堅硬頂板煤壁片幫防控方法研究

楊志弘

(山西忻州神達南岔煤業有限公司， 山西 忻州 036700)

煤炭在我國能源結構中占有非常重要的地位，是我國經濟發展的重要保障[1-2]. 受地質條件影響，堅硬頂板煤層在我國分布廣泛，這類煤層開采過程中，易導致煤壁發生片幫危害，致使“支架-圍巖”作用失穩，給煤礦安全生產造成了嚴重威脅[3-5]. 這就需要研究該條件下煤壁片幫防控技術，以有效解決這類問題。在這方面研究中，朱利軍針對大采高工作面煤壁片幫問題，提出了錨桿支護加固與注漿加固相結合的煤壁片幫控制技術[6]；張敏分析了煤壁片幫機理，提出了“注漿+聚氨酯梯形錨棚支護”聯合控制技術，取得了顯著應用成效[7]；張寅偉針對巷幫片幫導致巷道空頂面積大、頂板穩定性差等問題，提出了“柔性注漿加固+桁架梯形梁”聯合支護技術[8]；石峰采用數值模擬方法對影響煤壁穩定性的因素進行分析，提出對煤體破碎段進行超前注漿、優化采面回采工藝，提高煤壁的穩定性[9]. 綜合文獻分析，對于煤壁片幫的控制主要采取注漿加固及合理的支護方法，本文以某礦堅硬頂板煤層開采為工程背景，分析了工作面采場圍巖破壞及變形特征，提出了合理的煤壁片幫防控方法，以保障工作面安全回采。

1 工程概況

某煤礦3507工作面主采3#煤層，煤層厚度3.8～4.9 m，平均厚4.4 m，煤層傾角1°～7°，平均傾角4°，為典型的緩傾斜厚煤層，煤層直接頂為泥巖，基本頂為中細砂巖，直接底為泥巖，基本底為粉細砂巖，煤層頂底板堅硬。3507工作面走向長630 m，寬125 m，采用綜采一次采全高采煤工藝，全部垮落法管理采空區，煤巖體綜合柱狀圖見圖1.

圖1 煤巖體綜合柱狀圖

隨著3507工作面推進，煤壁片幫時有發生，甚至出現了頂板大范圍垮落，導致液壓支架出現傾倒及壓壞情況，對工作面安全回采造成嚴重威脅。期間現場采取了提高支架護幫板力的措施來限制煤壁片幫，但是效果一般。為此，針對堅硬頂板條件，通過分析堅硬頂板采場圍巖破壞及變形特征，提出可靠的煤壁片幫防控方法是十分必要的。

2 堅硬頂板煤層開采數值模擬分析

2.1 數值模型構建

為了研究堅硬頂板條件采場圍巖破壞及變形發展特征，以該礦3507工作面回采情況為工程背景，研究采用FLAC3D數值軟件進行分析，所構建的數值分析模型尺寸為長250 m×寬225 m×高280 m，在工作面周圍留有50 m寬煤柱以消除邊界效應的影響。數值模型中，工作面寬125 m，巷道尺寸為寬5 m×高4.5 m，模型底部及邊側進行位移約束，頂部施加13.5 MPa垂直載荷等效于上覆巖層重力，煤巖體物學參數見表1.

2.2 采場圍巖破壞特征

隨回采工作面推進，采場圍巖塑性區發展情況見圖2. 由圖2可以看出，當工作面推進20 m時，采場圍巖破壞主要集中在邊幫煤體及底板巖層中，基本頂整體穩定性良好，此時煤體側的破壞深度達6.5 m，底板破壞深度達18.6 m；當工作面推進40 m時，采場圍巖破壞范圍繼續擴大，煤體側破壞深度基本沒有顯著變化，頂板破壞高度出現小規模增加，底板破壞深度顯著增加達21.5 m；當工作面推進60 m時，采場圍巖破壞范圍持續擴大，頂板破壞高度已貫穿基本頂，發生初次斷裂，此時煤體側破壞深度為7.5 m，底板破壞深度達24.7 m. 說明當工作面推進60 m后，基本頂初次斷裂，在采動應力影響下，工作面圍巖破壞程度顯著增加，需要重點防范煤壁片幫的發生。

