綜采工作面破碎頂板支護(hù)技術(shù)應(yīng)用分析

郭小路

（山西煤炭運(yùn)銷集團(tuán)野川煤業(yè)有限公司，山西 高平 048400）

綜采工作面在回采過程中采空區(qū)殘余應(yīng)力向工作面煤體方向傳遞，加之地質(zhì)構(gòu)造應(yīng)力破壞作用，導(dǎo)致工作面頂板懸臂梁產(chǎn)生破壞，出現(xiàn)頂板高度裂隙發(fā)育現(xiàn)象。裂隙帶向回采煤體前方延伸，當(dāng)頂板無法承載應(yīng)力作用時(shí)，頂板出現(xiàn)破碎現(xiàn)象。集中應(yīng)力在頂板破碎裂隙帶進(jìn)行應(yīng)力釋放，對(duì)工作面煤壁產(chǎn)生剪切破壞作用，若支護(hù)不及時(shí)很容易發(fā)生頂板垮落事故。本文以野川煤礦3203工作面為例，對(duì)工作面回采期間頂板出現(xiàn)破碎現(xiàn)象原因進(jìn)行合理分析，提出合理有效的破碎頂板聯(lián)合支護(hù)技術(shù)[1-5]。

1 概況

山西煤炭運(yùn)銷集團(tuán)野川煤業(yè)有限公司3203工作面位于井田邊界西南部，工作面東鄰二采區(qū)膠帶巷，南邊為3205采空區(qū)，西邊為礦井邊界保安煤柱，北邊為3202膠帶順槽。3203工作面設(shè)計(jì)走向長(zhǎng)度為996 m，傾向長(zhǎng)度為127 m。工作面回采煤層為3#煤層，煤層位于山西組中下部，全區(qū)穩(wěn)定可采，結(jié)構(gòu)簡(jiǎn)單，煤層平均厚度5.32 m，局部含夾矸，夾矸厚度約0～0.02 m。煤層內(nèi)生裂隙發(fā)育，層狀構(gòu)造，視密度為1.45 t/m3。煤層頂?shù)装迩闆r見表1。

表1 工作面3#煤層頂?shù)装迩闆r

3203工作面采用綜合機(jī)械化回采工藝，截至2020年4月27日工作面已回采460 m。工作面回采至300～460 m共計(jì)揭露六條正斷層，斷層平均落差為1.4 m，平均傾角為52°。其中，位于工作面445 m處揭露的F9斷層落差為2.1 m，對(duì)工作面回采影響最大。該斷層從3#支架揭露斜向工作面中部延伸，斷層影響工作面回采長(zhǎng)度為55 m，影響傾向長(zhǎng)度為32 m（3#～19#支架）。

工作面回采前5條斷層時(shí)頂板出現(xiàn)局部破碎，但未出現(xiàn)冒落現(xiàn)象，采用帶壓擦頂移架、超前移架等傳統(tǒng)拉架工藝即可對(duì)頂板進(jìn)行維護(hù)。但是工作面在揭露F9斷層時(shí)，受超前集中應(yīng)力影響，斷層處頂板及煤壁出現(xiàn)嚴(yán)重破碎現(xiàn)象。頂板破碎區(qū)位于5#～17#支架之間，局部出現(xiàn)冒落現(xiàn)象，煤壁片幫嚴(yán)重，片幫深度達(dá)1.6 m，導(dǎo)致液壓支架在過F9斷層區(qū)時(shí)，出現(xiàn)支架工作阻力不足、支架頂梁插頂?shù)痊F(xiàn)象。

2 工作面回采頂板難以管理原因

（1）集中應(yīng)力影響。由于工作面300～460 m段共計(jì)揭露6條斷層，斷層群破壞了該區(qū)段煤層及頂板巖體整體穩(wěn)定性，導(dǎo)致煤巖體裂隙發(fā)育，工作面回采時(shí)斷層應(yīng)力、回采超前應(yīng)力作用于煤巖體原生裂隙，使裂隙煤巖體產(chǎn)生擴(kuò)張破壞作用，改變了圍巖力學(xué)結(jié)構(gòu)，從而導(dǎo)致工作面頂板破碎現(xiàn)象。

（2）圍巖穩(wěn)定性差。3203工作面放頂煤回采工藝，放煤步距0.6 m，放煤高度2.75 m，采放比為1:1.06。工作面回采過程中頂板預(yù)留頂煤厚度為2.6 m，而3#煤層屬石炭系煤層，煤層整體穩(wěn)定性差，煤體單軸抗壓強(qiáng)度不足20 MPa，頂煤承載能力低，在應(yīng)力作用下很容易出現(xiàn)破碎現(xiàn)象。

（3）支護(hù)效果差。工作面回采至440 m處時(shí)5#、8#、9#、13#支架出現(xiàn)不接頂現(xiàn)象，當(dāng)工作面回采至460 m處時(shí)工作面6#～14#支架出現(xiàn)不接頂現(xiàn)象。支架無法對(duì)工作面頂板提供足夠的支撐作用力，導(dǎo)致支架上方頂板支護(hù)強(qiáng)度低，頂板在短時(shí)間內(nèi)產(chǎn)生蠕動(dòng)變形現(xiàn)象，而支架無法對(duì)蠕動(dòng)變形頂板及時(shí)進(jìn)行控制，導(dǎo)致頂板破碎、冒落現(xiàn)象。

