专题-三软煤层综采工作面围岩控制技术

专题部分三软煤层综采工作面围岩控制技术摘要：随着我国煤炭开采向深部发展，在煤矿“三软”（顶板软、底板软、煤层软）问题越来越突出。“三软”煤层围岩属于差异性很大的非均质层状赋存,围岩难以形成承载结构,工作面冒顶片帮频繁、顶板下沉严重、支架陷底情况特别突出，并且巷道收敛强烈。这些矿山压力显现，易造成生产及人身安全事故，生产效率很低，直接影响矿井的安生生产和经济效益。本文以平五矿已1723130综采面为研究背景，运用薄板理论分析了初次来压前顶板结构的受力情况，得到了顶板挠度、应力的表达式，运用断裂力学及岩石力学的相关知识，将顶板的破坏看作、型裂纹以及压缩失效等共同作用的结果，得到了三软煤层综采工作面推进过程中顶板和煤壁动态受力规律以及裂纹的扩展方向和特征。分析了“三软煤层”工作面冒顶、片帮的机理，根据三软煤层综采工作面推进过程中的顶板和煤壁动态受力规律以及裂纹的扩展方向和特征，以及木锚杆与围岩的相互作用模型, 设计了“三软煤层”工作面顶板、煤壁的加固方案，并优化了施工工艺。以木锚杆作为主要支护措施，在局部破碎严重地段注马丽散，进行煤岩固化，改善煤岩结构，增强煤岩承载能力，达到控制工作面冒顶和片帮的效果，并采取优化回采工艺和完善上端头支护的措施。关键词：三软煤层 冒顶 片帮 围岩加固 破碎机理1 研究目的和意义煤炭作为我国的主要能源，在国民经济建设中具有重要的战略地位。长期以来，煤炭消费在我国一次性能源结构中的比例始终保持在70%以上。2006 年，我国煤炭产量已达23.8亿吨。根据专家预测，为保证我国国民经济的正常发展，2020 年、2050 年的原煤产量及占一次性能源的比重分别是25亿吨、2628亿吨及68%，50%左右。随着煤炭资源的连续开采，浅表部煤炭资源越来越少，开采作业不得不向地下深部转移，在90年代全国立井的平均深度以达600米，目前正以10米/年的速度向深部发展。同种岩石，在浅部表现为硬岩的力学性质，而在深部表现为软岩的力学特性，具有大变形、大地压、难支护的特点。所以随着我国煤炭开采向深部发展，软岩工程、软岩问题也越来越突出。在煤矿软岩问题中，比较突出的问题是“三软” （顶板软、底板软、煤层软）问题。我国有许多软岩矿区（如沈北、舒兰、龙口、平顶山、丰城、徐州等矿区）和一些矿井, 其中不少矿井开采“三软”条件下的煤层。“三软” 煤层围岩属于差异性很大的非均质层状赋存,表现为围岩难以形成承载结构, 强烈的围岩不均匀的整体下沉, 一方变形失稳, 必然导致另一方失稳, 形成恶性循环。在煤炭的开采过程中易造成工作面冒顶片帮频繁、顶板下沉严重、支架陷底情况特别突出，并且巷道收敛强烈。这些矿山压力显现，易造成生产及人身安全事故，生产效率很低，直接影响矿井的安生生产和经济效益。平煤集团五矿己17煤层煤体松软，顶板为复合层顶板，底板为遇水软化的泥岩，是比较典型的“三软”煤层。该煤层已1723130综采面开采过程中出现了如下问题：（1）顶板条件差，严重制约采面的产量该矿已1723130综采面设计日正规循环数6个，循环产量589.88t，月推进86.4m，月产量8.49万t。但由于受采面冒顶、片帮的影响，该面实际产量为3万t/月左右。导致采面设备利用率低，吨煤成本大幅增加，难以完成工作面的预定产量，影响了全矿产量。（2）采面安全管理难度大由于工作面推进速度慢，工作面一直处于高应力区，两巷变形量大，影响正常的通风行人，安全生产条件差，巷道维护量大，增加了采面安全管理难度。