综采工作面围岩破碎机理及控制技术

牛正杰

（晋能控股煤业集团晋城公司，山西 晋城 048000）

1 概述

晋能控股煤业集团四明山煤矿9103综采工作面位于一采区中部，东部为9102工作面(尚未回采结束），南部为实体煤层（地质异常区），西部为实体未开采煤层（9104设计工作面），北部为一采区三条大巷。9103工作面设计走向长度为970 m，倾向长度为205 m。工作面回采煤层为9#煤层，平均厚1.51 m，平均倾角为6°。煤层结构简单，相对稳定，煤体硬度f=2.0。煤层无伪顶，直接顶以5.4 m砂质泥岩为主，基本顶为3.2 m的石灰岩，直接底为2.4 m的黄色泥岩，基本底为2.8 m的细粒砂岩。

9103工作面与9102工作面采用沿空留巷布置方式。9103回风顺槽为沿空巷，工作面采用MG2×125/600-WD采煤机割煤，割煤深度为0.8 m，采用127架ZY5000/11/23型掩护式液压支架支护顶板。在综采工作面的运输端头与回风端头各布置6架ZYG5000/14/28A型过渡支架，支架中心距1.5 m。9103工作面已回采至440 m。

2 工作面回采现状

9103工作面在前400 m范围回采过程中围岩相对稳定，局部出现煤壁片帮以及端面破碎现象，但通过及时移架进行了有效控制。工作面回采至420 m处位于129#～104#支架前方煤壁开始出现片帮现象，顶板垮落破碎。随着工作面推进，煤壁片帮现象更加严重，导致工作面回采至440 m处时129#～104#支架前方端面顶板空顶距达1.9 m，煤壁片帮后煤壁与顶板成62°夹角。分析导致工作面围岩破碎主要有以下几方面原因：

（1）煤层赋存稳定性差。工作面回采高度为1.51 m，9#煤层稳定性差，工作面采用MG2×125/600-WD采煤机割煤时，煤体伴随着破煤力的作用出现片帮。通过现场观察发现，工作面在前期割煤过程中工作面平均端面距在1.2 m以上，而9103工作面长度为202 m，采煤机每割完一刀煤需2.5 h，割煤完成后工作面采用一次性移架方式，在此期间顶板空顶时间长，顶板出现断裂破碎现象。

（2）围岩应力影响。通过对9103回风顺槽顶板观察发现，预计工作面回采至446 m处在尾部揭露一条F5断层，断层落差为1.6 m，断层与工作面煤柱成58°夹角布置，工作面回采至420 m处构造应力开始显现。同时，9103工作面采用无煤柱回采工艺，回采过程中始终受9102采空区残余应力影响，所以工作面回采至420 m处时，工作面尾部顶板及煤壁受构造应力、采空区残余应力、回采应力以及周期来压集中作用，导致工作面超前区顶板断裂、煤柱破碎。

（3）支护效果差。9103工作面直接顶主要为泥岩，承载能力低，由于支架支护范围小，造成相邻支架上方岩体出现垮落，顶板原岩三向应力变为双向或单向受压状态，加剧了顶板破碎现象。

3 工作面破碎顶板控制技术

为了保证工作面快速过断层，减缓工作面围岩破坏，从420 m处决定采取“深孔卸压+铺设聚氨酯纤维网+超前管棚支护”联合支护[1-5]。

3.1 深孔卸压施工

由于采空区残余应力、构造应力以及回采应力在工作面前方20 m范围产生应力叠加区，导致围岩裂隙发育并在裂隙区产生卸压破坏作用，所以决定在沿空巷施工卸压钻孔，降低应力叠加现象。

（1）为了实现应力充分卸压，卸压孔施工在9103回风顺槽顶板中部。钻孔深度为10 m，直径为55 mm，卸压孔水平向前倾斜75°布置，钻孔布置间距为5.0 m。

（2）为了防止卸压孔在卸压过程中应力对卸压孔壁岩体产生破坏作用，导致岩体产生裂隙带，卸压孔内安装护孔管。每节护孔管长2.0 m，直径为50 mm，护孔管四周均匀布置8排直径为8 mm圆孔，每节护孔管采用丝扣连接，孔口处采用锚杆将护孔管进行固定，如图1。

图1 9103工作面破碎顶板联合支护平面示意图

3.2 铺设聚氨酯纤维网

由于传统金属网在大应力围岩中使用时易变形，对围岩蠕动变形适应效果差，为提高9103工作面顶板稳定性，控制顶板破碎、冒漏现象，决定对顶板铺设聚氨酯纤维网。

（1）9103工作面采用的聚氨酯纤维网长55 m，宽8.0 m。柔性纤维网采用宽度为10 mm纤维条带纵横编制而成，纤维网网格为60 mm×60 mm，厚度为205 mm，质量为0.7 kg/m2，纵横向断裂强度为60 kN/m，断裂伸长率小于13%。

（2）工 作 面 回 采440 m处，对 工 作 面129#～104#支架前方顶板铺设柔性纤维网。第一卷纤维网在铺设时在网的两端各施工一根固定锚杆，然后采用钢丝绳将纤维网进行固定。

（3）第一卷柔性纤维网固定后，随着工作面推进对顶板进行铺设，网铺设后采用单锚索进行固定。锚索长度为4.5 m，锚索布置间距为3.0 m，排距为2.0 m，相邻两卷柔性网搭接宽度为0.5 m。

（4）工作面每推进2.0 m，在柔性纤维网下方施工一排JW型锚索钢梁。钢梁长度为3.0 m，宽度为0.32 m，每根钢梁采用两根长度为4.5 m锚索固定。

3.3 超前管棚支护

（1）支护原理。传统锚杆（索）支护利用锚固剂将杆体锚固在顶板上，利用托盘及螺母对杆体施加预应力，实现锚杆（索）悬吊、组合梁（拱）支护作用，属于主动支护。而超前管棚支护在围岩产生应力作用下，以岩体作为支撑点对围岩产生一个被动支护作用力，从而实现围岩超前支护的目的。

（2）支护工艺。采用钻机在129#～104#支架的前方煤壁顶板施工一排支护钻孔，钻孔深3.0 m，直径为30 mm，钻孔间距为0.5 m。钻孔施工完后对钻孔内插入长度为3.2 m、直径为25 mm圆钢。以此类推，直至工作完全过应力区，停止施工超前管棚支护。

3.4 效果分析

截至2020年3月21日，9103工作面已回采至495 m，围岩已趋于稳定。通过对比分析发现，工作面在420～480 m段受应力破坏作用逐渐加大，顶板最大下沉量达0.34 m，支架在该区域内初撑力及工作阻力不足75%，且工作面回采速度为4.7 m/d。

9103工作面在应力破碎区采取联合控制技术后，围岩应力得到有效改善，随着支护强度增大，顶板下沉量逐渐减小，工作面回采至450 m后顶板下沉量控制在0.11 m以下，如图2。液压支架在支护区初撑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，同时煤壁片帮、顶板破碎现象得到有效改善，端面距由原来的1.9 m减小为0.4 m。

图2 支护前后顶板下沉量对比曲线图

4 结语

对9103工作面回采期间的围岩破坏机理进行了分析，采取了钻孔卸压、铺设柔性纤维网以及施工超前支护等技术手段，实现了应力卸压，降低了围岩应力破坏强度，控制了煤壁片帮、端面距加大等应力显现，对围岩起到了有效控制作用。