頂板破碎帶化學(xué)注漿加固技術(shù)應(yīng)用研究

李一飛

（西山煤電集團(tuán)有限責(zé)任公司西曲礦， 山西 太原 030053）

1 西曲礦工程概況

西曲礦位于山西太原西山煤田西北邊緣，礦井面積為15.7 km2，屬低瓦斯礦井。礦井可采煤層為太原組8 號、9 號煤層，煤層總厚度18.78 m。28306 工作面現(xiàn)主要開采太原組8 號煤層，工作面位于西曲礦南五盤區(qū)，地表位于長峪溝北部；東為8 號層28503 工作面；南為鐵磨溝礦8 號層81004 工作面，現(xiàn)已回采完畢；西為鐵磨溝礦8 號層81006 工作面，現(xiàn)已回采完；北與三盤區(qū)巷道相連[1]。28306 工作面開采的8 號層與上覆3 號煤層層間距約145 m，與下覆12 號煤層層間距為5.3～10.3 m。28306 工作面傾向長176 m，可采走向長度為360 m，煤層平均厚度為4.73 m。工作面上方存在一層粉灰色粉砂巖，含碳質(zhì)、膠結(jié)松軟、性脆，厚度為0.82～2.10 m，平均1.4 m，回采過程中隨采隨落；直接頂為粉砂巖和細(xì)砂巖，平均厚度3.5 m；老頂為中砂巖與粗砂巖互層，平均厚度為25.8 m。受構(gòu)造應(yīng)力影響，綜采工作面在回采期間頂板出現(xiàn)破碎現(xiàn)象，若不采取合理有效的維護(hù)措施，不僅使回采效率降低，無法保證支架初撐力，而且易發(fā)生工作面頂板冒頂事故。

2 工作面末采期間冒頂分析

由于28306 工作面煤層上方存在一層偽頂，回采過程中極易垮落，隨著工作面不斷推進(jìn)，采場面積逐步加大，厚度不大的直接頂逐漸塌落而堅硬的基本頂大面積懸露時，會在工作面頂板巖層形成一個自然壓力拱，從而使得煤壁前方應(yīng)力集中程度增加，煤壁在采動壓力作用下變軟、片幫增多，偽頂隨著煤壁片幫而在支架前方垮落，造成工作面大面積漏頂[2]。

當(dāng)工作面推進(jìn)至330 m 時，臨近二次見方區(qū)，上覆高位關(guān)鍵層面積逐漸增大，由于采面停采，加之工作面中部支架滯后頭、尾端，導(dǎo)致工作面切頂線前移，當(dāng)工作面見方及周期來壓時，中部壓力顯現(xiàn)較大；受上覆頂板影響，放假復(fù)工后工作面45 號—87 號支架范圍發(fā)生局部漏、冒頂，造成該區(qū)域的頂板破碎，空頂距增加，局部范圍頂板冒漏深1.8 m 左右。28306 工作面原預(yù)計停采位置為360 m，但是307 盤區(qū)為孤島煤柱開采，應(yīng)力集中，為避免停采煤柱過小而造成盤區(qū)巷道應(yīng)力集中問題，通過研究決定，工作面停面位置定位在350 m 處。因此，如何安全高效地處理漏頂及對工作面回撤通道進(jìn)行支護(hù)成為需重點解決的難題。具體采面液壓支架應(yīng)力原始曲線如圖1 所示。

圖1 工作面支架壓力曲線圖

3 工作面漏頂及回撤通道支護(hù)技術(shù)

經(jīng)分析得知，采面漏頂以及回撤通道圍巖支護(hù)存在的主要問題是頂板巖層穩(wěn)定性較差，因此提高頂板破碎巖層穩(wěn)定性是實現(xiàn)采面漏頂防治以及確保回撤通道圍巖控制的關(guān)鍵。因此，本文提出通過化學(xué)注漿+補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)方式來控制破碎頂板。

3.1 工作面漏頂處理技術(shù)

工作面漏頂處理技術(shù)主要包括有構(gòu)筑假頂、化學(xué)注漿以及強(qiáng)化支架移架管理等。在頂板破碎區(qū)域，用U 型卡纜將10 號工字鋼梁固定在支架前梁下，將鋼梁一端放在支架前梁下，另一端伸在破碎區(qū)域支架對應(yīng)的煤壁或頂板上。然后從支架側(cè)逐序往鋼梁上搭方木或道木做假頂，將頂板破碎區(qū)域內(nèi)支架不接頂處頂板全部棚好。待工作面頂板壓力穩(wěn)定后，在鋼梁靠近煤壁端下方支設(shè)單體支柱。在頂板破碎區(qū)域支架前的支架頂部煤壁硬煤處，利用風(fēng)動鉆打眼，并將無腿棚子插入眼中，外露0.2 m；用小錨鏈將1 對無腿棚子連接住，其上放置3.0 m 或4.0 m 長的鋼梁，鋼梁一端放在支架前梁上，一端放在無腿棚子錨鏈上；1 架支架插入4 根無腿棚子，放置2 根鋼梁后，即在鋼梁之上用方木、道木密背做假頂；同時假頂間的木料用雙股8號鉛絲捆緊捆牢，形成整體。頂板破碎嚴(yán)重或頂板壓力較大時，在鋼梁靠近煤壁端下方支設(shè)單體支柱。移支架時，在支架前梁上固定鋼梁一端的支架，必須等破碎區(qū)其他支架移到位后方才拉移；在移破碎區(qū)其他支架時，必須將支架降至完全離開假頂后再移架；移架后將支架升起至能接頂即可，不得強(qiáng)升，以免將所做假頂升翻。采用風(fēng)動鉆打孔，在30 號—90 號支架間每隔10 m 施工1 組鉆孔，并注射瑪麗散，通過馬麗散提高頂板巖層穩(wěn)定性。具體工作面漏頂處理如圖2 所示。