表1 煤巖體力學參數表

圖2 隨工作面推進采場圍巖破壞情況圖

2.3 采場圍巖變形特征

隨回采工作面推進，采場圍巖變形發展情況見圖3. 隨工作面推進，采場圍巖位移變化表現為煤體側高于底板，頂板位移最小。當工作面推進20 m時，煤體側最大位移達1.35 m，底板最大位移達1.15 m，頂板最大位移達0.45 m；當工作面推進40 m時，煤體側最大位移達1.67 m，底板最大位移達1.27 m，頂板最大位移達0.56 m；當工作面推進60 m時，煤體側最大位移達1.86 m，底板最大位移達1.35 m，頂板最大位移達0.68 m. 可以看出，隨著工作面的持續推進，采場圍巖變形整體表現為增加趨勢，當工作面推進距離由20 m增加至60 m時，頂底板及煤體側位移分別增加33.8%、14.8%與27.4%，整體位移增加率較大。

綜合分析，針對堅硬頂板條件，隨回采工作面推進，頂板整體位移較小，煤體側位移最大，煤體側位移發展約為頂板的68.2%. 說明在工作面回采擾動影響下，堅硬頂板條件易導致支架與圍巖系統失穩，發生煤壁片幫及冒頂危害，需要及時采取煤壁片幫控制措施。

圖3 隨工作面推進采場圍巖變形情況圖

3 堅硬頂板煤壁片幫防控方法

根據前述分析，3507工作面回采過程中，煤體側變形最為嚴重，易發生煤壁片幫及頂板冒落危害，主要是由于堅硬頂板的懸而不斷，導致垮落步距增大，煤壁壓力增大，為此需要加強煤體整體穩定性，以控制片幫發展。研究提出工作面回采初期，在工作面煤壁幫實施鉆孔注漿卸壓的煤壁片幫防控方法，通過向煤體內部及頂板注入久米納化學漿體進行加固，保障煤體及頂板的完整性，提高煤體及頂板圍巖的內聚力。注漿鉆孔直徑65 mm，長度7.5 m，每個排面上布置上下兩排注漿孔，采取交錯布置方式，注漿孔間距3.5 m，上下排距1.0 m，其中下排注漿孔布置在巷道中心位置，并且垂直煤壁布置，距巷道底板2.5 m；上排注漿孔與煤壁水平面呈25°夾角，朝向頂板側布置。鉆孔布置方式見圖4.

圖4 注漿鉆孔布置圖

針對頂板破碎情況，同時提出“雙層金屬網+工字鋼”加強支護措施，進一步加強支架與圍巖承載力，在工作面移架過程中，采取從下到上“少降快拉”方式，以實現對煤壁及頂板的有效支護。

4 煤壁片幫控制效果

為了驗證研究提出的注漿加固及頂板補強支護措施的可靠性，對方案實施前后，工作面煤壁片幫情況進行了統計分析，統計結果見圖5. 可以看出，方案實施前，工作面推進30～50 m時，在12#—72#支架之間，煤壁出現了大規模的片幫情況，特別是在后部支架位置，存在2～3個步距的連續片幫情況；方案實施后，工作面推進20～40 m時，僅出現了小規模的片幫情況，主要為1～2個步距的零星片幫，煤壁及頂板穩定性良好，有效解決了堅硬頂板煤壁片幫問題。

圖5 煤壁片幫統計情況圖

5 結 論

1) 針對堅硬頂板條件，隨回采工作面推進，采場圍巖破壞區發展主要集中在煤體側與底板巖層中，隨著推進距離的增加，圍巖破壞深度也隨之增加，煤體與底板破壞深度分別達7.5 m與24.7 m，需要重點防范煤壁片幫的發生。

2) 隨回采工作面推進，采場圍巖變形發展，主要表現為煤體側最大(1.86 m)，其次為底板側(1.35 m)，最小為頂板側(0.68 m)，位移增加率分別為33.8%、14.8%與27.4%，整體位移增加率較大，易發生煤壁片幫及冒頂危害，需要及時采取煤壁片幫控制措施。

3) 研究提出了鉆孔注漿與“雙層金屬網+工字鋼”加強支護相結合的煤壁片幫防控方法，通過現場實踐，隨工作面推進，煤壁僅存在零星片幫情況，煤體及頂板整體穩定性良好，煤壁片幫得到了有效控制。