過集中煤柱期間的頂板管理

王小照，王浩宇，王福海

（國家能源集團公司神東煤炭公司榆家梁煤礦，陜西 榆林719316）

1 引言

頂板管理作為煤礦安全生產管理中的重要環節，一直以來都是綜采生產的管控重點，也是造成的人員傷亡與經濟損失的主要原因之一。尤其當工作面通過上覆煤柱時，冒頂、工壓架事故、炸幫等風險明顯增加。針對過上覆煤柱期間頂板管理的問題，多年來各國各地區頭從不同角度對該段生產區間內頂板進行了研究，其中以強度理論、能量理論和“三準則”理論最具代表性。隨著科技的發展，工作面設備的工作性能不斷提高，過上覆煤柱期間的頂板管理難度有所降低，但仍有許多實際問題需要解決，還需進一步探索研究。基于多年現場實際工作經驗，筆者對頂板管理提出了相應的管控措施，結合數學計算、實際壓力數據點采樣等方式，分析了地層綜合柱狀結構，上覆煤柱作用區域對直接頂的應力情況，從有效支護角度、礦壓觀察、補強支護等角度對過上覆煤柱期間頂板管理，為減少冒頂事故、保障人身安全提供解決方案。

2 工作面頂板管理的一般辦法

為了保證開采安全，必須加強對工作面、端頭、兩順槽頂板的管理。除了從制度上加強管控外，技術上的管理顯得尤為重要。大量的現場作業和歷史經驗表明，常用的管理手段可以歸納為以下三個方面：①嚴禁空頂作業，即在沒有任何支護或支護強度不夠的情況下進行作業；②保證支護質量，指工作面支架接頂良好，初撐力滿足技術要求，并且支架動作靈敏無故障；③補強和超前支護，是在工作面壓力激增，支護強度不足，或已經出現冒頂、片幫等現象時，利用液壓單體、木點柱、支架進行的一種強化補救措施。

具體來說，工作面正常回采期間，為了避免空頂作業，要保證端面距符合作業規程要求，一般情況下不大于340 mm；兩順槽一般情況為矩形斷面，常采用“錨桿+ 鋼筋網片+錨索”支護方式，在運、回順20～30 m 范圍內超前支護液壓單體立柱；保證兩順槽架后懸頂面積小于10 m2，生產過程中要及時退錨索、錨桿，避免懸頂面積進一步擴大。實施退錨后仍不能有效消除懸頂，且懸頂面積大于10 m2時，采取高壓水預裂放頂或兩端頭施工沙袋墻。

支架結頂要嚴實，在保證頂板平整的情況下，保證頂梁于頂板充分接觸，如頂部有浮矸要及時清理。支架初撐力要達到252 bar，確保設備完好和正常運行，保證液壓系統無竄、漏液，支架動作靈活。

在特殊期間，如初采、末采、過集中煤柱、過薄基巖時，頂板極易出現冒頂、片幫等情況，冒頂超高段可采用錨桿、錨索、骨架網和錨索吊掛礦用工字鋼棚，并采用道木剎頂聯合支護。對于兩端頭，可以增加單體排數，多布置兩到三排，并適當調整柱間距來達到補強支護的效果。

3 過煤柱期間應力計算與實際對比

3.1 過煤柱期間應力計算

由于過煤柱期間作用范圍相對集中，導致頂板部分區域壓強瞬間增強，極易導致頂板破碎，發生垮落冒頂事故。工作面推進位置圖如圖1 所示。

以某綜采工作面過上覆順槽平行煤柱為例，假設煤柱寬20 m，上覆工作面巷道高5.5 m，煤柱長100 m，通過計算煤柱作用應力。計算公式為：

圖1 工作面推進位置圖

式（1）中：P 為煤柱作用應力，MPa；γ 為容重，1.3 t/m3；L為煤柱長度，100 m；h 為煤柱高度，5.5 m；W 為煤柱寬度，20 m；g 為重力加速度，9.8 N/kg；S 為煤柱接頂板面積，2 000 m2。經計算得出P=0.07 MPa。

假設工作面上部含上覆煤層上部地層（主要成分砂巖、泥巖、黃土，厚70 m，密度近似為2.4 t/m3），上覆集中煤柱、老頂（20 m，密度近似為2.5 t/m3），作用在工作面直接頂上的集中應力P總。

式（2）中：P1為上覆煤層上部地層作用應力，MPa；γ1為上覆煤層上部地層容重，2.4 t/m3；h 為上覆煤層上部地層高度，70 m。經計算得出P1=1.64 MPa。

式（3）中：P2為老頂應力，MPa；γ2為老頂容重，2.5 t/m3；h 為老頂高度，20 m。經計算得出P2=0.49 MPa。

由于老頂上覆地層較為完成，節理未完全發育，自身具備一定支護強度，按照對外作用力30%取值，作用在直接頂上的總應力。P總=0.3P1+P+0.3P2=0.71 MPa。

對比工作面Ⅲ級3 類頂板0.78 MPa 的支護強度，當正常作業發生振動時極易出現冒頂等情況。因此過煤柱期間具有較大的安全風險。

3.2 過煤柱期間實際情況

以43101 工作面為例，推進到1 342 m 時，工作面出42216-1 上覆順槽煤柱。中部壓力明顯增大，直接頂容易出現漏冒現象，冒落高度為0.3 m 左右，頂板為泥巖，煤壁片幫明顯，伴隨有炸幫，安全閥開啟率3%～5%，70～170 架支架安全閥開啟率最高，壓力值最大達448 bar，立柱下縮量在2～5 cm，平衡千斤頂伸縮量在1～3 cm，支架頂梁仰角略微增大。通過實際證明，過煤柱時具有較大的安全風險。

