綜采工作面圍巖破碎機理及控制技術

牛正杰

（晉能控股煤業集團晉城公司，山西 晉城 048000）

1 概述

晉能控股煤業集團四明山煤礦9103綜采工作面位于一采區中部，東部為9102工作面(尚未回采結束），南部為實體煤層（地質異常區），西部為實體未開采煤層（9104設計工作面），北部為一采區三條大巷。9103工作面設計走向長度為970 m，傾向長度為205 m。工作面回采煤層為9#煤層，平均厚1.51 m，平均傾角為6°。煤層結構簡單，相對穩定，煤體硬度f=2.0。煤層無偽頂，直接頂以5.4 m砂質泥巖為主，基本頂為3.2 m的石灰巖，直接底為2.4 m的黃色泥巖，基本底為2.8 m的細粒砂巖。

9103工作面與9102工作面采用沿空留巷布置方式。9103回風順槽為沿空巷，工作面采用MG2×125/600-WD采煤機割煤，割煤深度為0.8 m，采用127架ZY5000/11/23型掩護式液壓支架支護頂板。在綜采工作面的運輸端頭與回風端頭各布置6架ZYG5000/14/28A型過渡支架，支架中心距1.5 m。9103工作面已回采至440 m。

2 工作面回采現狀

9103工作面在前400 m范圍回采過程中圍巖相對穩定，局部出現煤壁片幫以及端面破碎現象，但通過及時移架進行了有效控制。工作面回采至420 m處位于129#～104#支架前方煤壁開始出現片幫現象，頂板垮落破碎。隨著工作面推進，煤壁片幫現象更加嚴重，導致工作面回采至440 m處時129#～104#支架前方端面頂板空頂距達1.9 m，煤壁片幫后煤壁與頂板成62°夾角。分析導致工作面圍巖破碎主要有以下幾方面原因：

（1）煤層賦存穩定性差。工作面回采高度為1.51 m，9#煤層穩定性差，工作面采用MG2×125/600-WD采煤機割煤時，煤體伴隨著破煤力的作用出現片幫。通過現場觀察發現，工作面在前期割煤過程中工作面平均端面距在1.2 m以上，而9103工作面長度為202 m，采煤機每割完一刀煤需2.5 h，割煤完成后工作面采用一次性移架方式，在此期間頂板空頂時間長，頂板出現斷裂破碎現象。

（2）圍巖應力影響。通過對9103回風順槽頂板觀察發現，預計工作面回采至446 m處在尾部揭露一條F5斷層，斷層落差為1.6 m，斷層與工作面煤柱成58°夾角布置，工作面回采至420 m處構造應力開始顯現。同時，9103工作面采用無煤柱回采工藝，回采過程中始終受9102采空區殘余應力影響，所以工作面回采至420 m處時，工作面尾部頂板及煤壁受構造應力、采空區殘余應力、回采應力以及周期來壓集中作用，導致工作面超前區頂板斷裂、煤柱破碎。

（3）支護效果差。9103工作面直接頂主要為泥巖，承載能力低，由于支架支護范圍小，造成相鄰支架上方巖體出現垮落，頂板原巖三向應力變為雙向或單向受壓狀態，加劇了頂板破碎現象。

3 工作面破碎頂板控制技術

為了保證工作面快速過斷層，減緩工作面圍巖破壞，從420 m處決定采取“深孔卸壓+鋪設聚氨酯纖維網+超前管棚支護”聯合支護[1-5]。

3.1 深孔卸壓施工

由于采空區殘余應力、構造應力以及回采應力在工作面前方20 m范圍產生應力疊加區，導致圍巖裂隙發育并在裂隙區產生卸壓破壞作用，所以決定在沿空巷施工卸壓鉆孔，降低應力疊加現象。

