綜采工作面過應(yīng)力區(qū)頂板控制技術(shù)應(yīng)用

吳曉峰

（晉能控股煤業(yè)集團有限公司，山西 大同 037001)

1 概述

北辛窯礦8102 工作面采用一進一回通風(fēng)，工作面東側(cè)為8101 工作面采空區(qū)，西側(cè)是未開采的實體煤柱，北側(cè)是井田邊界，南側(cè)是集中輔運大巷、集中膠帶大巷和回風(fēng)大巷。

8102 工作面走向長度為1400 m，傾向長度為230 m，工作面回采的是山西組2#煤層，平均厚度為5.92 m，平均傾角為3°。2#煤層直接頂主要以泥巖為主，平均厚度為3.6 m；基本頂主要以細砂巖為主，平均厚度為11.4 m。18105 工作面采用低位放頂煤回采工藝，截至目前工作面已回采840 m。

工作面回采至835 m 處位于機頭4#～18#支架之間的頂板出現(xiàn)破碎現(xiàn)象。隨著工作面推進，當(dāng)工作面回采至840 m 處時頂板出現(xiàn)局部冒漏，煤壁片幫嚴(yán)重，片幫深度達1.9 m，端面空頂距達2.3 m，嚴(yán)重制約著工作安全高效回采。

2 8102 工作面端面破碎機理

（1）煤層賦存條件的影響。8102 工作面回采的2#煤層屬于結(jié)構(gòu)不穩(wěn)定的復(fù)合型煤層，煤層內(nèi)夾雜多層矸石，主要為泥巖、砂巖，局部出現(xiàn)火成巖侵入現(xiàn)象，導(dǎo)致煤層賦存結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性差。工作面回采過程中在回采應(yīng)力作用下煤層與矸石層之間極易產(chǎn)生脫落，造成煤層破碎現(xiàn)象。

（2）集中應(yīng)力影響。由于8102 工作面東部為18101 工作面采空區(qū)，8102 工作面運輸順槽與采空區(qū)預(yù)留的煤柱寬度為20 m，工作面在前期回采過程中運輸順槽位于采空區(qū)側(cè)煤柱出現(xiàn)破裂、片幫現(xiàn)象，采空區(qū)殘余應(yīng)力向工作面?zhèn)鬟f。同時，工作面回采到847 m處將揭露一條F4正斷層，斷層落差為1.4 m，傾角為57°，斷層將從16#支架前方揭露，并向運順順槽側(cè)延伸，斷層與工作面夾角為48°。在采空區(qū)殘余應(yīng)力、F5 斷層構(gòu)造應(yīng)力以及回采應(yīng)力等集中應(yīng)力破壞作用下，工作面頂板及煤壁出現(xiàn)破碎現(xiàn)象。

（3）回采工藝的影響。8102 工作面主要采用低位放頂煤回采工藝，回采高度為3.3 m，放煤高度為2.62 m，8102 工作面單刀割煤深度為0.8 m。工作面在回采過程中頂煤穩(wěn)定性差，承載能力低，在應(yīng)力作用下頂煤破碎嚴(yán)重，應(yīng)力在破碎區(qū)產(chǎn)生卸壓作用，造成煤壁產(chǎn)生剝離破壞，致使煤壁片幫，并加大了端面空頂距。

3 工作面應(yīng)力區(qū)頂板聯(lián)合控制技術(shù)

為了進一步提高8102 工作面頂板穩(wěn)定性，控制端面距，防止頂板垮落事故，決定對應(yīng)力區(qū)頂板采取“吊梁勾頂+炮擴循環(huán)”等綜合頂板控制技術(shù)[1-5]。

3.1 吊梁勾頂法

（1）通過現(xiàn)場觀察發(fā)現(xiàn)，8102 工作面 840 m處頂板冒漏深度為2.7 m，沿工作面走向冒漏寬度為2.2 m，沿工作面傾向冒漏長度為8.4 m（位于6#～11#支架前方），工作面冒漏區(qū)在調(diào)梁勾頂前需將1#～5#、以及12#～30#支架超前移架到位。

（2）在6#支架前方頂板開始施工起重錨索，每組兩根，錨索長度為5.3 m，直徑為17.8 mm。同一組錨索第一根施工在距支架前探梁前方0.15 m處，第二根與第一根施工在距工作面煤壁0.3 m 處。

