301-2盘区8105工作面正常时期的顶板管理控制研究

王晓龙 田志敏

（山西省大同市同煤集团马脊梁矿，山西 大同 037002）

1 工程概况

马脊梁矿14-3#层301-2盘区8105工作面，地面标高1312～1449m，井下标高900～930m，走向长度2610m，倾斜长239.4m。工作面上覆14-3#层为8604工作面采空区、8606工作面采空区、8606-2工作面采空区，14-2#层为8808、8802、8606、8608工作面采空区，与上覆14-3#层间距为195.71～246.05/224.48m。该工作面煤层结构较复杂，煤层全厚6.62m，纯煤厚5.16m，含1～5层夹矸，夹矸平均0.29m，局部有2#层煤层赋存，煤厚在0.94～2.63m，平均为1.95m。3#层与上覆2#层层间距为0.40～1.75m，平均为1.17m，倾角1°～8°/3°，属近水平煤层。煤岩类型以暗淡型为主，煤种为气煤。

该工作面煤层厚度大，结构较复杂，煤层硬度2～3，煤层中含1～5层夹石。由于煤层层理、节理发育，特别是8105工作面采至距切巷599.5m处至开采结束，由于受8103工作面采空影响，压力大，顶板和侧帮较为破碎，所以提醒队组加强顶板的支护和监测工作，防止顶板的下沉、漏顶事故的发生，影响正常生产。

2 工作面内顶板控制

2.1 工作面支护方式

8105工作面采用ZF13000/25/38M型正四连杆低位放顶煤支架131架、ZFG13000/27.5/42HM型过渡支架9架（头4架、尾5架）、1组ZTZ23000/23/42M型端头支架（两架一组）支护顶板，采用自然垮落法管理顶板。支架中心距1750mm，最大控顶距6535mm，最小控顶距5735mm，端面距控制在340mm以内。根据现有支架及配套设备的情况，该工作面的最大控顶距为：端面距+一刀煤截深+支架顶梁长度=340+800+5395=6535mm，最小控顶距5735mm，支架中心距1750mm，端面距340mm。

2.2 正常工作时期的特殊支护方式

工作面在正常回采过程中，遇两巷错车硐室，应加强对硐室支护。其中8105巷遇调车硐室时，在硐室内支护3排单体柱，每排3根，排间距1.2m。根据8111回采经验预计5105巷受8103工作面采空区影响较大，遇调车硐室时，在硐室内支设两个木垛，并在两木垛之间支设单体柱，排间距1.0m。

3 端头及超前支护顶板管理

3.1 支护材料的选择

该工作面端头及超前支护选择DW45-250/100X型单体柱配合DFB1200型π型梁进行支护，钢梁全部使用专用防坠装置，支柱全部使用刚性防倒装置。

3.1.1 单体支柱实际支撑能力计算

单体支柱实际支撑能力采用下列公式计算。

（1）单体支柱工作阻力

式中：

R-支柱额定工作阻力，kN；

K-支柱阻力影响系数。

（2）合理支护强度的计算

式中：

Pt-合理的支护强度，kN/m2；

h-巷高，m；

γ-容重，kN/m3，取25kN/m3；

k-上覆岩层垮落带与巷高之比，取4。

3.1.2 支护密度计算

支护密度采用下列公式进行计算：

式中：

n-支护密度，根/m2；

Rt-支柱实际支撑能力，kN/根。

根据该矿8103、8111工作面回采经验，8105巷超前支护距离定为30m，8105巷超前支护距离定为50m，两巷宽度均为5.4m，计算得8105巷支护面积为162m2，5105巷支护面积为270m2。由支护密度1.84根/m2，结合以往回采经验，8105巷单体柱排距确定为1.5m，柱距确定为0.8m，8105巷考虑到受转载机影响，排距确定为1.2m、2.53m，柱距确定为1m。

3.1.3 单体柱支护强度的验算

（1）直接顶单位面积的压力为

式中：

Qz-直接顶单位面积最大压力，kN/m2；

k-载荷不均匀系数，一般取1.1～1.2；

γ-顶板岩石容重，取25kN/m3；

h-直接顶厚度，取4.17m。

（2）单体柱额定支护强度

式中：

Pmax-单体柱额定支护强度，kN/m2；

F-单体柱额定工作阻力，kN；

S-单体柱有效支护面积，取1.8m2。

由上述计算可知，验证所选单体柱支护强度Pmax≥Qz，能满足要求。

3.1.4 单体柱高度选择

DW45-250/100X型单体柱最大支撑高度4.5m，最小支撑高度2.52m，巷道高度为3.7m，可知所选单体柱能够满足支护要求。

3.2 运输巷、回风巷的超前支护

3.2.1 超前支护形式

8105巷超前支护形式是采用“三梁三柱”，三根单体柱配合三根1.2m长“π”型梁进行支护，梁与巷道垂直。单体柱间距1m，每排单体排距为1.2m和2.53m，单体柱采用DW45-250/100X型单体柱。因破碎机电机和转载机头左右10m范围空间小，支护“三梁三柱”困难，采用“两梁两柱”，即两根单体柱配合两根1.2m“π”型梁。支护距离为30m。

