33423 孤岛工作面端头控制技术研究与应用

张 磊

（西山煤电集团公司官地矿，山西 太原 030022）

孤岛工作面两端头共经历三次应力扰动：掘巷期间动力扰动、相邻工作面回采支撑应力扰动、本工作面回采超前支撑应力扰动。特别是后两种应力在回采过程中会相互叠加，在工作面两端头形成影响范围长、强度大、变形大的超前支撑压力，造成围岩破坏严重，顶底板和两帮移近量往往都超过1m 以上，给顶板管理造成极大的安全隐患[1-2]。孤岛工作面两端头原始支护与传统超前支护手段已经不能满足支护要求，表现出锚索断裂炸开、锚杆失效、铁梁弯曲，顶板形成局部网兜。本文以官地矿33423 孤岛工作面为研究对象，在分析工作面两端头破坏机理的基础上，提出切顶卸压技术与调整超前支护控制技术，起到良好效果。

1 工作面概况

官地矿33423 综采工作面位于北四新区西北侧，是该采区最后一个工作面，东北侧为3#煤北四回风巷、33307 采空区，西北侧为33421 工作面采空区，东南侧为北四新区皮带巷、回风巷及采空区，西南侧为北四左翼辅运巷、3#煤皮带配巷、3#煤回风配巷，上部3.5～5.5m 为32302 等工作面采空区。该工作面煤层平均厚度3.3m，直接顶为泥岩，平均厚度1.2m，基本顶为细粒砂岩，平均厚度为3.3m。采用北四新区轨道巷作为采面的副巷，该巷道服务年限已超过5 年，且受到5 个工作面末采影响，变形量极大。

2 孤岛工作面两端头破坏机理

孤岛工作面由于其两侧均为采空区，在本工作面未采动之前其上覆岩层已形成弧形三角块结构[3]。这种结构与将要开采的实体煤及其顶板性质都有直接关系，主要由位于实体煤侧的岩体A、位于工作面和采空区交界处的三角块B 和位于采空区的块体C 铰接而成。如图1 所示，由于孤岛工作面两侧都为采空区，孤岛面两侧巷道的围岩结构对称，巷道的应力集中程度要大于一般工作面。可以看出，正副巷道均处于弧形三角板的岩块B 下，受到该岩块的回转力矩影响，巷道边角处极易受到剪切应力发生变形破坏。

图1 孤岛工作面上部覆岩结构示意图

通过上述分析，孤岛采场顶板应该符合“O-X”型破坏规则[4-5]，只不过孤岛面两侧为采空区，结构比一般面相对复杂。多层外延扩伸板是孤岛工作面采场上方岩体状况，每层岩板在水平剖面上的破坏都是“O-X”形状，自开切眼开始，孤岛面及其两边采空区顶板整体上构成动态C 型覆岩结构，如图2 所示。

图2 孤岛工作面顶板C 型覆岩结构模型图

可以看出，在回采巷道，特别是工作面上下两端头处，上覆岩层结构复杂，互相牵引作用，产生应力叠加效应。同时两端头受上覆岩块B 的回转运动影响，最终造成变形剧烈，超前支撑应力的范围也较一般工作面大幅延伸。

3 孤岛工作面两端头控制技术

根据上述分析，为了减少两端头变形，一方面要对顶板进行切顶，隔断上覆岩层应力传递及岩块B 对巷道的回转作用；另一方面要对超前支护参数重新设计，提高支护强度。

3.1 超前段切顶卸压技术

（1）施工地点。工作面两端头自切眼煤壁外第一排与第二排超前支护中间开始施工，在两顺槽端头交替施工。

（2）炮眼布置。在距离两巷保险帮0.2m 处，在距煤帮10m 范围内顺巷道轴线方向打设第一排炮眼，炮眼位于两架超前棚梁之间，眼距为1.0m。距第一排炮眼外0.8m 处打设第二排炮眼，眼距为2.0～3.0m（视直接顶厚度和硬度进行调整），炮孔方向与顶底板垂直线夹角为15 度，偏向保险帮。孔距5m，孔深为17m（穿透2#煤直接顶，打入基本顶1.5m），孔径为Φ65mm。炮眼布置图见图3。

