王瑞文
(山西河曲晉神磁窯溝煤業有限公司,山西 忻州 036500)
在礦井的建設和生產中,工作面往往會遇到斷層破碎帶、褶曲和火成巖侵入等構造的不良地質段,其中斷層破碎帶最為常見。當綜采工作面過斷層構造時,由于斷層破碎帶自身具有低強度、易變形、透水性大和抗水性差的特征,并且受到礦山壓力和開采擾動的影響,斷層上下盤附近頂板煤巖體出現破碎現象。隨著工作面的推進,頂板局部范圍內形成圍巖松動圈,圍巖自穩能力進一步降低,可能會出現冒頂和煤壁片幫的問題,甚至造成支架上方空頂,引起支架歪斜或壓死的現象,破碎頂板若得不到有效地管理和控制,不僅加大了工作面移架難度,而且對工作環境的安全性造成嚴重威脅。因此,本文以磁窯溝煤礦11103工作面為例,對工作面過斷層破碎帶期間頂板控制方案進行設計,避免在回采過程中出現頂板安全事故。
磁窯溝煤礦11103工作面地處黃土高原干濕過渡帶,地表為山西西北部黃土高原中—低山區地形,地表沖刷溝較多。該工作面長179 m,推進長1 202 m,煤層平均傾角為4°,層內0.35 m夾矸,上部平均煤厚約為1.65 m、下部平均煤厚約為2.3 m,總體平均厚度為4.3 m。煤層結構簡單,但煤層厚度變化比較大。
11103工作面形成后,對其地質構造情況進行了觀測與分析,所揭露的地質構造均為斷層,如:距切眼155 m處有斷距為1.2 m的正斷層,距切眼393~486 m處有斷距為2.0 m的正斷層,部分斷層位置揭露了泥巖,未見其他類型的構造。由于斷層破碎帶的存在,使得工作面液壓支架出現不同程度的歪斜甚至壓死現象,頂板局部范圍出現矸石冒落和冒頂。基于此,本文對該工作面頂板破壞的機理進行分析,為頂板的控制方案提供理論基礎。
11103工作面基本頂為中砂巖(原10-2煤采空區),厚度3.8~5.2 m,受采空區垮落影響,巖性較破碎;直接頂為泥巖,平均厚度為5.8 m,節理裂隙發育,層狀結構易冒落。當工作面過斷層期間,由于斷層破碎帶自身的強度低、透水性大等特征,且受到斷層擾動的影響,地質條件發生急劇變化,頂板圍巖裂隙極度發育,原有的支護方式難以對工作面上方軟弱頂板的變形起到控制,最終因懸臂梁的破斷發生斷層局部失穩,引發冒頂事故。為便于研究,對該區域的正斷層進行簡化,得到的模型如圖1所示。

圖1 正斷層簡化示意Fig.1 Simplified diagram of normal fault
該區域的斷層走向和煤層走向一致,且煤巖是均質連續彈性體。由于斷層引起了比較大的水平構造應力,工作面處于一個不穩定的狀態,所以現有的方案已無法滿足工作面正常推進的要求,需對11103工作面斷層區域的頂板控制技術進行設計。
由于11103工作面上部為原10-2煤采空區,頂底板及煤層圍巖強度較低,隨著工作面的推進,當遇到斷層構造區域時,斷層上下盤附近的圍巖強度進一步降低,頂板煤巖體出現破碎現象,局部范圍出現煤壁片幫和冒頂,嚴重影響工作面的安全生產。因此,在作業過程中,應采用注漿加固、加強支架管理和對初撐力校核等技術措施,對頂板進行控制,同時采取其他輔助措施來提高圍巖的整體強度,避免在回采過程中出現頂板安全事故。
工作面頂板支護強度過大會造成液壓支架的浪費,支護強度過小則會因支護力不足而發生頂板垮落或者冒頂事故,因此必須對頂板的支護強度進行估算,保證液壓支架初撐力達標,支護有效。工作阻力的計算公式如下:

