33423 孤島工作面端頭控制技術研究與應用

張 磊

（西山煤電集團公司官地礦，山西 太原 030022）

孤島工作面兩端頭共經歷三次應力擾動：掘巷期間動力擾動、相鄰工作面回采支撐應力擾動、本工作面回采超前支撐應力擾動。特別是后兩種應力在回采過程中會相互疊加，在工作面兩端頭形成影響范圍長、強度大、變形大的超前支撐壓力，造成圍巖破壞嚴重，頂底板和兩幫移近量往往都超過1m 以上，給頂板管理造成極大的安全隱患[1-2]。孤島工作面兩端頭原始支護與傳統超前支護手段已經不能滿足支護要求，表現出錨索斷裂炸開、錨桿失效、鐵梁彎曲，頂板形成局部網兜。本文以官地礦33423 孤島工作面為研究對象，在分析工作面兩端頭破壞機理的基礎上，提出切頂卸壓技術與調整超前支護控制技術，起到良好效果。

1 工作面概況

官地礦33423 綜采工作面位于北四新區西北側，是該采區最后一個工作面，東北側為3#煤北四回風巷、33307 采空區，西北側為33421 工作面采空區，東南側為北四新區皮帶巷、回風巷及采空區，西南側為北四左翼輔運巷、3#煤皮帶配巷、3#煤回風配巷，上部3.5～5.5m 為32302 等工作面采空區。該工作面煤層平均厚度3.3m，直接頂為泥巖，平均厚度1.2m，基本頂為細粒砂巖，平均厚度為3.3m。采用北四新區軌道巷作為采面的副巷，該巷道服務年限已超過5 年，且受到5 個工作面末采影響，變形量極大。

2 孤島工作面兩端頭破壞機理

孤島工作面由于其兩側均為采空區，在本工作面未采動之前其上覆巖層已形成弧形三角塊結構[3]。這種結構與將要開采的實體煤及其頂板性質都有直接關系，主要由位于實體煤側的巖體A、位于工作面和采空區交界處的三角塊B 和位于采空區的塊體C 鉸接而成。如圖1 所示，由于孤島工作面兩側都為采空區，孤島面兩側巷道的圍巖結構對稱，巷道的應力集中程度要大于一般工作面。可以看出，正副巷道均處于弧形三角板的巖塊B 下，受到該巖塊的回轉力矩影響，巷道邊角處極易受到剪切應力發生變形破壞。

圖1 孤島工作面上部覆巖結構示意圖

通過上述分析，孤島采場頂板應該符合“O-X”型破壞規則[4-5]，只不過孤島面兩側為采空區，結構比一般面相對復雜。多層外延擴伸板是孤島工作面采場上方巖體狀況，每層巖板在水平剖面上的破壞都是“O-X”形狀，自開切眼開始，孤島面及其兩邊采空區頂板整體上構成動態C 型覆巖結構，如圖2 所示。

圖2 孤島工作面頂板C 型覆巖結構模型圖

可以看出，在回采巷道，特別是工作面上下兩端頭處，上覆巖層結構復雜，互相牽引作用，產生應力疊加效應。同時兩端頭受上覆巖塊B 的回轉運動影響，最終造成變形劇烈，超前支撐應力的范圍也較一般工作面大幅延伸。

3 孤島工作面兩端頭控制技術

根據上述分析，為了減少兩端頭變形，一方面要對頂板進行切頂，隔斷上覆巖層應力傳遞及巖塊B 對巷道的回轉作用；另一方面要對超前支護參數重新設計，提高支護強度。

3.1 超前段切頂卸壓技術

（1）施工地點。工作面兩端頭自切眼煤壁外第一排與第二排超前支護中間開始施工，在兩順槽端頭交替施工。

（2）炮眼布置。在距離兩巷保險幫0.2m 處，在距煤幫10m 范圍內順巷道軸線方向打設第一排炮眼，炮眼位于兩架超前棚梁之間，眼距為1.0m。距第一排炮眼外0.8m 處打設第二排炮眼，眼距為2.0～3.0m（視直接頂厚度和硬度進行調整），炮孔方向與頂底板垂直線夾角為15 度，偏向保險幫。孔距5m，孔深為17m（穿透2#煤直接頂，打入基本頂1.5m），孔徑為Φ65mm。炮眼布置圖見圖3。