3.2.2 尾超前支护形式

由于8105工作面紧邻已开采的8103工作面，根据8111工作面回采经验，预计当8105工作面回采至8103工作面切眼附近，8105巷超前段会出现顶板下沉、底板鼓起、两帮回收等强矿压显现现象。因此8105巷超前支护分为两段：

（1）2610～2070m段超前支护：采用“三梁三柱”进行支护，梁与巷道垂直。单体柱距0.8m，排距1.5m，单体柱采用DW45-250/100X型单体柱，支护距离为50m。

（2）2070m停采段超前支护：8103工作面回采至8101工作面切眼附近时8103巷超前段顶板压力明显增大，伴随顶板下沉、底板鼓起、两帮片帮严重、单体支柱发生变形等现象。8105巷同8103巷一样是邻空巷道，预计回采至距切巷540m处至开采结束超前段顶板压力明显增大，超前支护采用木垛配合单体柱的方式加强支护。单体柱的支护方式调整为“五梁五柱”，梁与巷道垂直，单体柱采用DW45-250/100X型，柱距为0.8m，排距从煤柱侧向工作面帮侧依次为0.8m、0.8m、0.8m、1.4m、0.8m和0.8m，其中间距1.4m处为人行通道，支护距离为120m。靠煤柱帮侧支一排木垛，木垛采用的方木规格为：宽×厚×长=150×150×2000mm；工作面帮支一排木垛，木垛采用的方木规格为：宽×厚×长=150×150×1400mm；木垛与木垛的中心距为6.0m，支护距离均不小于150m，两排木垛呈三花交错布置，木垛间距为3.0m，排距2.6m，随着工作面的推进向前倒支木垛。在开采期间，遇到顶板下沉、破碎需更改支护方式另行编制专项安全技术措施。

3.2.3 与其他工序之间的衔接关系

正常情况下，在采煤机割至距两顺槽30m时，将影响采煤机在头、尾斜切进刀的单体柱、“π”型梁和木垛进行提前回撤。如遇两巷顶煤破碎，必须编制安全技术措施，并严格按措施执行。撤出单体柱、“π”型梁和方木抬出超前支护之外，码放整齐。

4 工作面端头、安全出口的顶板管理

（1）头端头采用一组端头支架（两架）和1#过渡支架维护头出口处顶板，并在前后溜之间设置行人过桥。行人过桥处高度不得低于1m，宽度不得小于0.8m。

（2）尾端头采用过渡支架配合单体液压支柱。尾端头单体支护形式采用一梁一柱柱塞悬浮式单体液压支柱带0.8m长的“π”型梁，间距1.2m。当工作面液压支架到煤柱帮之间的距离超过0.8m时，应支设单体支柱，每增加0.6m，增加1排单体，间距1.2m。安全出口高度不得低于1.8m，宽度不得小于0.8m。

（3）端头应支设关门柱，间距0.5m，挂网挂牌，网采用尼龙网（易于伸缩），高度不小于1.5m，宽度从支架侧到煤柱帮，关门柱支设位置要与支架顶梁后沿平行。如浮煤多，要清理干净再进行支设，如顶底板不平，要垫好道木或木楔子，支设做到迎山有力。如悬板面积小于2×5m2，调整关门柱支护位置与141#支架后立柱对齐。单体液压支柱必须加装刚性防倒装置，“π”型梁必须加防坠落装置。

（4）支回关门柱工序为：采煤机割头（尾）→回关门柱→移架→拉回后部刮板输送机→支关门柱→支单体柱。

5 总结

通过8105工作面的生产实际和现场观察表明，顶板管理的控制方案有效地控制了围岩变形，避免了8105巷出现顶板下沉、底板鼓起、两帮回收等强矿压显现现象。当前马脊梁矿14-3#层301-2盘区8105工作面已顺利完成开采，开采过程中未出现安全事故，实践表明该顶板管理的控制方案是合理安全可靠的，具有较好的借鉴价值。但是，还需要根据工作面生产过程中的顶板变化情况，及时调整生产工艺，尽量减小端面距离，以保证工作面的顶板完整。