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272020 年第 9 期 王启南四台矿 8735 综采工作面过断层技术措施研究 四台矿 8735 综采工作面过断层技术措施研究 王启南 （大同煤矿集团四台矿，山西 大同 037000） 摘 要 8735 综采工作面过断层，采用保留底部煤层、切割上部顶板的方法，提出注浆加固技术方案，确定了相应的注 浆参数。对比巷道围岩变形量监测结果，表明过断层采取的技术措施效果显著。 关键词 综采 断层 加固 中图分类号 TD353 文献标识码 B doi10.3969/j.issn.1005-2801.2020.09.010 Study on Technical Measures of Overfault in 8735 Fully-mechanized Working Face of SiTai Coal Mine Wang Qinan Datong Coal Mine Group Sitai Mine, Shanxi Datong 037000 Abstract 8735 fully mechanized working face passes through fault, adopting the of reserving the bottom coal seam and cutting the upper roof, puts forward the grouting reinforcement technical scheme, and determines the corresponding grouting parameters. Compared with the monitoring results of surrounding rock deation of roadway, it shows that the technical measures adopted through the fault are effective. Key words fully mechanized mining fault reinforcement 收稿日期 2020-03-04 作者简介 王启南（1993），男，河南省商丘市人，本科， 2015 年 7 月毕业于黑龙江科技大学采矿工程专业，助理工程师。 四台矿8735工作面属12-1与12-2合并煤层， 煤层整体呈南北高中间低的向斜构造。煤层厚度为 2.12.3 m，平均 2.2 m，煤层倾角平均 2，与上覆 11层层间距为 6.613.65 m，平均层间距 9.5 m。 8735 工作面设计走向长度 352 m，可采走向长度 280 m，倾斜长度 162.3 m，采高 2.4 m。在工作面 中间位置切巷揭露一条落差为 1.5 m 的正断层，预 计影响工作面走向范围 35 m 左右。 1 工作面过断层方案 由于落差 1.5 m 相对较小，所以采用保留底部 煤层，保持采高不变，切割上顶板的方法 [1]。利用 这一办法，可以使工作面顶板一直为岩层，能够 保证岩层的稳定性。该断层为正断层，贯穿整个 工作面，断层走向为 15，倾向为 75，倾角为 79。具体实施方法如图 1 所示。 根据液压支架最大起坡角（一般为 7）、断 层倾角 （79） 、 断距 （1.5 m） 以及工作面采高 （2.4 m） 等参数可以算出起坡点位置 L1 及 L2 的长度分别为 24.55 m 和 22.60 m，也就是大约在距离断层 25 m 左 右处， 即在工作面推进110 m时， 开始进行起坡施工。 图 1 工作面过断层方法示意图 2 断层破碎带控制 2.1 破碎带注浆加固 注浆加固技术是目前针对破碎围岩控制效果比 较好的一种措施 [2-3]，目前在各大煤矿中应用较为广 泛。