（3）工作面增加了防煤层自燃工作环节由于工作面所采的己16、己17煤合层煤有自然发火倾向，受工作面推进速度太慢的影响，煤层自燃危险大大增加。针对上述问题，该矿采取了如下治理措施：由于所采煤层为己16、己17煤合层煤，而己16煤稳定性较直接顶好，采取了留0.8m顶己16煤来控制直接顶的冒落；支架上方铺金属网，控制架间顶板的冒落，保证采面人员等的安全；对冒落区域的顶板，及时处理，防止冒落范围的进一步扩大。为防止自燃，不得不采取工作面撒阻燃剂，上下隅角封堵等措施，不仅增加了工作环节，而且提高了吨煤成本。尽管上述措施对控制顶板冒落起到了一定的效果，但并未从根本上解决已1723130综采面的冒顶、煤壁片帮问题，冒顶范围没有明显的减小，且施工难度较大；此外，留设的顶煤有可能造成自然发火，为矿井安全形成新的隐患。因此研究一种适合“三软”煤层的煤（岩）体的加固技术，加大工作面推进度，提高工作面单产十分必要。本文以该矿已1723130综采面为研究背景，研究“三软”煤层工作面冒顶、片帮的治理措施。拟通过该技术的研究，提高矿井煤炭资源的采出率和已1723130采面产量，增大生产安全系数，对平五矿的高产高效发展具有极大的现实意义；同时，为同种条件下煤层的开采提供借鉴。2 国内外研究现状目前，对“三软”煤层顶板破碎的理论研究，多从松软岩体性质、应力及工程分析角度作为切入点，运用现场实测与数值模拟的方法，通过分析“三软”煤层条件下回采工作面的矿山压力显现规律及特征，以此确定采面的支架型号、支护原理和支护方法，而对顶板破碎机理的研究较少。另外，学者对采用锚杆加固围岩的机理做了大量的研究，主要形成的理论有：（1）河海大学张发明等对岩质边坡预应力锚固的力学行为及群锚效应进行了分析研究，详细分析了锚固体的剪应力、轴力的传递特征，得到了不同预应力值下的应力变化规律，提出了岩质高边坡预应力锚固的群锚第一效应和第二效应的概念。通过对岩锚现场试验分析，得出如下结论： 内锚固段轴力和剪应力的分布具有极其不均匀性，靠近外端，应力集中系数大，外端2. 0m范围内的应力占全长应力的80%以上，表明增加内锚固段长度并非是增加锚固力的最佳途径； 群锚加固效应反映最明显的是靠近锚固段的压缩效应，预应力改善岩体的性质向岩体内部的扩散与岩体的性质、预应力大小有关。（2）中科院武汉岩土所的葛修润进行了加锚节理面抗剪性能试验。该试验通过室内模拟和理论分析，探讨了锚杆对节理面抗剪性能的影响及锚杆体阻止节理面发生相对错动的“销钉”作用机制，提出改进了的估算加锚节理面抗剪强度公式。试验结果表明：加锚节理面的抗剪强度随剪切位移的增加而增大，即使不大的剪切位移就能使锚杆体的抗剪作用得到充分发挥。另外锚杆倾角对加锚节理面抗剪强度有重大影响。（3）刘波等对锚杆拉剪大变形应变进行了研究，采用基于S-R定理的大变形理论，动用拖带坐标描述法，研究了锚杆在节理岩石中的拉剪局部大变形行为，推求了锚杆大变形应变的计算公式，得出了锚杆拉剪应变分量的理论规律，指出可以通过位移量测确定锚杆变形与内力，由多种岩石加锚剪切实验结果证实了该理论方法的可靠性。（4）钟新谷等对支护巷道的全长锚固锚杆的横向作用作了现场测试和研究，认为由于锚杆变形与围岩不一致，锚杆必然在垂直于锚杆轴向方向产生类似于抗滑桩的绕流阻力阻止围岩垂直于锚杆轴向方向的移动趋势，并且指出在软岩支护设计中应充分考虑锚杆横向阻抗作用。