東周窯礦8103 綜放面過斷層片幫控制技術研究與應用

蘇 鵬

（晉能控股集團同發東周窯煤業有限公司，山西 大同 037100）

0 引 言

經過多年的發展，綜合機械化放頂煤開采已經成為我國厚煤層的主要開采方法，得到了大面積的推廣應用，取得了顯著的經濟和社會效益。與一次采全高相比，綜放開采工作面端面穩定性差、煤壁發生片冒的頻率高，不僅影響工作面的正常生產，而且對工人的安全造成威脅。而工作面回采中遇到斷層等地質構造時，煤壁穩定性進一步惡化，治理難度大幅增加[1-4]。因此，進行綜放工作面過斷層煤壁片幫穩定性研究，形成一套有效的控制技術，對實現綜放工作面的正常、安全回采具有重要的意義。

1 工作面概況

1.1 地質條件

東周窯礦8103 工作面位于859 水平一盤區，工作面平均標高為+923 m，地面平均標高+1 431 m。工作面北部為采區3 條大巷，西部為8102 采空區，南部及東部為實體煤。所采煤層為山西組4 號煤，總厚度為7.2 m，煤層結構復雜，含有2～4 層夾矸石，最大為2.4 m，最小為0.4 m，平均0.6 m，巖性多為砂質泥巖、炭質泥巖、泥巖、煌斑巖。根據工作面周邊地質鉆孔BK46、J27、B1515、B1914 及掘進過程中揭露情況，煤層頂底板巖性如圖1 所示。

圖1 4 號煤頂底板巖性

工作面范圍內兩巷掘進過程中實際揭露17 條斷層。根據以往4 號煤工作面的回采經驗，3 m 以上的斷層對生產的影響較大。該工作面落差大于3 m的有9 條，見表1。其中位于運料巷的5103-02 斷層落差最大，為15 m，位于工作面前方1 196 m 處。

表1 8103 工作面3 m 以上斷層統計

1.2 生產條件

工作面開切眼長度233 m，推進距離1 517 m，采用綜合機械化后退式放頂煤開采，采高為3.2 m，放煤厚度4.0 m，采放比約為1∶1.2，自然垮落法管理采空區頂板，工作面主要設備見表2?；炯艿闹行木酁? 750 mm，工作阻力為13 000 kN，底板前端比壓2.64 MPa，支護強度1.23 MPa。

表2 8103 工作面主要開采設備

8103 工作面采用“四六”制作業方式。早班檢修設備，其余班生產出煤。工作面循環進尺0.8 m，每天完成6 個正規循環，日進尺4.8 m。

2 片幫特點及原因分析

2.1 片幫特點

在工作面回采過程中，進行了3 周期來壓約40 m 范圍的礦壓觀測，對工作面煤壁的片冒情況進行統計，由統計可以看出，8103 工作面煤壁片幫主要有以下特點：

1）片幫尺寸。片幫長度集中在4 m 以上，占比83%，其中片幫長度2～3 m 之間的發生頻率最大。片幫高度主要集中在2 m 以下，占比85%。見圖2。

圖2 工作面片冒統計

2）片幫位置和形式。片幫位置主要集中在煤壁的上分層，片幫形式為拉伸破壞和剪切破壞，如圖3所示。

圖3 8103 工作面主要片幫形式

3）斷層附近的片幫更加嚴重。5103-03 斷層落差為7.0 m，工作面推進至該斷層附近時發生了回采以來的最大片幫，片幫尺寸為6.2 m×3.1 m×2.3 m（長×高×深），對生產造成了嚴重影響。

2.2 片幫原因

綜合分析，造成8103 綜放工作面煤壁片幫的主要因素有：

1）實驗室測試表明，4 號煤的單軸抗壓強度為9.7 MPa，折算成普氏系數為0.97，為松軟煤層，內部節理裂隙發育程度高，受工作面集中應力的影響，極易沿裂隙面發生滑落形成片幫。

2）采用綜放開采，超前支承壓力分布范圍大，加大了支架上方頂煤的破碎程度，水平位移大，在支架前方漏頂。

3）工作面斷層分布密集，受斷層影響煤層本身的塑性破壞區域范圍大，工作面回采至斷層附近時，斷層活化，煤壁發生沿斷層面的滑移造成失穩。

4）工作面支架管理存在短板，多個液壓支架的位態不正，頂梁抬頭現象嚴重，初撐力不足，漏液多，工作阻力低，對頂板的支護效果差。

5）煤壁片幫后未及時采取措施，無支護空間的增大誘發了冒頂的發生，形成了片幫-冒頂-片幫的惡性循環，加劇了工作面片冒的程度。

3 數值模擬分析

3.1 模型的建立

以8103 工作面的地質生產條件為基礎，采用UDEC 數值模擬軟件對影響煤壁片幫的因素進行分析。

圖4 UDEC 數值計算模型

工作面推進方向為x 軸方向，豎直方向為y 軸。模型尺寸為150 m×60 m，圍巖本構關系為摩爾-庫倫模型。基本頂塊度為6.0 m×4.0 m，直接頂塊度為2.0 m×1.5 m，割煤和放煤的塊度一致，均為0.25 m×0.25 m。數值計算模型如圖4 所示。