（3）第一組起重錨索施工完后，錨索外露長度控制在0.5 m 左右，并在錨索外露端安裝一根長度為2.5 m 工字鋼梁。第二組起重錨索與第一組間距為3.5 m，冒漏區(qū)共計施工三組錨索吊梁。

（4）錨索吊梁全部施工完后微調(diào)鋼梁，確保鋼梁在同一水平面上，然后在三組錨索梁棚上方鋪設(shè)一排密集板梁，每根板梁長度為4.0 m。板梁鋪設(shè)完成后在其上方依次鋪設(shè)木垛，直至與冒漏區(qū)頂板接觸嚴(yán)實。8102 工作面冒漏區(qū)吊梁勾頂平面示意圖如圖1。

3.2 炮擴循環(huán)法

（1）炮擴循環(huán)法過破碎區(qū)前應(yīng)將采煤機移至工作面尾部，對工作面?zhèn)涡边M行調(diào)整，并將工作面支架全部移架到位。

（2）從工作面5#支架前方煤壁從頂板至底板施工一排爆破鉆孔，每排5 個，爆破孔深度為1.2 m，直徑為32 mm，孔間距為0.6 m。爆破孔施工完后對鉆孔依次填入礦用乳化炸藥以及毫秒延期電雷管，進行爆破施工。

（3）第一排爆破孔施工完后在爆破形成的缺口處向機尾處施工擴幫爆破孔，擴幫爆破孔共計兩排，每排4 個鉆孔，孔深為1.5 m，直徑為32 mm。鉆孔施工完后依次填裝炸藥及雷管進行擴幫施工，每次擴幫深度為1.2 m，擴幫長度為1.5 m。

（4）擴幫后當(dāng)擴幫長度達3.0 m 時，在擴幫頂板安裝若干根超前支護鋼梁，鋼梁長度為2.0 m。鋼梁一端與支架前探梁搭接，外露部分采用一排單體液壓支柱進行支撐。如圖2。

（5）當(dāng)5#～12#支架前方煤壁全部擴幫到位后，采煤機從尾部斜切進刀向頭部割煤。當(dāng)采煤機上行割煤至12#支架時及時回收單體柱及鋼梁，并及時將支架移架到位。割煤完成后再將采煤機移至工作面尾部，進行下一循環(huán)爆破擴幫施工，直至工作面完全過破碎區(qū)。

圖1 8102 工作面冒漏區(qū)吊梁勾頂平面示意圖

圖2 8102 工作面破碎區(qū)炮擴循環(huán)回采剖面示意圖

3.3 注意事項

（1）工作面過破碎區(qū)期間，應(yīng)加大工作面機電設(shè)備檢修維護力度，保證支架液壓系統(tǒng)完好，防止支架出現(xiàn)跑、冒、滴、漏現(xiàn)象，確保支架在破碎區(qū)具有足夠的初撐力及工作阻力。

（2）工作面應(yīng)采用追機帶壓移架，控制好工作面采高，保證支架一次移到位，及時伸出護幫板，避免反復(fù)升降造成頂板破碎。

（3）工作面冒漏區(qū)吊梁勾頂完成后，應(yīng)隨時觀察頂板變化情況，并對冒漏區(qū)有害氣體進行實時監(jiān)測。若冒漏區(qū)瓦斯、一氧化碳出現(xiàn)積聚現(xiàn)象時，及時對高冒區(qū)進行羅克休填充封堵。

（4）工作面在爆破擴幫施工前，應(yīng)在5#～12#支架前方安裝擋矸簾，防止爆破損壞支架。爆破時嚴(yán)格執(zhí)行“一炮三檢、三人聯(lián)鎖”放炮制度。

（5）工作面在爆破施工時，若發(fā)現(xiàn)煤壁片幫深度達2.0 m 以上，頂板破碎嚴(yán)重難以預(yù)留時，可對煤壁施工注漿孔進行注漿加固，對工作面頂板施工撞楔超前支護進行頂板超前維護。

4 結(jié)束語

通過對工作面采取“吊梁勾頂+炮擴循環(huán)”等綜合頂板控制技術(shù)，在后期回采過程中未發(fā)生頂板冒漏事故，控制了頂板失穩(wěn)現(xiàn)象。工作面端面空頂距由原來的1.3 m 降低至0.27 m，煤壁片幫深度控制在0.4 m 以下，保證了工作面在應(yīng)力破碎區(qū)回采安全，取得了顯著應(yīng)用成效。