孤島工作面末采貫通壓架分析及防治措施

靳彥偉

（山西省長治經坊煤業有限公司，山西省長治市，046000）

1 工作面概況

杜兒坪礦1605孤島工作面沿走向布置，回采煤炭資源為五采區大巷煤柱及殘留邊角資源，工作面北側為已回采的1602和1603工作面，南側為斷層及已回采的1606 綜放工作面，西側為已回采的3-邊角02 和3-邊角03工作面，東側為五采區三條大巷。工作面走向長678 m，傾斜長160 m,煤層平均厚度為5.8 m，傾角4°，工作面標高為710 m～734 m，開采深度為230 m。該煤層老頂厚度為5.70 m～7.30 m 的粗、中、細粒砂巖、粉砂巖；直接頂厚度為0.15 m～4.80 m 的泥巖，泥巖裂隙發育，砂泥質膠結，易冒落；直接底厚度為3.00 m～7.50 m的泥巖，深灰色，疏松，易碎，易風化。經測定，工作面瓦斯絕對涌出量為3.79 m3/min，相對涌出量為0.85 m3/t，二氧化碳絕對涌出量為5.21 m3/min，相對涌出量為1.17 m3/t，屬低瓦斯工作面。

在工作面切眼發育F5-23斷層，在工作面南側發育F1斷層和X-51 陷落柱，回風順槽沿F1斷層布置，斷層煤柱留設20 m，斷層落差18 m～20 m，傾角75°；受陷落柱影響，工作面在遇陷落柱前留20 m 煤柱并拐彎，工作面成“刀把子”設計；距切眼186 m揭露斷距為3.5 m 的正斷層，該斷層處頂部、幫部破碎嚴重；工作面中部有兩條空巷為五采區舊軌道和回風巷，軌道巷與工作面平交，回風巷位于工作面上方。受上述構造影響1605 工作面回采時局部地段圍巖破碎，并伴有裂隙水，工作面頂板易冒落、可能會出現頂板破碎情況。

回采工作面平均煤厚為5.8 m，采用走向長壁式綜采放頂煤采煤法。工作面采用全部垮落法管理頂板，選用ZF2600/16/24B型液壓支架支護頂板（114臺），支架額定工作阻力2 600 kN，初撐力1 932 kN，支護強度0.47 MPa～0.53 MPa；工作面選用6MG200-W 型采煤機，SGB-630/2×110 型刮板輸送機。工作面采用綜采放頂煤工藝，循環進度0.6 m，采高2.2 m，放煤3.6 m，采放比1：1.64，采取“隔一放一”放煤法，放煤步距0.6m，即“一循環一放”。

圖1 孤島工作面布置示意

2 壓架分析

1605孤島工作面于2018年5月14日貫通，中班清煤。貫通后，工作面45 架出現漏矸，頂板壓力增大。支架回撤過程中，1605 孤島工作面回撤通道頂板下沉，導致80架到機頭段大部分支架壓死。2018年5月17～18日支架活柱最大下縮量達到1.5 m，此期間支架壓死，停采，采取措施復采后支架活柱下縮量有所減小，直到5月29日中班，孤島工作面開始試運轉，本次搬家倒面總共15天完成。

1605 孤島工作面貫通后頂板下沉，壓死支架，致使此次搬家時間長達15天。且末采期間，設備頻繁故障，影響該工作面貫通時間。為避免今后孤島工作面回撤時壓架導致工作面貫通時間滯后，本文將對孤島工作面回撤時壓架原因進行分析，并提出防治措施。

3 壓架技術原因與機理分析

3.1 壓架技術原因分析

經分析，導致壓架的主要技術原因有以下：

1605孤島工作面與采空區動壓傳動未切斷，孤島工作面頂板受采空區動壓傳動影響較大，易導致應力集中，壓力顯現大于以往的綜采工作面，是造成主回撤壓架的主要原因；該面末采時等壓時間為5小時，等壓時間比較短，也是影響回撤頂板下沉的主要原因之一；現場施工時，貫通前提前降低了采高，導致底板不平，留設的頂煤不足，使得支護效果變差也是原因之一。

