辛置煤礦2-208工作面末采礦壓與回撤通道圍巖控制技術研究

王保明

（霍州煤電集團云廈建筑工程有限公司白龍礦建分公司，山西 霍州 031400）

1 工程概況

霍州煤電辛置煤礦2-208 工作面位于二采區310 水平，工作面主采2#煤層，煤層均厚4.5m，平均傾角4°。煤層結構復雜，穩定可采，平均含有兩層夾矸。煤層上方直接頂為砂質泥巖，均厚3.0m；基本頂為K8 中細砂巖，均厚7.2m；直接底為泥巖，均厚4.5m；基本底為中砂巖，均厚為6.5m。2-208 工作面采用一次采全高的采煤工藝，平均采高為4.5m，采用雙回撤通道系統，主回撤通道寬×高=5.9m×4.5m，輔助回撤通道寬×高=5.5m×4.2m，兩回撤通道間的煤柱寬度為20m。

2 工作面末采礦壓控制技術

2.1 停采讓壓技術

綜采工作面的回采速度對工作面的來壓規律會產生較大程度的影響，隨著回采速度的提升，會使得基本頂的周期來壓步距隨之增大。所謂停采讓壓即為在綜采工作面的末采階段，通過改變工作面的回采速度，在回撤通道與工作面貫通前合理的位置處停采，通過改變回采速度來控制工作面基本頂與回撤通道貫通前的最后來壓[1-2]，具體停采讓壓的方式如圖1 所示。

圖1 停采讓壓技術示意圖

通過具體調整工作面的回采速度和停采抗壓方案，可以有效地減小基本頂的周期來壓步距。在停采讓壓技術中，確定停采位置尤為重要，合理的停采讓壓位置需考慮到讓壓間隔煤柱的穩定性和工作面末采階段的礦壓規律[3-4]。讓壓間隔煤柱寬度的確定公式如下：

D≥lc

式中：

km-煤柱穩定性系數，取為1.2；

R1、R2-分別為工作面煤壁塑性區的寬度和回撤通道回采幫塑性區的寬度，m；

lc-基本頂來壓的持續長度，m。

讓壓間隔煤柱的最小寬度應同時滿足式（1）的表達式，實際應用時取滿足上式的最大值。

2.2 末采礦壓控制措施

根據2-208 綜采工作面的具體情況，為保證2-208 工作面在末采階段的安全回采，在2-208 工作面采用以下技術措施：

（1）在工作面推進至與回撤通道間的距離為200m 時，對工作面內的采煤機及液壓支架進行檢修，以保證能夠提供設計所需的勻速回采要求和合理的支護強度。

（2）當工作面推進至與回撤通道間的距離為100~200m 之間時，每推進50m 對基本頂的周期來壓規律進行分析與預測。當分析到基本頂的下次斷裂位置處于不利位置時，應及時通過調整回采速度或高度來干預基本頂的下次斷裂位置。

（3）當工作面回采至與回撤通道間的距離為50~100m 時，進一步縮短對基本頂周期來壓情況分析與預測的步距，每25m 進行一次分析；當工作面推進至與回撤通道間距小于50m 時，應每日都對基本頂的來壓規律進行分析預測，并動態調整礦壓控制措施。

（4）在工作面推進至設計停采位置時，根據礦壓監測數據及礦壓顯現的具體情況對不同頂板的破壞方式采取相對應的措施，保證工作面與回撤通道貫通時的穩定。

3 回撤通道圍巖控制技術

3.1 支護參數設計

（1）垛式支架支護設計

根據同采區相鄰工作面回撤時回撤通道圍巖變形量及圍巖應力的監測結果可知，在回撤通道中部100~300m 的位置處巷道圍巖的變形量比靠近回采順槽兩端位置處圍巖的變形量更大。相對靠近實體煤幫一側的頂板的下沉量，靠近回采幫的圍巖頂板變形量較大，回撤通道實體煤幫圍巖深部的位移范圍至少為3~4m。根據工作面頂板變形量大的特征，在工作面末采階段提高支架的初撐力，加強末采階段的支架管理，提高錨桿（索）的支護強度，并根據幫部的變形特征相應地提高回撤通道實體煤幫的支護強度。