3 過斷層頂板聯(lián)合控制技術(shù)

為了保證3203工作面安全快速過F9斷層影響區(qū)，提高工作面頂板穩(wěn)定性，防止煤壁片幫現(xiàn)象，決定對(duì)工作面頂板采取“注漿加固+撞楔超前支護(hù)+支架平鋪頂梁”聯(lián)合支護(hù)技術(shù)。

3.1 注漿加固技術(shù)

（1）首先在3#～19#支架前方煤壁施工一排注漿鉆孔，鉆孔深度為5.0 m，直徑為40 mm，仰角為45°，鉆孔間距為3.0 m。鉆孔施工位置與頂板間距為1.5 m，注漿鉆孔終孔位置應(yīng)位于頂板往上0.5～1.0 m處，如圖1。

（2）注漿鉆孔施工完后，對(duì)鉆孔內(nèi)填裝注漿軟管，軟管另一端與HJB-5.5/5.0型高壓雙液注漿泵連接，并進(jìn)行注漿施工。注漿液采用水泥與水玻璃配比為1:0.8的混合漿液，注漿壓力為1.5 MPa。

（3）為了保證仰斜鉆孔注漿效果，注漿前應(yīng)對(duì)鉆孔進(jìn)行封孔處理。封孔材料采用快速凝固的膨脹水泥，封孔長(zhǎng)度為0.5 m，單孔注漿量為30 kg，注漿時(shí)間為25 min，注漿后凝固時(shí)間為3.5 h。一般在檢修班進(jìn)行注漿施工。

3.2 撞楔超前支護(hù)

為了防止集中應(yīng)力對(duì)工作面頂板產(chǎn)生超前破壞作用，工作面回采過程中對(duì)頂板施工一排撞楔超前支護(hù)。

（1）撞楔超前支護(hù)鉆孔施工在工作面設(shè)計(jì)頂板位置，且垂直煤壁。支護(hù)孔直徑為45 mm，鉆孔深度為3.0 m，鉆孔施工后在豎直方向允許角度偏差為±3°，支護(hù)孔間距為1.3 m。

（2）超前支護(hù)孔施工完后，對(duì)支護(hù)孔內(nèi)安裝長(zhǎng)度為3.5 m、直徑為33 mm鋼針。鋼針安裝后在回采過程中支架前探梁仰挑3°～5°角度，保證支架頂梁與鋼針接觸嚴(yán)實(shí)。工作面回采后放頂前及時(shí)回收鋼針。

3.3 支架搭梁

為了防止液壓支架在冒漏區(qū)不接頂現(xiàn)象，決定在支架頂梁上方平鋪鋼梁，確保支架具有足夠的初撐力及工作阻力。

（1）工作面回采前對(duì)3#～19#支架頂梁上方平鋪三排工字鋼梁，鋼梁排距為1.5 m，每根鋼梁長(zhǎng)度為3.5 m，相鄰兩排鋼梁交錯(cuò)式布置。鋼梁鋪設(shè)完成后，工作面回采過程中升起支架立柱，保證鋼梁與頂板接觸嚴(yán)實(shí)。

（2）3203工作面在過F9斷層期間，采用帶壓擦頂移架，并控制采煤機(jī)割煤深度不得大于0.6 m。在過斷層期間為了及時(shí)對(duì)斷層處頂板進(jìn)行有效支護(hù)，工作面割煤后3#～19#支架應(yīng)超前移架支護(hù)頂板。

（3）由于工作面過斷層期間頂板受壓大，支架在壓力區(qū)支護(hù)時(shí)很容易出現(xiàn)支架前探梁受力過大，導(dǎo)致支架下傾、自動(dòng)卸載等現(xiàn)象，所以支架支護(hù)到位后在機(jī)道處支設(shè)一排T型鋼棚。鋼棚頂梁長(zhǎng)度為1.5 m，頂梁與煤壁垂直布置。

4 效果

對(duì)3203工作面斷層應(yīng)力區(qū)頂板采取聯(lián)合控制技術(shù)后，有效控制了頂板破碎、煤壁片幫現(xiàn)象，加快了工作面回采，取得了顯著應(yīng)用成效。

（1）通過對(duì)工作面煤壁及破碎頂板采取注漿加固，注漿液滲透在煤巖體裂隙內(nèi)，對(duì)破碎煤巖體進(jìn)行再次重組作用，使得煤巖體單軸抗壓強(qiáng)度提高至38.9 MPa，大大提高了煤巖體整體穩(wěn)定性及承載能力，有效防止了煤壁片幫、頂板破碎現(xiàn)象。采取注漿措施后工作面在后期回采過程中煤壁片幫深度控制在0.5 m以下。

（2）工作面頂板采取撞楔超前支護(hù)后，實(shí)現(xiàn)了前方煤體超前支護(hù)，有效防止了因超前應(yīng)力破壞作用導(dǎo)致工作面前方煤體出現(xiàn)超前破碎現(xiàn)象，降低了煤壁片幫、頂板破碎幾率。

（3）通過對(duì)工作面液壓支架采取搭梁技術(shù)措施，保證了支架初撐力及工作阻力，防止了工作面在過冒漏區(qū)時(shí)支架不接頂、支架支護(hù)效果差、頂板垮落事故。采取該措施后后期過斷層應(yīng)力區(qū)時(shí)，支架初撐力及工作阻力提高至95%以上。