加，变形量也相应增大。随着当前大型综掘综采设备的应用，巷道断面尺寸不断增大，因此巷道断面宽度的影响也愈加明显。

4）支护阻力。支护阻力一般与液压支架的工作能力或其它支护措施相关，一般情况下，支护阻力越大，对顶板的支撑效果越好，顶板变形量越小。但对于沿空留巷等情况，为防止过大的支护阻力导致破碎直接顶挤入采空区，使锚固设施失去着力点，应选择合适大小的支护阻力。

3 顶板控制措施

3.1 总体措施

根据同一煤层相似工作面顶板管理经验，预计18403 工作面直接顶初次垮落步距为10~15 m，初次来压步距为20~25 m，来压程度明显；周期来压步距为15~20 m，来压程度不明显。最大平均顶底板移近量为100 mm。直接顶属中等冒落型，基本顶级别为Ⅱ级，巷道超前影响范围为20 m。根据以上矿压参数，确定18403 工作面、两巷及端头顶板的总体控制措施如图1 所示，工作面主要采用液压支架进行支护，两巷及端头主要采用单体工字钢棚及单体戴帽点柱等方式支护，具体支护参数及注意事项见后文所述。

图1 工作面、两巷及端头顶板控制措施

3.2 工作面顶板支护参数

根据18403 工作面顶板现状及支护需求，采用155 台ZZ5200/17/35E 型支撑掩护式液压支架对工作面顶板进行支撑，其中包含3 台端头架。另外，在沿空留巷一侧采用2 台ZZTM2×11300/19/35H 型充填模板支架。液压支架最大控顶距5 476 mm，最小控顶距4 676 mm，移架步距800 mm。

正常顶板条件下，采用追机移架方式对工作面顶板进行控制，即采煤机割煤后，在距离后滚筒3~5 个支架架位时进行移架操作，移架后需及时打出护帮板，然后再拉移刮板输送机。另外，严禁液压支架发生咬架、挤架，且支架中心距偏差不超过0.1 m，支架顶梁与顶板平行，最大仰俯角不大于7°，支架垂直顶底板，歪斜角不大于5°。

特殊顶板条件下，工作面顶板控制采取以下措施：①当顶板已破碎时，应在距离采煤机后滚筒2~3个架位时，及时带压超前移架，并打出护帮板；②当发生片帮、冒顶等突发情况时，应利用液压支架护帮板对煤壁进行支护，或用板梁勾顶，并升紧支架；③基本顶初次来压及周期来压期间，应加强来压预测，并要求所有支架初撑力不低于24 MPa；④工作面过断层时，需严格控制采高和支架初撑力要求，且执行过断层专项安全技术措施。

3.3 两巷及端头顶板支护参数

3.3.1 两巷顶板控制

为防止顶板来压对巷道的破坏，需对两巷进行超前维护。胶带顺槽的超前支护采用“单体工字钢棚”形式，由于该巷道为原18401 沿空留巷复用巷道，因此尽管巷道超前影响范围为20 m，但超前支护距离应扩展至大于50 m，在遇顶板特殊情况时应适当延长超前距离。支护参数如图1 所示，工字钢排间距0.8m，单体液压支柱打设在距两侧煤帮0.3m 处，工作面靠保险帮侧向外15 m 范围需打设中柱，中柱与转载机距离为0.3m，由此可保证人行道宽度大于0.8m。

轨道顺槽超前支护采用“单体工字钢棚+单体戴帽点柱”形式，由于该侧为新开拓巷道，因此超前支护距离设定为35 m，钢梁排间距1.1m。需保证各单体柱迎山有力、升紧打牢，打设位置偏差小于0.1 m。

3.3.2 端头顶板控制

机尾采用充填模板支架配合戴帽点柱进行维护。模板支架顶部铺设金属网，板梁和工字钢间隔布置，并打设锚杆。

机头采空区侧采用端头液压支架配合双排戴帽点柱进行维护，排间距0.8 m，柱间距0.3 m，后排密集支柱与液压支架切顶线对齐，密集支柱距帮和端头支架的距离均不大于0.3 m，铁柱帽垂直于工作面放置，柱帽必须用8 号铁丝与顶网拴牢。两段密集支柱之间必须留有0.5 m 以上的安全出口。另外，当工作面端头液压支架距保险帮超过1m 时，需用戴帽点柱进行维护，以确保空顶面积不大于0.8 m×0.8 m。

4 矿压观测

4.1 工作面矿压观测

18403 工作面采用YHY60 光感式压力表配合KJ216 煤矿顶板动态监测系统对支架支撑力进行监测。KJ216 煤矿顶板动态监测系统，每8 个支架安设1 台压力无线传感器，共20 台。传感器采用无线通讯的方式将数据传输至监测分机，监测分机再通过无线传输方式传输到监测主站，监测主站通过总线将数据传输到地面监测服务器。其余液压支架每个安装1 台YHY60 光感式压力表，压力表读数每天安排专人每5台架记录1 台支架的读数。

每次操作支架结束后都必须将支架升紧，保证支架初撑力不小于24 MPa。

4.2 两巷及端头矿压观测

1）两巷超前段及端头的矿压观测。两巷超前段及端头的单体液压支柱工作阻力采用单体测力计进行监测。打完单体液压支柱后，需对单体支柱的初撑力进行及时测量，以检查单体柱初撑力是否满足大于12 MPa 要求，不满足要求时必须进行补液。

其它矿压观测指标还包括顶板移近量及移近速度、支柱下缩量、顶板破碎程度及冒落情况、煤壁片帮情况等。

2）两顺槽的顶板矿压观测。在两顺槽顶板上每隔50 m 设置1 组LBY-3 型顶板离层仪，如图2 所示，在巷道来压显现、有地质构造等特殊地段也布置1 组。要求两顺槽距工作面100 m 范围内的顶板离层仪每天观测1 次，100 m 以外的顶板离层仪每7 天观测 1 次。

5 结 语

随着煤矿沿空留巷巷道断面尺寸的增大，为提高煤矿生产的安全性和支护可靠性，同时降低支护成本，本文以屯兰矿18403 工作面为例，首先分析了工作面顶板变形量的影响因素，然后分别从顶板变形总体控制措施、工作面顶板支护参数、两巷及端头顶板支护参数等方面研究了该工作面的实际支护措施，随后对工作面、两巷及端头的矿压观测方法进行了分析。

研究内容对煤矿沿空留巷工作面的顶板支护控制及矿压观测具有积极参考价值。