（5）侯朝炯对巷道锚杆支护围岩强度机理进行了研究，他们通过实验室试验和理论研究，研究了巷道锚杆支护对锚固范围岩体峰值强度和残余峰值强度的强化作用以及对锚固体峰值强度前后的、值等力学参数的改善，分析了锚固体强度强化后对巷道围岩塑性区和破碎区的控制程度。（6）杨松林等对混凝土中锚杆荷载传递机理进行了理论分析和现场实验，指出了两者产生明显差别的原因以及理论的适应范围，并通过对试验结果的讨论，阐明了锚杆表面形态对混凝土与锚杆交界面抗剪强度的决定作用。得出混凝土中锚杆授到张拉荷载时，其应力影响范围非常有限，传力深度不大，远小于实际工程中步苗杆的设置长度:在螺纹钢筋与混凝土的交界面遭到破坏时，由于螺纹钢筋表面形态的影响，使得锚杆侧剪应力的强度决定于分界面的剪胀效应，而不是分界面的粘结力。由于现场试验不满足径向和纵向变形协调这两个理论分析前提，而且在张拉过程中荷载并不严格沿锚杆轴线，因此造成了理论结果与实际值的明显差别。如何计算螺纹钢筋与混凝土交界面的剪胀角和定量考虑剪胀效应，有待进一步研究。3 已1723130综采面生产地质条件3.1煤层顶底板岩性该采面走向N45W，倾向N45E，倾角1418，斜长231m。煤层为己16、己17合并煤层，煤层倾角1418，煤层厚度在3.54.5m之间，上部己16煤为块状、片状；下部己17煤为片状、末状，质软，且两层煤之间有0.20.6m厚的夹矸。煤的坚固性系数f12，属于较软煤层。煤岩层力学指标见表3-1。3.2地质构造与水文条件该采面地质构造较复杂，机、风巷、切眼在施工的期间共遇到大小断层12条，落差在1.56.0m之间，对回采均有一定的影响。且由于断层附近压力增大，岩石破碎，煤层厚度和倾角会发生变化，故影响工作面回采。另外，该采面局部伪顶较发育或局部顶板有淋水，都给工作面回采带来不利影响。可见，己17-23130采面具有地应力和构造应力大、煤层松软、地质构造复杂等特点。给工作面回采带来较大的难度，是顶板难以控制的客观因素。表3-1煤岩层力学指标Table 2-1 The mechanics index of coal seam and strata 力学特性 岩性厚度/m弹性模量/GPa内聚力/MPa内磨擦角/密度/t.m-3泊松比细粒砂岩6305302.70.25砂质泥岩2122.8292.650.27己15煤1.641.5271.40.30砂质泥岩10122.8292.650.27己16、17煤2.841.5271.40.30泥岩7.2102.4282.60.29节理真节理185150.2假节理180100.23.3地应力该采面地面标高为+220+478m，井下标高为-393-478m，埋深为613956m，则上覆岩层所产生的垂直应力5.423.9 MPa和水平应力6.610.3 MPa。4 已1723130综采面围岩破碎机理分析4.1地质条件对顶板完整性的影响分析该采面井下位于己三采区下山东翼第四阶段，下部机巷在己15-23151采空区内，上部回风巷在己15-23131采空区内，东边切眼到本采区边界煤柱，西边到本采区停采煤柱线，故该采面大部分位于己15-23151和己15-23131采空区内。又因己15煤与己16、己17煤之间只有一层平均厚度为4.0m沙质泥岩，因受采动的影响及地下水的侵蚀，岩体已松散破碎泥化，强度和承载力极低，故直接顶可看为锈结再生顶，局部为己15煤层及己15煤层顶板泥岩，属于I类不稳定直接顶。直接底为平均厚度2.0m的土灰色泥岩，极易发生破胀、弯曲、流变等变形。而且该采面局部伪顶较发育或局部顶板有淋水，所以以上因素均给工作面回采带来较大的难度，对顶板的完整性带来很大的不利影响。