（1）為了實現應力充分卸壓，卸壓孔施工在9103回風順槽頂板中部。鉆孔深度為10 m，直徑為55 mm，卸壓孔水平向前傾斜75°布置，鉆孔布置間距為5.0 m。

（2）為了防止卸壓孔在卸壓過程中應力對卸壓孔壁巖體產生破壞作用，導致巖體產生裂隙帶，卸壓孔內安裝護孔管。每節護孔管長2.0 m，直徑為50 mm，護孔管四周均勻布置8排直徑為8 mm圓孔，每節護孔管采用絲扣連接，孔口處采用錨桿將護孔管進行固定，如圖1。

圖1 9103工作面破碎頂板聯合支護平面示意圖

3.2 鋪設聚氨酯纖維網

由于傳統金屬網在大應力圍巖中使用時易變形，對圍巖蠕動變形適應效果差，為提高9103工作面頂板穩定性，控制頂板破碎、冒漏現象，決定對頂板鋪設聚氨酯纖維網。

（1）9103工作面采用的聚氨酯纖維網長55 m，寬8.0 m。柔性纖維網采用寬度為10 mm纖維條帶縱橫編制而成，纖維網網格為60 mm×60 mm，厚度為205 mm，質量為0.7 kg/m2，縱橫向斷裂強度為60 kN/m，斷裂伸長率小于13%。

（2）工 作 面 回 采440 m處，對 工 作 面129#～104#支架前方頂板鋪設柔性纖維網。第一卷纖維網在鋪設時在網的兩端各施工一根固定錨桿，然后采用鋼絲繩將纖維網進行固定。

（3）第一卷柔性纖維網固定后，隨著工作面推進對頂板進行鋪設，網鋪設后采用單錨索進行固定。錨索長度為4.5 m，錨索布置間距為3.0 m，排距為2.0 m，相鄰兩卷柔性網搭接寬度為0.5 m。

（4）工作面每推進2.0 m，在柔性纖維網下方施工一排JW型錨索鋼梁。鋼梁長度為3.0 m，寬度為0.32 m，每根鋼梁采用兩根長度為4.5 m錨索固定。

3.3 超前管棚支護

（1）支護原理。傳統錨桿（索）支護利用錨固劑將桿體錨固在頂板上，利用托盤及螺母對桿體施加預應力，實現錨桿（索）懸吊、組合梁（拱）支護作用，屬于主動支護。而超前管棚支護在圍巖產生應力作用下，以巖體作為支撐點對圍巖產生一個被動支護作用力，從而實現圍巖超前支護的目的。

（2）支護工藝。采用鉆機在129#～104#支架的前方煤壁頂板施工一排支護鉆孔，鉆孔深3.0 m，直徑為30 mm，鉆孔間距為0.5 m。鉆孔施工完后對鉆孔內插入長度為3.2 m、直徑為25 mm圓鋼。以此類推，直至工作完全過應力區，停止施工超前管棚支護。

3.4 效果分析

截至2020年3月21日，9103工作面已回采至495 m，圍巖已趨于穩定。通過對比分析發現，工作面在420～480 m段受應力破壞作用逐漸加大，頂板最大下沉量達0.34 m，支架在該區域內初撐力及工作阻力不足75%，且工作面回采速度為4.7 m/d。

9103工作面在應力破碎區采取聯合控制技術后，圍巖應力得到有效改善，隨著支護強度增大，頂板下沉量逐漸減小，工作面回采至450 m后頂板下沉量控制在0.11 m以下，如圖2。液壓支架在支護區初撐力及工作阻力提高至98%以上，工作面回采速度提高至7.6 m/d，同時煤壁片幫、頂板破碎現象得到有效改善，端面距由原來的1.9 m減小為0.4 m。

圖2 支護前后頂板下沉量對比曲線圖

4 結語

對9103工作面回采期間的圍巖破壞機理進行了分析，采取了鉆孔卸壓、鋪設柔性纖維網以及施工超前支護等技術手段，實現了應力卸壓，降低了圍巖應力破壞強度，控制了煤壁片幫、端面距加大等應力顯現，對圍巖起到了有效控制作用。