注浆加固技术主要原理为，通过对工作面煤岩 层注浆，能够将破碎带的煤岩体进行重新固结，这 样会使其重新恢复承载能力。注浆材料一般为玛丽 散 [4]，玛丽散是一种低粘度的高分子树脂材料，在遇 水和催化剂时会产生膨化产物。这种产物具有较大 的粘结密实性，通过高压泵将这种膨化产物泵送到 煤岩破碎区中，使其可以与煤岩体进行粘结，将破 王启南四台矿 8735 综采工作面过断层技术措施研究 282020 年第 9 期 碎煤岩体重新粘结在一起形成新的整体，很大程度 上提高了巷道围岩的强度以及煤层顶底板的稳定性。 根据以前工作面相似断层的压力显现情况，在 上盘推进到距离断层 30 m 左右时，液压支架支撑 压力开始逐渐增加， 表明工作面开始受到断层影响； 在到达断层附近 15 m 左右范围内时，发现顶板高 出由断层延伸过来的裂缝，此时支架支撑压力快速 增加；在工作面通过断层到达下盘后，支架压力开 始降低，并逐渐到达一个稳定可控的水平。所以在 断层上盘推进时，压力异常在距离断层 30 m 时开 始出现，而实际断层的破碎带范围在断层 15 m 范 围内，结合实际情况综合考虑在断层前 20 m 与过 断层 15 m 范围内进行注浆加固。 2.2 注浆参数确定 根据 8735 综采工作面实际情况，确定工作面 的注浆孔布置形式如图 2 所示。 （a）剖面图 （b）正视图 图 2 注浆孔布置图 （1）布孔设计 8735 综采工作面注浆孔布置方式如图 2 所示。 根据现场实际顶底板破碎以及工作面煤壁裂隙发育 情况，确定注浆孔深度 6 m，注浆孔直径 42 mm 以 上， 封孔器在距离孔口1.52 m左右的位置进行封孔。 在工作面上布设两排注浆孔，目的是为了保证注浆 效果。第一排注浆孔距离顶板 0.4 m，且与水平向上 呈 15进行布置；第二排距底板 0.8 m，与水平向 上呈 5进行布置。 （2）布孔间距 根据现场在正式施工前的试注测试以及在实验 室测试的材料渗透性，得出注浆材料在此煤岩破碎 环境下的渗透半径大致为 2.5 m 左右。为确保注浆 效果，确定工作面注浆孔间距为 4 m。 （3）单孔注浆量 单孔注浆量是决定注浆加固效果好坏的重要参 数。影响注浆量的因素有注浆时间、煤岩层破碎程 度以及注浆压力。根据相关的理论计算以及现场进 行试注获得的直接效果，确定工作面单孔注浆量为 300 kg，且采用间歇式注浆方式。 （4）注浆压力 注浆效果的好坏和注浆压力直接相关。在注浆 过程中，如果注浆压力过大，容易造成煤岩体进一 步劈裂破碎，进而导致注浆液体流失，且压力过大 容易导致工作面煤壁发生片帮；如果注浆压力过小， 会导致注浆液体在破碎煤岩体内部扩散不充分，会 使破碎煤岩体中注浆材料充填不密实，从而导致注 浆材料与破碎煤岩之间凝结效果较差，进而注浆加 固效果较差。为了保证合理的注浆压力，依据矿井 以往的注浆施工资料以及现场试注试验，确定此煤 岩破碎条件下的注浆压力范围为 1012 MPa。 2.3 注浆施工工艺 如图 3 为注浆设备装配示意图，图中各标号分 别为1- 注浆管；2- 封孔器；3- 铁管；4- 注射枪； 5- 高压胶管；6- 注射泵；7- 催化剂；8- 玛丽散。具 体施工步骤有如下四步。 图 3 注浆设备装配图 （1）组装设备。首先将高压注射泵与图中相 关部件进行组装，然后将注射枪与注射铁管进行连 接，在设计要求的位置组装封孔器。设备组装完成 后，进行现场注射试验，检查设备的安全可靠性。 （2）开始注浆。通过两个吸管将催化剂与玛 丽散抽送到注射泵中进行充分混合，随后进入注射 枪内，混合浆液再通过注射枪与注浆管最后进入注 射孔内，注射浆液在高压作用下渗入破碎煤岩体中， 从而完成凝结加固。 （3）停止注浆。当单孔注浆量达到设计要求 或注射浆体已充分扩散到目标位置，达到了单孔注 浆要求时停止注浆，并冲洗注浆设备。 （4）重复上述操作，直至所有孔注浆结束。 3 过断层技术方法 （1）在过断层前，提前对工作面两条巷道进 行加固及接顶支护。以回风顺槽为例，在确定好接 292020 年第 9 期 王启南四台矿 8735 综采工作面过断层技术措施研究 顶线及位置后（本文为距离断层 25 m 处），架设 工字钢棚，并利用锚索将工字钢棚锁牢。 （2）在工作面起坡后，在工作面两端头 20 架 范围内沿着坡度进行逮顶刹底，且将刹底幅度控制 在 10左右。随后工作面每回采 1 刀，液压支架逮 顶刹底的范围由两端向中间各增加 10 架，并根据 现场实际情况，随着距离断层越来越近，逐步加大 刹底幅度。 （3）在过断层期间，为了避免矸石过大而导 致煤机发生塞堵，由原来的双向截煤方式变为单向 下行截煤方式。同时为了保证运输系统的顺畅，在 带式输送机机尾以及转载机处设专人对出现的扁平 及大块矸石进行破除，防止破碎机无法破碎而导致 系统塞堵，影响工作面正常生产。 （4）加快工作面推进速度。加快工作面的推 进速度可以避免由于支架长期处于高压作用下而使 支架压死的情况发生。可适当减小割煤进刀量，提 高割煤机走车速度，以此来加快工作面的快速推进。 （5）做好严格的设备检修以及围岩压力动态 监测工作。在过断层期间，一定要动态检查设备的 安全可靠性，对存在问题的设备及时进行维护修理， 保证工作面安全快速的推进。同时要求相关技术人 员做好围岩压力动态监测，针对出现的压力异常情 况，及时进行汇报并处理。 4 巷道围岩变形量监测 为进一步说明注浆加固技术以及相应过断层技 术方法对巷道围岩控制的效果，对过断层期间巷道 围岩变形量进行了监测。图 4（a）为 118735 面过 断层时监测的巷道围岩变形量，由于断距较小，所 以并没有采取任何加强措施。图 4（b）为 128735 面过断层巷道变形量的监测结果。两次监测的测点 都布置在断层下盘距离断层15 m处。 由图可以看出， 采取相关加强措施的巷道围岩变形量整体较未采取 措施的巷道明显减小， 且128735面的断层断距大， 煤岩破碎范围广，更加说明了注浆加固及相关回采 工艺改进对过断层整体稳定性控制的效果显著。两 图中都可以看出巷道围岩变形量随工作面的推进表 现为先增高后降低再升高的变化形式，其中降低点 是在距离测点15 m左右处， 也就是刚过断层的位置， 这与支架压力变化情况相符合。证明在过断层后， 断层所形成的构造应力得到释放，顶板压力减小， 围岩变形有所收缩。随着回采工作面的继续推进， 顶板压力以及围岩变形量再次增加，进入了正常的 压力及围岩变形随工作面距离变化的规律情形。 （a） （b） 图 4 巷道围岩变形量监测数据图 5 结论 （1）针对断距为 1.5 m 这一断层，提出切割 上盘顶板、保留底板煤层的方法来通过断层。通过 相关计算，确定了工作面起坡位置，即在距离断层 25 m 左右开始起坡。 （2）对断层破碎带的控制，采用催化剂与玛 丽散混合注入破碎煤岩层，从而使破碎煤岩层重新 固结，提高围岩的稳定性。确定了注浆范围为断层 前 20 m，断层后 15 m，以及注浆孔位置、倾角、 孔间距、单孔注浆量和注浆压力等相关技术参数。 （3）提出了过断层期间工作面相关回采工艺， 即加快工作面推进速度、提高支架初撑力、加强顶 板支护以及过断层期间做好严格的设备检修以及围 岩动态监测工作。 （4）根据过断层期间巷道围岩变形监测结果， 表明注浆加固及回采工艺改进对过断层工作面整体 稳定性控制效果显著，进一步说明了过断层时顶板 压力的变化规律情况。 【参考文献】 ［1］ 李超 . 