4.2顶板结构受力分析4.2.1初次来压前顶板结构的受力分析破碎顶板工作面开采所遇到的主要技术难题是顶板的控制管理。破碎顶板在支架支撑力和上覆岩层压力的共同作用下，很容易在工作面发生冒落，给工作面安全生产造成威胁，严重影响工作面单产的提高，阻碍了机械化采煤的发展。因此，必须掌握顶板冒落的力学机理，为破碎顶板的防治设计提供一定的理论依据。实测结果表明，破碎顶板工作面端面顶板的允许裸露面积和允许裸露时间与端面顶板的空顶距、端面顶板的分层厚度、顶板岩体的力学性质等因素有关。为了研究探讨顶板的允许裸露面积与上述各因素间的相互关系，当顶板的长和宽远大于其厚度时，两支架间的顶面顶板结构可简化为四边固支的弹性矩形薄板，并满足如下假设： 顶板岩体为各向同性均质体；顶板层间联系力为零；不计体力；顶板承受的均布荷载垂直于顶板，顶板受力模型如图4-1所示。图4-1 端面顶板受力模型简化后的端面顶板弹性主方向分别取为沿倾向 （x轴）和沿走向（y轴），端面顶板承受均布载荷g0，厚度为Z。顶板的挠度见式4-1。 （4-1）式中，E为顶板岩体的弹性模量，为泊松比，为板的弯曲刚度，Z为板的厚度。对应的应力函数分别见式4-2、4-3、4-4。 （4-2） （4-3） （4-4）将式4-1代入式4-2、4-3、4-4，可得： （4-5） （4-6） （4-7）通过应力变换可得主应力为： （4-8） （4-9） 顶板的弯矩和应力分布情况分别如图4-2、4-3所示。图4-2 顶板的弯矩分布图图4-3 顶板的应力分布图由上述分析可得如下结果：顶板周边应力呈抛物线分布，应力在矩形长边边缘中点达到最大值。根据岩石力学的破坏准则，如果按最大主应力理论作为岩石破坏的判据，顶板在长边中点处首先因拉应力超过顶板岩石的抗拉强度而破坏。顶板应力值随距中心点O的距离呈非线性减小；顶板应力随端面距改变而变化的各点应力曲线，应力随推进距离的增大而迅速增大；顶板分层厚度越薄，顶板中的应力值越大，因而越容易破坏冒落。4.2.2工作面推进过程中顶板和煤壁动态受力分析 （1）顶板和煤壁动态破坏机理由于顶板岩性较软，地质构造比较复杂，而且局部伪顶较发育或局部顶板有淋水，都给顶板的控制造成不利的影响。受采动影响，工作面推进过程覆岩应力不断作用于围岩，再加上工作面移架的影响，极易造成工作面冒顶和片帮。围岩结构的动态受力示意图如图4-4所示。图4-4 工作面围岩动态受力示意图由图4-4可知，受顶板冒落的影响煤壁附近形成高应力集中区，应力极易达到顶板裂隙所需的极限应力，造成顶板中的原生裂隙扩展，层理、节理等弱面结构开始发育。裂隙逐渐扩展，相邻的裂隙扩展后相互贯通，顶板形成与煤体分离的板、块结构，其内部随着层理的发育而将产生离层现象，导致顶板失去抗变形的能力，当工作面推进过程中就会出现随采随冒的现象，且顶板的破碎深度随着工作面推进而周期性冒落，依次行成图中所示状的冒落拱。另外，顶板破碎以后覆岩压力不断向煤体转移，使得工作面附近煤体由弹性应力状态转化为塑性松动破坏。在开采过程中，松动破坏带内煤壁沿破裂面移动，煤体将破碎煤壁向机道挤压，若支护力不足，极易形成片帮。煤壁一旦片帮，新暴露出来的煤壁又在压力下产生新的破裂和片帮，使破裂带与片帮深度加大。由上面的分析可知，工作面复杂的地质条件以及覆岩循环载荷的作用，造成顶板的不断破坏冒落，由于顶板的冒落将部分载荷转移至煤体，使得煤体受载过大而不断片帮，随着覆岩压力的周期性作用，工作面冒顶、片帮也呈现周期性的破坏，不断呈现破裂一垮落一再破裂一再垮落的过程。