上部邊界約束條件為應力邊界，下部邊界條件為位移邊界，工作面回采方向可自由移動，豎直方向固定鉸支。模型兩側為煤體和頂底板巖體，采用位移邊界條件，豎直方向自由運動，x 方向固定。

以平均不平衡力達到最大不平衡力的1/15 000，視模型為原巖應力狀態。

3.2 模擬方案

主要模擬端面距和支架工作阻力對煤壁片幫、冒頂的影響程度，主要的模擬方案為：

1）端面距對煤壁穩定性影響。保持支架工作阻力為10 400 kN 不變，模擬端面距為0.00、250、500、750、1 000、1 250 m 6 種情況下煤壁的片冒情況。

2）支架工作阻力對煤壁穩定性影響。保持端面距為0.5 m 不變，模擬工作阻力為11 500 、12 000 、12 500、13 000、13 500、14 000 kN 時的煤壁穩定性。

3.3 模擬結果分析

圖5 數值模擬結果（端面距0.5m）

端面距為0.5 m 時，煤壁片冒情況的數值模擬結果如圖5 所示。

根據6 種方案的數值結果，可得到端面距對煤壁穩定性關系曲線，如圖6 所示。

由圖6（a）可以看出，端面穩定性與端面距的大小成近似反比例關系，端面距越大，端面穩定性越差。當端面距小于500 mm 時，煤壁片冒尺寸較小，一般在260 mm 以下，端面控制效果好。當端面距超過500 mm 時，隨著端面距的增大，端面穩定性急劇降低，當端面距為1.5 m 時，片幫超過1.0 m，冒頂超過1.5 m，煤壁片冒難以控制。

由圖6（b）可以看出，支架工作阻力對端面失穩有較好的控制效果。當支架工作阻力從11 500 kN升至13 000 kN 的過程中，煤壁片幫、冒頂尺寸呈直線下降，下降速率大。但當工作阻力由13 000 kN 提高至14 000 kN 時，片幫、冒頂的尺寸也有所減小，但降幅較小。

圖6 端面穩定性影響因素模擬結果

由數值模擬結果可知，8103 工作面的端面距應控制在500 mm 以內，支架工作阻力為13 000 kN，當前支架選型合理。

4 控制措施及效果

通過對8103 工作面片幫特點及原因的分析，結合數值模擬的分析結果，在8103 工作面采取以下控制措施。

4.1 玻璃鋼錨桿加固

對于一般片幫區域在煤壁上補打玻璃鋼錨桿加固。錨桿規格為φ20 mm×2 500 mm，采用2 卷K2345 樹脂藥卷錨固，布置方式為“二一二”五花布置，2 根錨桿的上位錨桿距頂800 mm，間距為700 mm，單根錨桿布置在2 根錨桿之間，距頂板1 500 mm，如圖7 所示。錨桿排距視現場情況而定，保持在800～1 000 mm 之間。所有的錨桿配木托盤，規格為300 mm×300 mm×50 mm（長×寬×厚）、孔徑為22 mm。

圖7 玻璃鋼錨桿布置示意圖（單位：mm）

4.2 注漿加固

注漿可以提高煤體的物理力學性能，提高煤壁穩定性，但注漿成本相對較高。因此，一般在工作面通過斷層或片幫嚴重時采取注漿措施。注漿孔布置見圖8。上排注漿孔距離頂板600 mm，向上傾斜20°，下排注漿孔距離頂板1 600 mm，垂直煤壁，上下排交錯布置，排距為3 000 mm。注漿孔φ32 mm，孔深為8 000 mm，注漿壓力不得大于8 MPa，當有漿液流出時及時調整壓力或停止注漿。

圖8 注漿孔布置圖（單位：mm）

4.3 其他措施

1）保證支架初撐力和工作阻力。當支架出現片冒造成不接頂時，要及時采取背板接頂等措施，避免支承壓力向前方轉移，加劇片幫。

2）及時移架。滯后采煤機2 個支架開始移架，并且帶壓移架，移架過程中支架降低高度不得超過80 mm，貼頂前移。

3）加強煤壁片幫預警監測。加強對工作面全長、全時段的礦壓觀測，加強煤壁片幫預警，一旦出現支架工作阻力驟降及位態不正等情況，及時采取措施加固煤壁。

4.4 治理效果

采取以上措施后，8103 工作面煤壁片幫冒頂的發生頻率明顯降低，片幫范圍有明顯改善。最大片幫長度由6.2 m 變為2.5 m，片幫深度和高度均小于1.5 m，經過落差最大的斷層5103-02 時，由于提前采取了注漿加固措施，工作面正?；夭?，未觀測到明顯片幫，工作面煤壁穩定性控制取得了理想的效果。

5 結 論

1）8103 綜放工作面片幫長度集中在4 m 以上，高度主要集中在2 m 以下，片幫形式主要為拉伸破壞和剪切破壞。

2）煤層單軸抗壓強度低、工作面斷層分布密集、支架管理存在短板、未及時采取處理措施等是造成工作面片幫頻發的主要原因。

3）數值模擬分析表明，8103 工作面的端面距應控制在500 mm 以內，支架工作阻力為13 000 kN。

4）通過采取玻璃鋼錨桿、注漿加固、提高支架工作阻力、及時帶壓移架等措施，工作面片幫頻率和范圍明顯減少，實現了工作面的安全回采。