综采工作面过断层支护技术优化

支国印

（晋能控股煤业集团有限公司四老沟矿， 山西 大同 037031）

引言

综采工作面过断层期间受构造应力、超前应力及采空区残余应力等集中应力牵引影响，应力区顶板及煤壁出现应力扩张及剥离破坏，造成工作面端面距加大、断面顶板破碎严重及煤壁片帮严重。传统工作面主要采用液压支架进行顶板支护，但是液压支架体积大、能动性差，受施工环境影响支架无法及时大面积超前支护，从而导致工作面大面积围岩破碎，影响工作面安全稳定生产[1-5]。本文以四老沟矿8106 工作面为研究对象，对工作面过断层回采期间提出了合理有效的联合支护技术。

1 8106 工作面概况

晋能控股煤业集团有限公司四老沟矿8106 工作面位于主运大巷东北部，工作面东部为8102 工作面，北部、西部未开拓，上覆侏罗系4 号、11 号采空区。

8106 工作面设计走向长度为1 700 m，倾向长度为230 m，工作面回撤煤层为石炭系3 号与5 号合并煤层，煤层厚度6.75～14.77 m，平均11.3 m，倾角3°～13°，平均5°，煤层内含夹矸2～4 层，天然焦内含3层火成岩侵入体。煤层顶底板岩性如表1 所示。

表1 石炭系3 号与5 号合并煤层顶底板岩性

C3-5 号层8106 工作面整体为单斜构造，开口处高，切巷低，平均倾角-5°。对照相邻巷道及上覆侏罗系11 号层揭露地质情况分析，5106 巷将揭露6 条断层（F1～F6），2106 巷将遇 2 条断层（F7～F8）。上覆有侏罗系 2 号、4 号、11 号、14-3 号层采空区，在 2 号层有赵家小村小窑，对应2106 巷上覆534～780 m，进入工作面范围174 m，和平旺公社三井大队小窑，对应2106 巷上覆1 156 m 至切巷，进入切巷45 m，2 号层与C3-5 号层间约45 m。

2 工作面回采现状及问题分析

2.1 工作面回采现状

2020 年4 月17 日夜班8106 工作面回采至580 m处，并在工作面尾部揭露一条F3 正断层，断层落差为2.4 m，前方为断层上盘，断层对工作面回采影响长度为62 m，工作面于4 月19 日在93～127 号支架前方完全揭露断层，工作面在前期揭露断层时顶板及煤壁出现局部失稳现象，当工作面回采至587 m 处时位于81～85 号支架前方顶板破碎严重，局部出现冒漏现象，冒漏高度为1.7 m、宽度为2.2 m、长度为3.2 m，且伴随着煤壁大面积片帮，4 月19 日夜班工作面被迫停采。

2.2 问题分析

根据工作面前期回采现场观察发现，工作面过断层期间出现顶板破碎、煤壁片帮等现象的主要原因有以下几方面：

1）围岩稳定性差：8106 工作面回采的煤层为石炭系煤层，煤层单轴抗压强度不足20 MPa，煤岩体呈层状结构，而且煤体内含3～4 层夹矸，破坏了煤体连续稳定性，工作面回采时采煤机破煤后煤体力学性质降低，煤壁支撑强度低及顶板承载能力差，是煤壁片帮、顶板破碎重要原因之一。

2）回采工艺影响：8106 工作面主要采用放顶煤回采工艺，采煤机回采高度为3.5 m、放煤高度为7.8 m，工作面回采期间顶板以顶煤为主，回采期间煤壁片帮严重，导致工作面端面距加大，顶煤承载强度低，从而导致顶板断裂、破碎现象。

3）集中应力影响：工作面过断层期间受断层应力、回采超前应力及上覆老窑采空区残余应力等集中应力影响，导致围岩受应力破坏严重，围岩裂隙发育，应力在裂隙带内释放从而对围岩产生扩张破坏作用。

3 断层区联合支护技术应用

为了提高断层区围岩稳定性，控制冒顶范围扩大，决定对断层区顶板及煤壁采取注浆、人工假顶及水力锚杆联合支护。

3.1 注浆加固支护技术

3.1.1 注浆加固支护原理

对破碎围岩施工注浆加固孔，然后对孔内高压注浆施工，注浆液在压力作用下完全渗透至围岩裂隙内，一方面对围岩裂隙进行填充、封堵，排出裂隙带内空气，防止煤岩体出现氧化自燃现象；另一方面注浆液渗透裂隙带凝固后形成具有高强度、韧性的胶状凝固体，可对破碎围岩起到黏结作用，提高破碎围岩单轴抗压强度。

3.1.2 注浆泵及注浆材料

1）8106 工作面围岩破碎区采用xt12041 型煤矿用气动注浆泵进行注浆施工，该注浆泵主要由双液注浆桶、气动马达、进风孔、注浆软管、混合枪、压力表、流量表、阀门等部分组成，注浆泵主要技术参数如表2 所示。