3.2 機理分析

工作面基本頂巖層存在細粒砂巖層，通過對頂板鉆孔取芯發現，基本頂垂高35 m范圍內巖層變化及層高變化較明顯，細粒砂巖的高度最大為16 m，且通過實驗室對其力學性質進行測量，得出其單軸抗壓強度為36.78 MPa，單軸抗拉強度為4.2 MPa，屬于比較堅硬的巖層，為巖層控制的關鍵層。在其下方巖層為中粒砂巖，屬于亞關鍵層，其抗壓強度為23.3 MPa。孤島工作面回撤時，相鄰采空區與工作面的動壓影響會導致關鍵層應力集中明顯，關鍵層的礦壓會傳遞到其下方的亞關鍵層，相鄰巖層會由于協同變形形成組合梁結構，上部巖層傳遞到下部巖層的應力如下公式所示：

其中：hi--第層i 巖層的厚度，γi--第i 層巖層的體積力，Ei--第i 層巖層的彈性模量。

由于亞關鍵層在礦壓較大的情況下不易形成穩定的砌體梁結構，通常會斷裂形成懸臂結構，基本頂次關鍵層斷裂就會導致支架活柱最大回縮量突變，導致壓架狀況的發生。

采用相似模擬試驗對工作面回撤期間頂板形態進行研究［1]，試驗搭建的模型如圖2 所示，用槽鋼通過螺栓固定，模型幾何尺寸為3 m×0.2 m×3 m.經驗算，上部巖層作用下，對工作面的作用很小，所以此模型上部為自由面，不施加額外荷載。

圖2 相似模擬試驗架

試驗前，布置116個水平位移及垂直位移測點，并且用精度為2″的光學經緯儀進行測量位移的測量。工作面開采按正常進尺每班3 刀，頂板位移在開采初期均很小，推進19.2m時礦山壓力開始顯現，且周期來壓強度不大，工作面推進36 m 時頂板開始出現離層現象，且隨著開采工作繼續，離層逐漸發育，直至關鍵層破斷失穩，頂板完全垮落成扇形，垮落角約55°，如圖3所示為垮落效果圖。

圖3 頂板垮落效果圖

4 壓架處理及預防

4.1 壓架處理措施

（1）通過挖底增加采高，在底板不平及采高較低處可采用鉆眼爆破法進行挖底，鉆眼爆破的炮眼深度取2 m，炮眼與底板的夾角取30°，在支架前距離輸送機邊緣0.3 m開始布置炮眼，且每個炮眼的裝藥量不宜太多，一般不超過2卷。

（2）采用挖底增加采高的同時，可采用拆卸護幫板的措施增加采煤機與支架之間的高度，6MG200-W 型采煤機拆卸護幫板后采煤機和支架之間的高度最高可增加0.5 m，可在一定程度解決壓架問題，但是在支架活柱下縮量太大時，或者支架被壓死時，此種措施仍不能保證工作面正?；爻?。

（3）通過破除頂板增加支架活柱行程可防止壓架。頂板破除的方法仍然采用鉆眼爆破法。打眼前，將支架頂梁的煤塊、矸石清理干凈，然后在頂煤上鉆進深度1 m的鉆孔，鉆孔水平布置。爆破完成后，在挑起平衡油缸的同時，升緊支架，將支架的初撐力增加到25.2 MPa 后放頂處理，工作面可正?；爻?。圖4 為處理措施示意圖。

圖4 采取起底、破頂處理支架壓死措施示意

4.2 壓架預防措施

（1）增加回撤巷道的高度，原有巷道高度為2.2 m，增加到2.6 m時支架活柱下縮量超過0.7 m時支架才會被壓死，才會影響采煤機通過；對孤島工作面通過爆破或者注高壓水的方法進行切頂卸壓，提前切斷孤島工作面與1602、1603 采空區的動壓傳動，減小采空區對孤島工作面頂板的影響。

（2）對工作面礦壓情況進行實時監測，并且隨著礦壓的變化，及時調整錨桿支護的參數，并且制定相關應對礦壓顯現情況的預案。

（3）ZF2600/16/24B 型液壓支架工作阻力偏小，針對本工作面實際情況，可選擇工作阻力相對較大的液壓支架，保證液壓支架有足夠的工作阻力；施工過程中，嚴格控制采高，貫通前不得隨意改變采高，始終保證支架活柱的下縮量有余量。