图3 两巷超前顶板预裂炮眼布置示意图

（3）在钻孔施工过程中，要采用坡度仪准确定位炮孔角度，炮孔角度充许偏离±0.5°。在钻孔时尽量将孔内煤渣排除。

（4）装药采用矿用三级煤矿许用炸药，煤矿许用毫秒延期电雷管引爆。深孔爆破由于炮孔较深，为了防止残炮、拒爆现象，需采用阻燃防静电凹槽被筒，每节被筒2m 长。先将炸药装入被筒内，再向炮孔内填送炸药，在每一节炸药填入孔内的同时，将雷管塞入凹槽被筒内。

（5）封孔要求。炮孔封孔长度不低于10m，封孔采用深孔爆破专用的黄土封泥袋，封泥袋直径50mm，每节长500mm。根据经验，干燥黄土封泥效果比湿润的更好，可加入适量干水泥，按黄土与水泥5:1 比例进行混合，提前安排工人将黄土填装入封泥袋内，爆破时运至施工地点。

（6）联线。采用串联方式，必须一次起爆，放炮必须使用发爆器与绝缘母线，绝缘母线必须完好无破口，放炮母线直线段距离必须拉足100m，每班由专职爆破工使用一台发爆器操作起爆。

（7）放炮后，要在保险帮侧炮眼下及时加打戴帽点柱，柱帽采用400mm 长短π 梁，方向与巷道轴线平行。液压单体必须穿铁鞋并用钢丝绳连接好，初撑力达标。

3.2 调整超前支护参数

（1）正巷在距工作面煤壁25m 范围内必须进行超前支护，副巷在距工作面煤壁30m 范围内必须进行超前支护。

（2）副巷距煤帮15m 范围内在超前支护下支设中间柱，构成一梁三柱以加强支护，棚距为1.0m。正巷距煤帮10m 范围内靠转载机边支设中间柱。

根据孤岛工作面两端头超前支撑压力影响范围及强度特征，调整工作面超前支护方式如图4 所示。正副巷在距工作面煤壁100m范围内进行超前支护，支护使用液压单体与π 型套棚支护，每组棚使用两架单体棚并列支护，单体初撑力达标并穿铁靴，以提高支护顶板面积及强度。每组棚距为1.0m，单体棚采用一梁四柱，保证行人通道0.8m。

图4 超前支护参数调整示意图

4 控制效果

工作面回采至350m 处，两巷变形较为剧烈，采取上述加强支护措施。在副巷100m、200m、300m 处分别设置3 个围岩变形观测点，每2d 使用十字布点法对巷道变形量进行统计，通过对3 个测点巷道收敛量进行统计分析比较，结果如图5 所示。

图5 布设测点在加固前后底鼓量变形曲线图

从图中可以得出：

（1）在未加强支护前，随工作面的推进，不同测点的底鼓量均呈现指数增长形式，最大变形量达到480mm，占顶底板移近量的55%。此时巷道变形剧烈，必须进行整巷后方能继续生产，且越靠近工作面，受采动影响越明显，底鼓量也越大。

（2）当加强支护后，随工作面的推进，底鼓量仍呈指数形式增长，但不同测点的底鼓量均大幅降低，最大变形量为210mm，仅为施工前的31.8%。

（3）加强支护后，顶板下沉量由前20d 的160mm 降低至后20d 的49mm，减少了69%；两帮移近量由前20d 的131mm 降低至后20d 的96mm，减少了26.7%。

5 结论

（1）基于采空区顶板“O-X”型断裂形式，建立了孤岛工作面上覆岩层结构模型，得出孤岛面及其两边采空区顶板整体上构成动态C 型覆岩结构。在回采巷道，特别是工作面上下两端头处，上覆岩层结构复杂，互相牵引作用产生应力叠加效应，两端头受上覆岩块B 的回转运动影响，造成变形剧烈，超前支撑应力范围也较一般工作面大。

（2）采用超前切顶卸压技术和调整超前支护参数，实现了孤岛工作面两端头的有效控制，效果良好。