表2 煤矿用气动注浆泵主要技术参数

2）注浆材料：8106 工作面注浆材料主要采用马丽散，马丽散属于双组分合成高分子——聚亚胺胶脂材料，采用高压灌注进行堵水时，当树脂和催化剂掺在一起时反应或遇水产生膨胀；注浆后膨胀系数在2～4倍，凝固体单轴抗压强度为35 MPa。

3.1.3 注浆钻孔布置参数及施工

1）工作面分别对冒漏区顶板及帮部布置注浆钻孔，顶板注浆钻孔布置在冒漏区附近，钻孔直径为40 mm、深度为3.0 m，钻孔垂直顶板布置，冒漏区共计布置6 个注浆钻孔；煤壁上布置注浆钻孔深度为5.0 m、仰角为45°，钻孔距顶板间距为1.0 m，钻孔间距为3.0 m。

2）注浆钻孔施工完对钻孔内安装注浆软管，并对钻孔进行封孔处理，然后将注浆软管与xt12041 型煤矿用气动注浆泵连接，最后进行注浆施工，注浆压力为5.0 MPa。

3.2 人工假顶支护技术

由于8106 工作面81～85 号支架前方顶板出现局部冒漏，冒漏深度大，冒漏区内顶板稳定性差，很容易出现瓦斯积聚及二次冒漏事故，所以决定对冒漏区顶板采取人工假顶支护技术。

1）首先在冒漏区范围内沿工作面倾向方向施工两排单锚索，每排布置3 根锚索，锚索布置间距为2.0m、排距为2.5 m，施工锚索长度为5.3 m、直径为17.8 mm，锚索施工后外露长度控制在0.3～0.5 m 范围内。

2）单锚索施工完后分别在两排锚索外露端安装一根长度为3.5 m、宽度为0.11 m 的工字钢梁，工字钢梁安装后保证钢梁面齐平，且钢梁面距工作面顶板间距为0.3 m。

3）锚索吊棚施工完后在两架吊棚上方依次铺设金属网、防水油布及搭设“井”字型道木并形成木垛，采用的道木长度为2.0 m、宽度为0.2 m，吊棚上方共计架设两架木垛，木垛布置间距为1.5 m，木垛架设完成后保证与冒漏区顶板接触严实，如图1 所示。人工假顶施工完后对假顶填充罗克休膨胀剂。

图1 工作面冒漏区人工假顶平面示意图

3.3 水力膨胀锚杆支护技术

由于煤壁片帮严重，采用传统单锚杆支护时，支护失效率高、支护损耗高，且达不到预期支护效果，所以决定对8106 工作面煤壁采取水力膨胀锚杆支护。

3.2.1 水力膨胀锚杆支护原理

与传统玻璃钢或螺纹钢锚杆不同，水力膨胀锚杆为中空状，且锚杆侧面设置为扩张凹槽结构，锚杆支护后对锚杆体内高压注水，在高压水力作用下锚杆扩张凹槽膨胀，在膨胀过程中一方面可增加锚杆杆体体积，提高锚杆支护强度；另一方面锚杆膨胀后可对钻孔壁煤岩体起到挤压作用，控制煤岩体裂隙扩张，支护原理如下页图2 所示。

图2 水力膨胀锚杆结构及支护原理示意图

3.2.2 支护工艺

1）8106 工作面施工的水力膨胀锚杆主要由收缩固定骨架杆体、端套、玻璃钢托盘、挡圈及注浆嘴等部分组成；杆体长度为2.0 m、直径为30 mm，杆体一侧设置为D 型槽结构。

2）水力膨胀锚杆施工在片帮煤壁上，水力膨胀锚杆布置间距为1.0 m，共计施工一排，距顶板间距为1.5 m；首先施工支护钻孔，钻孔垂直煤壁布置，钻孔施工完后对钻孔内锚注水力膨胀锚杆。

3）水力膨胀锚杆锚注后对锚杆外露端安装玻璃钢托盘、挡圈及注浆嘴，采用螺母对锚杆进行预紧；然后在注浆嘴上安装高压软管，软管另一端与高压注水泵连接进行注水施工，注水压力为16 MPa。

4 结语

截至2020 年5 月3 日8106 工作面已完全过断层影响区，通过对工作面断层区顶板及煤壁采取注浆、人工假顶及水力膨胀锚杆联合支护技术后，工作面在后期回采过程中未出现顶板大面积破碎及顶板冒漏现象，端面距由原来的1.9 m 减小为0.4 m，煤壁片帮长度由原来的24 m 减小为6 m，片帮深度由原来的1.7 m 减小为0.5 m，工作面回采速度提高至5.6 m/d，取得显著应用成效。