式中:n為安全系數,n取1.1;LK為頂梁長度;LP為梁端距;B為架寬;η1為支護效率,取0.95;η2為安全閥波動系數,取0.9;B為支架支護的頂板直接壓強,取740 kPa。
根據磁窯溝煤礦相關煤巖力學參數,LK=4.34 m,L p=0.461 m,B=1.5 m。經計算,支護阻力為6 495 kN。考慮到將來隨著采深的加大和工作面構造等情況,留一定富裕系數,因此工作阻力取8 000 kN。支架初撐力為支護阻力的80%比較適宜,因此確定初撐力不得低于6 400 kN。
超前注漿加固技術是指利用注漿設備將漿液注入工作面頂板深部微裂隙帶中,將破碎的煤巖體黏結組成樹脂膠結體,從而改善圍巖整體性和自承能力,提高煤巖體的整體強度,降低了支護成本,提高了支護效果。
鑒于11103工作面采用的錨桿+錨網+錨索組合的支護方式,施工工藝繁瑣,支護工作量大,對于斷層構造區域的支護效果很不理想,所以利用復合氣泵將馬麗散樹脂和催化劑注入裂隙中,對11103工作面破碎的頂板進行超前加固處理,在很短的時間內抗壓強度大于20 MPa,遇水(摻水)會產生關聯反應發生膨脹,在膨脹力作用下馬麗散將充滿所有裂縫,抗壓強度達25~35 MPa,減輕了工人的勞動強度,提高了該工作面斷層破碎帶巖層的承載能力。
采煤機過后應及時跟機移架(滯后采煤機前滾筒3架),對于煤壁片幫嚴重的區域,則需要拉超前架和采用擦頂移架方式進行拉架,并且將支架前梁頂在工作面煤壁上,保證支架支撐狀態良好,實現超前支護,確保支架能給予頂板和煤壁有效支護作用,提高支架對煤壁的初撐力,預防煤壁片幫。
(1)調整工作面工程質量。由于工作面局部范圍出現的空頂現象,在支架受力不均勻情況下,導致支架歪斜偏移預定位置,可采取工字鋼梁使支架與頂板接觸,同時對底板進行混凝土施工,確保頂底板平整,保證支護受力均衡,預防支架出現陷底現象。
(2)煤機緩慢通行。當采煤機通過頂板破碎帶或構造帶等異常區域時,機器的運行會對頂板和煤壁造成影響,為此需要采煤機在割煤過程中緩慢通過,必要時嚴格控制采高,適當減少切割深度,減少對頂板的震動。
(3)及時打開護幫。生產過程中,工作面因各種因素影響而停機,且停機時間超過10 min時,及時打開煤機停放段外所有支架護幫板,且二級護幫板必須緊貼煤壁,充分發揮護幫板的作用,防止片網。
11103工作面布置有普通支架和過渡支架,通過安裝抗震壓力表對支架的工作阻力進行實時監測,記錄的數據如圖2所示。

圖2 液壓支架工作阻力分布Fig.2 Working resistance distribution of hydraulic support
由圖2可以看出,支架的工作阻力觀測值平均為27 MPa,26.0~34.0 MPa的工作阻力占70.7%,有53.1%的工作阻力大于30 MPa。這表明支架的工作阻力有效發揮程度較高,工作面頂板未出現壓力突然增大這種沖擊礦壓或者壓架風險,確保了煤壁和頂板的穩定性。同時,在實施上述頂板控制措施后,采煤機的割煤效率顯著提高,說明該工作面的煤壁和頂板得到有效控制,以此實現開采工作面破碎頂板安全生產,為煤礦企業帶來了較大的經濟效益。
(1)根據磁窯溝煤礦11103工作面的特殊地質條件,通過分析因斷層破碎帶而導致的頂板變形和下沉的問題,結合頂板破壞的機理,將該區域的斷層進行簡化,為工作面頂板的控制技術提供理論基礎。
(2)通過理論分析,對現場原有液壓支架的初撐力進行校核,初撐力不得低于6 400 kN,同時采用注漿加固、加強支架管理及其他輔助措施對破碎頂板的圍巖進行控制,改善圍巖整體性和自承能力,實現開采工作面破碎頂板安全生產。
(3)此次對11103工作面過斷層破碎帶分析和頂板控制技術的研究,有53.1%的工作阻力大于30 MPa,這說明液壓支架的工作阻力發揮高效,確保了工作面頂板的穩定性,其他輔助措施也滿足了企業的生產要求,避免在回采過程中出現頂板安全事故。