圖3 兩巷超前頂板預裂炮眼布置示意圖

（3）在鉆孔施工過程中，要采用坡度儀準確定位炮孔角度，炮孔角度充許偏離±0.5°。在鉆孔時盡量將孔內煤渣排除。

（4）裝藥采用礦用三級煤礦許用炸藥，煤礦許用毫秒延期電雷管引爆。深孔爆破由于炮孔較深，為了防止殘炮、拒爆現象，需采用阻燃防靜電凹槽被筒，每節被筒2m 長。先將炸藥裝入被筒內，再向炮孔內填送炸藥，在每一節炸藥填入孔內的同時，將雷管塞入凹槽被筒內。

（5）封孔要求。炮孔封孔長度不低于10m，封孔采用深孔爆破專用的黃土封泥袋，封泥袋直徑50mm，每節長500mm。根據經驗，干燥黃土封泥效果比濕潤的更好，可加入適量干水泥，按黃土與水泥5:1 比例進行混合，提前安排工人將黃土填裝入封泥袋內，爆破時運至施工地點。

（6）聯線。采用串聯方式，必須一次起爆，放炮必須使用發爆器與絕緣母線，絕緣母線必須完好無破口，放炮母線直線段距離必須拉足100m，每班由專職爆破工使用一臺發爆器操作起爆。

（7）放炮后，要在保險幫側炮眼下及時加打戴帽點柱，柱帽采用400mm 長短π 梁，方向與巷道軸線平行。液壓單體必須穿鐵鞋并用鋼絲繩連接好，初撐力達標。

3.2 調整超前支護參數

（1）正巷在距工作面煤壁25m 范圍內必須進行超前支護，副巷在距工作面煤壁30m 范圍內必須進行超前支護。

（2）副巷距煤幫15m 范圍內在超前支護下支設中間柱，構成一梁三柱以加強支護，棚距為1.0m。正巷距煤幫10m 范圍內靠轉載機邊支設中間柱。

根據孤島工作面兩端頭超前支撐壓力影響范圍及強度特征，調整工作面超前支護方式如圖4 所示。正副巷在距工作面煤壁100m范圍內進行超前支護，支護使用液壓單體與π 型套棚支護，每組棚使用兩架單體棚并列支護，單體初撐力達標并穿鐵靴，以提高支護頂板面積及強度。每組棚距為1.0m，單體棚采用一梁四柱，保證行人通道0.8m。

圖4 超前支護參數調整示意圖

4 控制效果

工作面回采至350m 處，兩巷變形較為劇烈，采取上述加強支護措施。在副巷100m、200m、300m 處分別設置3 個圍巖變形觀測點，每2d 使用十字布點法對巷道變形量進行統計，通過對3 個測點巷道收斂量進行統計分析比較，結果如圖5 所示。

圖5 布設測點在加固前后底鼓量變形曲線圖

從圖中可以得出：

（1）在未加強支護前，隨工作面的推進，不同測點的底鼓量均呈現指數增長形式，最大變形量達到480mm，占頂底板移近量的55%。此時巷道變形劇烈，必須進行整巷后方能繼續生產，且越靠近工作面，受采動影響越明顯，底鼓量也越大。

（2）當加強支護后，隨工作面的推進，底鼓量仍呈指數形式增長，但不同測點的底鼓量均大幅降低，最大變形量為210mm，僅為施工前的31.8%。

（3）加強支護后，頂板下沉量由前20d 的160mm 降低至后20d 的49mm，減少了69%；兩幫移近量由前20d 的131mm 降低至后20d 的96mm，減少了26.7%。

5 結論

（1）基于采空區頂板“O-X”型斷裂形式，建立了孤島工作面上覆巖層結構模型，得出孤島面及其兩邊采空區頂板整體上構成動態C 型覆巖結構。在回采巷道，特別是工作面上下兩端頭處，上覆巖層結構復雜，互相牽引作用產生應力疊加效應，兩端頭受上覆巖塊B 的回轉運動影響，造成變形劇烈，超前支撐應力范圍也較一般工作面大。

（2）采用超前切頂卸壓技術和調整超前支護參數，實現了孤島工作面兩端頭的有效控制，效果良好。