（2）顶板和煤壁受力分析由采场围岩动态受力图可知，围岩结构的破坏形式可以简化为裂纹的扩展和压缩破坏的组合过程，下面就这两种破坏形式分别进行分析。设在结构的端部产生初始微裂纹，其长度为，则、型裂纹的扩展模型分别如图所示。 、型组合裂纹尖端附近的应力及裂纹扩展方向分析、型组合裂纹的受力特征如图4-5所示。图4-5 、型组合裂纹的受力特征图由边界配置法可以得出表达式为：式中，h为分析模型高度。因为，所以可得：同理可得，因为型裂纹尖端附近的极应力表达式为：型裂纹尖端附近的极应力表达式为：所以其叠加后所得的极应力表达式为： 在求解破断相关参数时，我们以最大周向正应力作为顶板破坏的断裂判据45，即：当时结构开始产生裂纹，其中为材料所能承受的最大拉应力。由于时，各值均趋于，所以我们只能求处的极值。由 又时无实际意义 决定了裂纹的开裂角，可得：将代入叠加后所得的极应力表达式的可得：围岩压缩受力模型如图4-6所示。图4-6 围岩压缩受力模型由岩石的压缩性质可知，其在受压过程中呈型剪切破坏，的倾角（剪切破坏面与最大主应力面的夹角），其中为岩石的内摩擦角46-47。综上所述，由于围岩结构在开采过程中受到、型组合裂纹以及压缩破坏的共同作用，呈现出复杂的应力状态，对应结构的破坏形态也比较复杂，但结构裂纹的扩展方向比较有规律，基本为上述两个方向的组合，所以该结果可为支护方案设计中锚杆的布置方向提供依据。5 三软煤层综采工作面围岩加固技术5.1 加固方案设计5.1.1 木锚杆加固方案根据平五矿的采矿地质条件，确定木锚杆布置方案为：外端紧贴支架顶梁（前摆梁）前端腹板，里端上仰，仰角30左右双排布置，水平间距300400mm，与煤壁法线的水平夹角为1520，在顶、帮破碎带随煤壁每推进1.2m（两个正规循环）打一茬。木锚杆布置示意图如图5-1所示，布置剖面图如图5-2所示。图5-1 工作面木锚杆布置示意图 （a）木锚杆布置正视图 （b）木锚杆布置侧视图图5-2 工作面木锚杆布置剖面图5.1.2 注浆加固方案（1）注马丽散防片帮冒顶机理马丽散是一种低粘度，双组分合成高分子聚亚胺胶脂材料，具有高度粘合力和很好的机械性能。当树脂和催化剂掺在一起时反应并产生膨胀，本身反应或发泡生成多元网状密弹性体的特征，当它被高压推挤，注入到煤岩层裂缝（在高压作用下可以使煤岩层的闭合裂隙张开），可沿煤岩层裂缝延渗直到将所有裂隙（包括肉眼难以觉察的裂隙及在高压作用下重新张开的裂隙）充填并将两侧围岩粘结在一起，从而有效加固围岩。将本品注入煤壁或煤壁上方顶板，即可有效控制工作面的片帮与冒顶。马丽散产品具有如下特点： 高度成品化。马丽散属于高分子反应材料，本产品用2530kg塑料桶分装，运输方便，打开就可使用，方便施工。 运输量小，经济效果明显。设备和原料运输方便，能一次到位，不需要专门的设备和铺设管道。 可四季施工，无污染。马丽散对施工地点要求低，只要有风源即可，该材料反应后，生成惰性泡沫。 寿命期长、工期短。由于马丽散具有良好的抗压能力，经得起地层的运动，具有寿命期长的特点；同时马丽散反映迅速，大大缩短了施工期限，节约时间，不影响生产，保证煤矿安全生产进度。 施工设备简单，易操作，同时马丽散反应迅该产品只需要一台专用泵和一支混合枪，施工工艺简单易行。（2）加固方案本方案以木锚杆为主要加固措施，在局部破碎严重地段注马丽散，进行煤岩固化，改善煤岩结构，增强煤岩承载能力，达到控制工作面冒顶和片帮的效果。5.2 顶板、煤壁加固工艺设计（1）在施工前将木锚杆全长浸水6h以上，以增加其的韧性与抗弯能力。