断层对大采高综采工作面矿压及顶板运移 规律影响研究 [D]. 太原太原理工大学，2016. ［2］ 何立成 . 综采放顶煤工作面过断层超前注浆加固 技术 [J]. 煤矿现代化，2020（01）30-32. （下转第 32 页） 王启南四台矿 8735 综采工作面过断层技术措施研究 322020 年第 9 期 ［3］ 乔佳伟 . 综采工作面过断层分析 [J]. 能源与节能， 2020（01）26-2743. ［4］ 张万卯 . 玛丽散充填、加固技术在过高冒顶区的 应用与研究 [J]. 山西煤炭，2011，31（09）56- 5774. 3.3 支护效果模拟研究 为验证支护方案的支护效果，利用 FLAC3D数 值模拟软件进行研究分析 [3-4]，模拟 20103 运输顺槽 的掘进。模型尺寸为（长宽高）2108092 m， 模型下部为固定边界，限制模型四周的水平位移， 顶面施加 5.5 MPa 的均布载荷，模型如图 3 所示。 模拟时先进行临近工作面的开挖，之后留设 5.0 m 的护巷煤柱进行巷道掘进。 图 3 数值模型示意图 不同支护方案条件下，20103 运输顺槽掘进期间 围岩变形主要集中在顶板和实体煤帮，统计巷道顶 板的下沉量和实体煤帮位移量， 得到图4所示的结果。 （a）顶板下沉量 （b）实体煤帮内移量 图 4 不同支护方案条件下掘巷期间围岩位移曲线 由图可以看出，支护方案一条件下，顶板和实 体煤帮最大位移量分别为 237 mm、208 mm；支护 方案二条件下，顶板和实体煤帮最大位移量分别为 176 mm、158 mm，相比方案一分别减小了 25.7、 24.0，围岩位移量明显减小，围岩稳定性显著提高； 支护方案三条件下，顶板和实体煤帮最大位移量分 别为 155 mm、129 mm，相对于方案二分别减小了 11.9、18.35，围岩的位移量进一步减小，围岩稳 定性明显提高。综上分析可知，20103 运输顺槽采用 支护方案三，能够更好的控制围岩的失稳破坏。 4 应用效果综合评价 为验证 20103 运输顺槽采用支护方案三的支护 效果，现场监测 20103 运输顺槽的变形情况及顶板 岩层离层情况。巷道表面位移监测结果表明，成巷 约 15 d 后围岩位移不再增大，顶底板移近量稳定在 154 mm 左右，两帮移近量稳定在 114 mm 左右，巷 道围岩位移量很小，围岩控制效果明显。顶板岩层 离层情况监测结果表明，浅部基点（3 m）累计位移 量约为 45 mm，深部基点（7 m）累计位移量约为 53 mm。深部和浅部基点间的相对位移量始终小于 10 mm，表明该支护方案能够形成整体的承载结构， 确保了巷道围岩的稳定。 5 结论 通过对 20103 运输顺槽现场调研，分析总结得 到围岩变形的特征，探讨其内在原因，依据原有锚 网索支护方案提出高强锚索支护技术，从提高支护 体系的强度、刚度及针对性的补强三个方面进行支 护方案的优化，数值模拟研究验证支护方案的可行 性，现场应用期间进行矿压监测。结果表明优化的 支护方案充分发挥围岩的自承能力，形成稳定的承 载结构，巷道围岩整体稳定，取得了显著的围岩控 制效果。 【参考文献】 ［1］ 郝占云 . 综采面小煤柱留巷支护设计与实践 [J]. 煤矿现代化，2020（01）15-17. ［2］ 冯亮亮 . 小煤柱留巷支护技术在古书院矿的应用 [J]. 西部探矿工程，2020，32（01）93-9598. ［3］ 王三虎 . 锚索在煤巷锚杆联合支护中的应用 [J]. 机械管理开发，2019，34（11）157-158. ［4］ 邓小磊 . 偃龙矿区受嵩山滑动构造应力影响下三 软煤层巷道支护技术研究 [J]. 内蒙古煤炭经济， 2019（18）10-11. （上接第 29 页）