4 過煤柱期間的安全技術措施

4.1 進入上覆集中煤柱前100 m

礦壓觀測：當工作面推進至上覆應力集中煤柱前100 m時，需要每班安排專人觀測礦壓，并做好觀測臺賬，在控制臺設礦壓觀測點，實行現場連續觀測，對工作面頂板情況班班抽查，并及時向主管科室匯報頂板動態和采空區懸頂情況，指導頂板管理工作，保證安全生產。

技術人員每推進50 m 做一次礦壓觀測總結，詳細記錄液壓支架控制系統（或壓力表）壓力值的變化情況，方便隨時掌握工作面礦壓狀況，并根據實際情況采取等壓、甩壓等措施。

如兩順槽頂板比較破碎，過煤柱期間，必須每天對運輸順槽及回風順槽頂板情況進行觀測、記錄，發現異常及時匯報并加強支護，保證頂板完好，預防冒頂傷人事故。

設備檢修：工作面推進至上覆應力集中煤柱前100 m 以內，對工作面設備進行全面檢修，重點更換壞的、舊的、保壓值低的安全閥和液壓鎖，保證每臺支架的推、拉、升、降動作靈敏，管路暢通，加強液壓系統的檢修和維護，保證所有液壓支架能夠達到初撐力，保證所有支架的立柱、平衡油缸完好，安全閥能夠正常開啟。推進過程中設備不得帶病運行，要保證當發生緊急情況需要運行時，工作面設備應該具備隨時運行的條件。

其他準備工作：做好過煤柱安全技術措施的全員宣貫工作。并對作業情況實時監控，制圖記錄推進位置，標注清楚煤柱影響范圍。

4.2 進入上覆煤柱前50 m

要加大工作面及兩順槽排水能力，防止上覆采空區積水涌入工作面造成設備被淹，根據兩順槽高低情況選擇合適的低洼點設置水泵位置。

當工作面推進至上覆應力集中煤柱前5～10 m 以內，對工程質量進行逐漸調整，適當臥底擴大采高，調整高度根據實際需求而定；液壓支架支護狀態良好，接頂嚴密，初撐力和工作阻力不得低于設計值的80%，采用鄰架手動及時移架，以利于維護頂板。

4.3 進入上覆集中煤柱前30 m

根據刮板輸送機上竄下移情況開始對工作面進行加刀、甩刀調斜調整，過煤柱，在距離5 m 出煤柱位置時，保證機頭、機尾相差12～15 m 的推進度過煤柱。工作面調斜圖如圖2 所示。

4.4 進入上覆集中煤柱中

推進煤柱范圍內時，采高保證調整到作業規程要求范圍內，即保證來壓期間煤機能順利通過，又滿足支架推溜的最高采高。

圖2 工作面調斜圖

工作面生產推進過程中，如果出現設備故障導致停機，停機期間要安排專人對支架進行二次補壓，并定期巡查工作面頂板管理情況，發現問題及時處理；如果故障停機期間工作面頂板狀況較差，組織人員提前將超前支架盡可能的拉出、頂在煤壁上，加固頂板和煤壁；當工作面壓力顯現強烈時要用單體和木點柱對支架增加輔助支撐，防止支架被壓架事故。

工作面生產推進過程中，安排爆破工全程跟班，不得擅自離崗，必須隨叫隨到，隨時對工作面出現的大塊矸石、煤塊進行放炮處理，處理前，要盡可能保證煤機停在機尾頂板條件較好的位置，從機尾進刀割煤，保證頂板冒落的矸石運輸暢通。

煤機司機要和支架工緊密配合，合理控制煤機割煤速度，保證支架工能夠實現跟機拉架。支架工拉架時，液壓支架頂梁必須全斷面接頂，達到初撐力，如初撐力不足時，對支架進行二次補壓。并根據頂底板平整度合理調整平衡油缸伸縮量，保證支架的合理架型和支架頂梁接頂效果。

如頂板完整，支架滯后煤機前滾筒不大于5 架；如頂板破碎，支架要緊跟煤機前滾筒；如頂板有漏矸現象，在采高允許的情況下，支架工必須根據端面距盡可能超前拉架，并保證支架接頂效果。

出煤柱5 m 位置前，調整周期來壓步距，避免剩余5 m煤柱趕在周期來壓期間過。

工作面過上覆應力集中煤柱過程中，如果工作面某段出現頂板壓力過大導致有壓架事故或大面積冒頂的危險時，要采取高壓區加刀、穩壓區甩刀快速推進工作面的方式甩壓。

4.5 出煤柱后

出煤柱后5 m 內，采高仍然保持調整采高不變，觀察工作面壓力情況是否達到穩定。

出煤柱5 m 后，如果工作面壓力穩定了，采高逐漸調整開采高度。

5 結論

由于每個工作面的地質條件差別較大，直接頂及以上應力影響差別也很大，本文應力計算方法僅為概算，無法作為通用方法。但可以肯定的是，在工作面進入或出煤柱時，工作面應力增加明顯，安全風險較高，需要加大管控力度。

本文提供地安全管理措施為通用的管理辦法，如出現工作面飄溜起橋、溜子上竄下移嚴重、機頭堵大塊嚴重等情況，還需制定專門的安全措施進行處理。