（2）采煤机割煤：采煤机割煤时的进刀方式采用割三角煤端部斜切进刀，进刀深度0.6m。采用双向进刀，往返一次进割两刀，即进刀深度为1.2m。（3）移架：工作面采用及时移架支护方式，移架滞后采煤机后滚筒35架，追机作业，移架步距0.6m。（4）用MZ-1.2型煤电钻配2.5m长的麻花钻与42mm钻头，人工打眼，眼深2.2m；（5）打好眼后，随即将木质锚杆全长浸水，圆端朝里打入眼内即成；（6）为保证施工安全，要对施工地点及周围顶、帮煤体事先进行必要的临时维护，整个施工期间不得开机、开溜、距施工点前后各15m范围内不得降架、移架。（7）局部破碎严重地段注马丽散，其施工工艺为： 施工前的准备工作准备动力风源要求4-7bar；准备风管，要求直径1寸，长度视现场情况而定； 准备两根DNl3的高压管，长度由泵的摆放地点到施工地点而定；把所有的原料和设备运到施工现场；在现场技术人员的安排下进行打孔，并配备23名辅助施工人员；准备清洗剂（两桶水和一桶机油）和防护雨衣以及防护手套；准备足够的棉纱和木楔用来防止原料顺裂隙流出造成浪费。 施工流程施工流程如图5-3所示。图5-3施工流程示意图把多功能泵及其附件组装好并把注射枪固定住。注浆前必须试验检查设备吸料比例及管路漏风情况，符合要求方可开始注浆。开始注浆，把两根吸料管分别插入马丽散树脂和催化剂桶中，活塞在气马达的作用下运动，由于压力的作用原料经过活塞进入输送管，输送到注射枪里，通过注射枪注人地层，原料渗入裂隙，进而快速反应达到粘结封堵的目的。当该孔注浆结束时，停止注浆，用清洗剂（机油，水）冲洗管路和混合枪。换孔注浆，重复上述步骤。注浆完毕后，用清洗剂（机油和水）冲洗多功能泵和附件。 施工工艺注马丽散树脂施工工艺：打眼埋设注浆管安装封口器用高压胶管连接注射枪和注浆泵将两根吸管分别插入装有马丽散树脂和催化剂的桶内开泵注浆冲洗机具停泵拆卸注射枪。使用小型多功能气动注浆泵，采用双液注浆系统，如图5-4所示。图5-4小型多功能气动注浆泵原理图使用7655风钻套钎打眼，眼孔直径42mm，孔深8m。每孔注浆量根据注浆压力确定，施工时必须严格控制注浆压力，当注浆压力达到58MPa或出现大面积漏浆（漏浆量=泵的注入量）时，即可换孔注浆或停止注浆。封孔时，只须打孔，在专用设备作用下进行封孔作业。该原料通过注射管注入到封孔器中，以27l（活塞压力与风压之比）的压力将封孔器胀开（直径在6570mm左右）后原料被注射进施工地区，由于封孔器对钻孔周围施加较大的压力，与周围岩煤层紧密结合，有效地起到了封孔的作用。其次，封孔器在最小压力为40bar力的作用下胀开能产生100bar以上的压力，高压推力将马丽散沿煤层裂缝延展直到将所有裂隙（包括肉眼难以察觉的裂隙及在高压作用下重新张开的裂隙）充满，从而达到止漏和封堵裂隙的目的。施工工艺如图5-5所示。图5-5 注马丽散支护施工工艺示意图注马丽散树脂支护的施工设备及材料如表5-1所示：表5-1 注浆设备材料一览序号设备及材料名称规格型号数量产品来源备注1小型多功能气动注浆泵浩珂伟博公司2注浆管4分钢管，长1.8m30根自备一端加工丝扣，一端每个隔400mm打一组4mm穿孔3封口器长350mm30个具有封堵眼口和逆止阀的作用4注浆铁管长lm自备5注射枪1把使液体混合均匀6高压胶管DNl3自备7马丽散树脂每桶30Kg浩珂伟博公司起加固作用8马丽散催化剂每桶35Kg浩珂伟博公司 钻孔布置与注浆参数利用四点班检修时间在每一架支架（1.5m）间距内打设一个8.0m深的42mm的钻孔，钻孔角度以其孔底达到煤层顶板为宜，采用煤电钻或风钻、接长麻花钻杆打眼，尔后进行注浆。