根據2-208 工作面回撤通道的礦壓規律和頂板結構特征，能夠計算出工作面與回撤通道貫通后每米垛式支架的工作阻力為7373kN/m。根據回撤通道4.5m 的高度選用型號為ZD18000/25/50 的垛式支架，該支架能夠提供的工作阻力為12165kN，初撐力為9072kN，滿足支護強度要求。具體垛式支架的布置方式如下：① 在主回撤通道內部全面采用上述型號的垛式支架；② 在主回撤通道與各聯絡巷交叉點的位置處布置11 臺支架；③ 在主回撤通道靠工作面側12m 內布置2 臺垛式支架，靠近煤柱側布置4 臺，外側開進順槽部分布置3 臺，主回撤通道靠近工作面12m 范圍布置2 臺；④ 聯絡巷內布置2 臺垛式支架。共布置99 臺垛式支架。具體垛式支架的布置方式如圖3 所示。

圖2 主回撤通道垛式支架支護示意圖

（2）錨桿（索）支護設計

根據2-208 同采區相鄰工作面及相近礦區的實測與理論分析數據，回撤通道圍巖頂板及兩幫破壞區深度分別為1.7m 和0.93m。基于此，確定頂板錨桿采用型號為Φ18mm×2400mm 的左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，錨固長度為2.4m，間排距為1000mm×1000mm；根據幫部破壞程度較大的特征，確定幫部錨桿采用Φ18mm×2200mm的玻璃鋼錨桿，錨固長度為2.2m，間排距為800mm×1000mm，預緊力不小于50kN；頂板錨索采用Φ18mm×7300mm 的預應力鋼絞線，間排距為1900mm×2000mm，錨索預緊力不小于130kN，錨固長度為1200mm；采用Φ16mm圓鋼焊制的托梁與金屬網結合進行護幫護頂，托梁排距為1000mm，并安設尺寸長×寬×厚=5200×250×4mm 的鋼帶。具體主回撤通道的支護形式如圖3 所示。

圖3 主回撤通道內錨網索支護斷面圖

3.2 貫通前停采讓壓位置確定

根據2-208 工作面末采階段在距離設計停采線位置25~218m 范圍內，通過對30、90 和150 號支架進行礦壓監測的數據進行整理分析，得出工作面在末采階段推進193m 時基本頂的周期來壓判據及來壓情況統計如表1 所示。

表1 基本頂周期來壓判據及情況統計

通過具體分析表1 可知，在工作面末采階段與回撤通道距離25~218m 的范圍內，基本頂共計出現9 次來壓現象。其中30#、90#及150#支架的平均周期來壓步距分別為21.6m、20.8m 和20.9m。通過進行數值模擬可知基本頂最后一次合理周期來壓應在距離回撤通道6.5m 的位置處。根據式（1）可知工作面停采時讓壓間隔煤柱寬度應大于6.5m，另外根據相關公式能夠計算得出基本頂的超前破斷距離為6.3m。基于此綜合確定2-208 工作面回采至與主回撤通道間隔13m 時，為貫通前的讓壓停采位置。在停采結束后進行繼續回采作業時，當工作面與回撤通道間距為7~8m 時，基本頂出現周期來壓現象，在工作面與主回撤通道貫通后并未再次出現來壓情況，這即表明本次采取的停采讓壓方案有效地控制了工作面末采階段的周期來壓。

4 效果分析

為驗證回撤通道的合理性，通過在主回撤通道內分別布置5 個頂板及實體煤幫監測點，2 個位于靠近回采順槽的兩端，3 個位于回撤通道的中部，對主回撤通道的圍巖變形量進行有效監測，根據監測數據能夠得出圍巖變形曲線如圖4 所示。

圖4 主回撤通道圍巖變形曲線圖

通過分析圖4 能夠看出，工作面與回撤通道距離大于48m 時頂板及實體煤幫監測點基本不受到采動的影響；當工作面回采至距回撤通道19m 時，頂板下沉量及實體煤幫的變形量開始出現明顯增大的趨勢，隨后隨著工作面與主回撤通道間距的縮小，頂板下沉量及實體煤幫變形量均在逐漸增大；在工作面回采至距主回撤通道5m 左右時，監測點的頂板下沉量及實體煤幫變形量均達到最大值，其中5個監測點中最大頂板下沉量為219.7mm，最小為46.25mm，實體煤幫的最大變形量為122.5mm，最小變形量為38.5mm。綜合上述分析，2-208 工作面主回撤通道在現有支護方式下圍巖變形量滿足巷道的使用要求，保證了回撤通道圍巖的穩定。

5 結論

通過對工作面末采礦壓控制技術的具體分析，結合2-208 工作面的地質條件對工作面的末采礦壓控制技術和主回撤通道的圍巖控制方案進行具體設計。礦壓監測結果可知，停采讓壓方案有效控制了工作面末采階段的周期來壓，主回撤通道在現有支護方案下最大頂板下沉量和實體煤幫最大變形量分別為219.7mm 和122.5mm，保證了回撤通道圍巖的穩定。