圖2 工作面漏頂支護(hù)示意圖

3.2 末采段推進(jìn)階段頂板支護(hù)

1）待工作面處理完推進(jìn)一刀后開始鋪網(wǎng)，直到工作面回撤通道施工完畢；

2）在40 號—90 號支架間的機(jī)道頂板施工Φ17.8 mm×7 500 mm 的錨索，間排距為2 000 mm、1 500 mm；在1 號—40 號、90 號—120 號支架間機(jī)道頂板施工Φ20 mm×2 000 mm的錨桿，間排距為1 500 mm、1 500 mm；

3）升緊支架并采用擦頂帶壓的方式進(jìn)行移架，針對支架不接頂問題，采用圓木、道木等及時背頂；

4）每推進(jìn)5 m，30 號—90 號支架間每隔10 m 施工1 組鉆孔注射瑪麗散。

3.3 回撤通道支護(hù)設(shè)計

在工作面停采后施工回撤通道時，充分考慮頂板、煤壁情況，對回撤通道進(jìn)行支護(hù)[3]。具體采用的支護(hù)方法為：頂板采用錨桿、錨索、挑梁、金屬網(wǎng)聯(lián)合支護(hù)，煤壁處采用絞手木、短鋼梁聯(lián)合支護(hù)。當(dāng)支架前梁距停采線還有5.5 m 時，在支架上開始剎第一道鋼梁，鋼梁長3.0 m，共剎3 道，間距1.0 m。所剎鋼梁的一端與外側(cè)煤幫間距不大于200 mm，并保證所有的鋼梁端頭對齊，同時在每根鋼梁下支設(shè)1 根單體支柱。

3.3.1 擴(kuò)機(jī)道

割第一刀煤時，機(jī)組由頭部或尾部斜切進(jìn)刀后，向相反方向前行割煤。割完第一刀，溜子移到位后，其余割煤過程中，只移溜子不移架；割第二、三刀煤時，機(jī)組由頭部或尾部斜切進(jìn)刀后，向相反方向前行割煤，在機(jī)道用單體柱配合道木支設(shè)1 排臨時點柱，柱距1.5 m，之后在距離支架前梁0.75 m 處的機(jī)道頂板施工第一排錨桿。打完第一排錨栓后再繼續(xù)割刀，割完第三刀后，距前梁前端1.25 m 處打1 排錨索；割完前三刀煤后，進(jìn)行分段擴(kuò)機(jī)道割煤。從尾向頭以分段方式進(jìn)行擴(kuò)機(jī)道，先在工作面尾部進(jìn)行擴(kuò)機(jī)道，當(dāng)尾部6～7 m 范圍內(nèi)的寬度達(dá)到2.5 m 的要求后，開始在支架正中追機(jī)剎3.5 m 挑梁。割完第四刀煤后，在距離支架前梁1.75 m 處的機(jī)道頂板打第二排錨桿。

3.3.2 端頭支護(hù)

擴(kuò)機(jī)道結(jié)束后，在兩巷的上下出口垂直工作面各打2 組錨索吊梁，吊梁長度3 m，間距2 m，組距0.8 m，錨索長度6.5 m。在每根吊梁兩頭支設(shè)單體柱。在1 號架與120 號支架及外側(cè)與煤幫之間分別用方木和道木各打2 個井字型木垛，木垛需嚴(yán)密接頂，并用木楔子背緊。

3.3.3 工作面煤壁支護(hù)

工作面采至停采線后，將網(wǎng)下垂3 m，在煤壁中部用絞手木、短鋼梁、錨索進(jìn)行加固。間距2.0 m，絞手木長2.5 m，短鋼梁長0.5 m，錨索長度為5.0 m。具體停采支護(hù)設(shè)計如圖3 所示。

圖3 停采支護(hù)示意圖

4 應(yīng)用效果及經(jīng)濟(jì)效益分析

通過采取切實可行的技術(shù)措施及現(xiàn)場組織管理，28306 工作面局部漏頂?shù)玫接行Э刂疲ぷ髅婊爻吠ǖ理敯遄畲笞冃瘟考懊罕诘膰鷰r變形量均在可控范圍，避免了冒頂、工作面難以停面的尷尬局面，實現(xiàn)了安全推進(jìn)及安全停面，保證工作面支架能順利撤出，有效提升了破碎頂板巖體穩(wěn)定性及承載能力，保證了礦井的安全回采。同時頂板管理技術(shù)也為后續(xù)的28503 工作面的回采過程中防漏冒頂及安全穩(wěn)定的回撤提供了寶貴的借鑒經(jīng)驗。

針對末采階段大范圍的漏頂現(xiàn)象，部分礦為保證開采安全，對工作面進(jìn)行密閉處理，放棄回撤工作面的設(shè)備、設(shè)施，而我礦通過采取上述措施，保證了設(shè)備、設(shè)施的安全回撤，同時多創(chuàng)造了約3 000 萬元的經(jīng)濟(jì)效益。