注浆压力控制在58MPa，或达到使煤墙往外返浆。马丽散树脂与催化剂的配合比是，体积比1：1，重量比1：1.17。 施工中出现的问题与采取的措施一是浆液从钻孔和封口器之间、或迎头围岩裂隙中渗透、冒出。二是用水冲洗机具不彻底造成堵管。采取的措施：根据围岩裂隙发育情况，合理地确定封口器埋设的深度。埋设前将封口器位置注孔内的煤粉块清理干净，保证封口器膨胀后与孔壁结合紧密。对煤岩渗透出的少量浆液采用棉纱封堵，若冒出浆液过大则要重新布孔重新注浆，确保注浆效果。每循环注完后要用机油对所有的管路进行清洗一遍，确保管路无残留浆液凝固。5.3 优化回采工艺和完善上端头支护措施5.3.1改进综采工艺由于采煤工艺会对顶板的稳定性产生一定的影响，所以如何选择和优化适合“三软”煤层条件下的回采工艺，会对控制工作面围岩结构的稳定性起到积极的作用。基于理论分析并据现场调研与观测，己17-23130采面综采工艺需从以下方面改进：（1）及时支护采煤机割煤后先移支架，后移输送机，为此，支架前柱与输送机的电缆槽托架间要预留一次截深距。移架后护帮装置及时支护，防止煤壁片帮。有伸缩梁的支架，要及时伸出伸缩梁，防止冒顶。（2）超前支护如果采用正常的移架方式维护不住破碎顶板或煤壁片帮比较严重时，可采取超前采煤机进行移架，使支架顶梁顶住煤壁，不让顶板暴露出来而得以提前支护。（3）带压擦顶移架移架时让支柱仍保持一定的工作阻力，使顶梁贴着顶板擦顶前移，一定程度上可以减轻移架时顶板岩层的活动，减少由于移架而造成的顶板破坏。（4）挑顺山梁割煤后，新暴露的顶板在短时间不会冒落，只是在支架卸载前移时才可能冒落，这样就可以采用挑顺山梁的办法，先移顶板较完整处的支架。移架时在前梁上，沿平行工作面方向放置12根（长34）的木梁，以便挑住附近不完整的顶板，然后再移附近顶板破碎处的支架。（5）架走向棚当工作面顶板随采随落，冒落的面积又较大时，用挑顺山梁的方法来不及支护，而且顶板条件也不允许把前梁降下来放顺山梁，在这种情况下，可以在相邻支架间超前架设“一梁二柱”或“一梁三柱”走向棚，在走向棚下面再架设1架2架临时顺山抬棚。顺山棚梁应同时托住三架走向棚梁，这样就可将走向棚及顺山抬棚的支柱撤出，相邻支架在顺山梁和走向梁的保护下前移。（6）架走向梁在煤壁靠顶板处挖梁窝，将走向梁的一端架在煤壁上，另一头架在支架的顶梁上。如果煤壁容易片帮，则煤壁上不适宜或不能挖梁窝，这时可靠近煤壁侧打一临时贴帮柱。（7）铺金属网在支架顶梁上铺金属网，这是管理破碎顶板的有效办法。当煤壁前控顶范围内的顶板破碎时，为保证支架顺利前移，顶网能顺利展开，也可在金属网下架走向梁，由走向梁预先托住顶板，让支架在走向梁及金属网的掩护下前移。（8）局部冒顶的处理在破碎顶板条件下，如果顶板管理不及时，很容易发生局部冒顶。如果冒顶高度和范围较大时，不及时处理就无法继续生产，必须立即处理。如果在支架顶梁上方冒顶，待停止后，在支架前方打探板后再往顶梁上打木垛来处理。打木垛前，先在支架顶梁上打临时支柱支撑顶板，以保证打木垛人员的安全，清除浮矸、浮煤后就可打木垛，木垛要直贴顶板，使顶板得到支撑。如果直接顶沿煤帮冒落，而且冒落区矸石沿煤帮继续下流，用探板支护有困难时，则可采用打撞楔的办法处理。木楔的前端要削尖，长度要一样。