大傾角中厚煤層綜采礦壓特征及圍巖控制技術研究

鄭發強

（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數值模擬軟件對大傾角煤層拱形巷道支護參數進行了合理優化；韓耀文[2]從頂底板的穩定性控制措施和支架的構造參數設置兩方面找出大傾角工作面支架圍巖之間相互作用的關系，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力，提出并實施了采空區下大傾角工作面開采圍巖穩定性控制技術；根據以上研究成果，本文以觀音山煤礦E0104工作面為研究對象，通過觀測礦壓顯現特征，提出工作面巷道優化設計，并進行工程實踐。

1 地質條件

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工作面對應地表為高山坡地，距地表垂深為100.1-247.7m，對應地表整體地形為南高北低，西高東低，工作面對應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），西為東零采區三條上山，東為井田邊境，南為E0102工作面（已回采）。該采區所采煤層為C5煤層，為半暗型至半亮型煤，煤層結構較簡單，含少量黃鐵礦結核，內生裂隙發育，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灰巖平均厚度為0.4m，局部夾條帶狀黃鐵礦，直接頂為泥巖局部為泥質灰巖，平均厚度約為3.1m，老頂為粉砂質泥巖，完整性較好平均厚度約為1.6m；煤層直接底為粉砂質泥巖或砂質泥巖，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，煤壁出現片幫現象，為了指導工作面安全高效生產，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

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索聯合支護，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 巷道原支護參數示意圖

3 現場礦壓實測分析

礦壓觀測主要內容有：液壓支架在來壓前后的工作阻力，工作面巷道收縮量及頂底板移進量；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監測，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，每班采集一次數據；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系，如圖2所示。

圖2 工作面支架循環阻力變化規律

在對支架來壓的分析中可得如下規律：

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，處于相對穩定的狀態，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，頂板應力逐漸釋放，由于重力作用，工作面上部頂板應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工作面個部位的來壓次數也存在一定的差異。由統計可知：工作面中、上部的第45號、65號液壓支架估計出現6次來壓現象，均大于其他液壓支架來壓次數，其原因可能為：頂板最大撓度出現在工作面的中、上部位置處，導致中上部的頂板出現多次斷裂現象。

E0104工作面兩側巷道圍巖移進量變化規律如圖2所示

圖3 巷道圍巖移進量變化規律

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，下部運輸巷頂底板移進量最大值為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 巷道支護優化研究

4.1 片幫冒頂控制技術

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：

1）首先通過在工作面液壓支架上部鋪設金屬網的方式防止工作面發生冒頂事故；在頂板較為破碎的區域選擇性的鋪設雙層金屬網，并在液壓支架的架頭增加工字鋼布設，工字鋼與金屬網相連起到強化頂板控制的作用；頂板具體支護設計如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，出現煤壁剝落現象時，操作人員應立即抬起液壓支架強前方的護幫板進行保護，防止煤壁發生片幫。

圖4 工作防片幫冒頂控制圖

4.2 巷道支護優化設計

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，巷道內支護設備破壞支護失效，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，預緊力為100kN；錨桿長度為2.4m，直徑為 22mm，間排距為 900mm×900mm，預緊力為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 優化后支護方案示意圖

4.3 工程應用

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

圖6 支護方案優化前后巷道頂板位移量變化規律

從圖6可以看出：優化后的支護方案對巷道圍巖控制效果明顯優于原支護方案；在回風巷道中優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”相聯合支護方式的可靠性及支護參數的合理性。

5 結 論

通過分析觀音山煤礦二井東零采區E0104工作面在回采過程中的礦壓特征及巷道圍巖變化規律，提出片幫冒頂控制技術及“高強恒阻支柱-錨桿-錨索-鋼帶”聯合支護方式，并進行工程實踐；實踐結果表明：優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%，充分說明了優化后支護方案的可靠性及支護的合理性。