打撞楔前，先在冒顶处架设顺山棚子，把木楔放在棚梁上，其尖端指向顶板冒落处的煤帮，末端垫一方木块，用大锤打入冒顶处，用岩石托住，使其不再继续冒落。移液压支架时，使支架前梁托住顺山棚梁，即可撤去棚腿。注意顺山棚梁长度要在3.2以上，保证有23架支架同时托住，以便移架。该工作面回采时，应加强顶板管理，防止破碎顶板漏矸。所以应选择合适的作业方式，并做到及时支护。采煤机割煤后，应追机擦顶带压移架，防止顶板破损，若出现工作面煤壁片帮严重或顶板较破碎时，应采用超前移架方式，即先超前移架，再割煤，后移溜的作业方式，以便及时支护。5.3.2 完善上端头支护措施由于上端头附近处的顶板已受采动影响，一定范围内的煤层与顶板已破碎。加强端头支护，改善巷道结构的承载能力，提高巷道的稳定性，对巷道附近顶板的完整性会起到很到的保护作用；同时，巷道附近顶板的完整性也会对其相邻的深部岩层产生良性影响，从而改善顶板的承载条件。因此，需要对上端头顶板采取加固措施，具体措施如图5-6所示。其锚杆布置参数如下：上排采用直径为42mm、长1.5m管缝锚杆；当巷道下帮片帮严重时，打下排锚杆，采用直径为42mm、长1.5m的管缝锚杆。通过主动支护增加端头顶板抗动压的能力，增加顶板的完整性。a.平面图b.剖面图图5-6工作面上端头加固方案布置图5.4保证设备配套以及强化设备的规范使用配套的生产设备可以提高工作面的生产效率，缩短顶板的悬顶时间，有利于顶板的管理和维护，因此需在设备的配套选型和使用管理方面予以重视。针对目前工作面的设备设备可靠性及使用情况使用方面出现的问题，提出以下改进措施：（1）更换工作面刮板输送机的链条，使其强度能满足使用要求，减少链条的维修次数，以便提高采面回采速度。（2）适当增加煤电钻的数量，减少单一钻机的连续使用时间，正常工作时要保证四台煤电钻平行作业，且规范操作煤电钻机，缩短打锚杆工序的时间。（3）加强对胶带运输系统的维护检修，提高其运输的效率。5.5 应用效果前景分析5.5.1 经济效益前景分析采用木锚杆结合局部加固技术控制平煤五矿综采面破碎顶板课题的控制技术，预计工作面推进速度加快，提高了煤炭资源回收率，且工作面推进速度增快以后，还可减少煤炭自然等不确定隐患事故的发生率。工作面开采过程中冒顶次数大大减少，提高了工效，节约了处理冒顶的材料费用，从而提高三软煤层综采面的经济效益。5.5.2 社会效益前景分析随着我国经济的持续快速健康发展，目前对煤炭矿产资源的需求总量越来越大，如何在安全生产的前提下提高矿井生产能力成为生产单位发展的关键。该控顶技术，可为我国煤炭企业治理综采面破碎顶板提供了一个切实可行的办法，为进一步提高工作面生产能力、煤炭回收率、设备资源利用率、提高安全生产系数起到了积极推动作用，尤其是木锚杆控制破碎顶板技术在类似条件矿区具有广阔的推广应用前景。6 主要结论本文分析了“三软煤层”工作面冒顶、片帮的机理，根据三软煤层综采工作面推进过程中的顶板和煤壁动态受力规律以及裂纹的扩展方向和特征，并依据木锚杆与围岩的相互作用模型, 设计了“三软煤层”工作面顶板、煤壁的加固方案、施工工艺以及其他配套的改进措施。主要有以下结论：（1）运用断裂力学及岩石力学的相关知识，分析了“三软煤层”综采面工作面围岩破碎的机理，得到了工作面推进过程中顶板和煤壁动态受力规律以及裂纹的扩展方向和特征，为控制工作面冒顶和片帮提供了理论依据。（2）设计了“三软煤层”工作面顶板、煤壁的加固方案，并优化了施工工艺。以木锚杆作为主要支护措施，在局部破碎严重地段注马丽散，进行煤岩固化，改善煤岩结构，增强煤岩承载能力，达到控制工作面冒