淺埋厚煤層綜放工作面主回撤通道礦壓規律研究與分析

閆文龍

(山西大平煤業有限公司 生產技術科,山西 長治 046600)

工作面回采結束后,需要將設備回撤并安裝到新的工作面,以確保礦井正常生產。目前主要采用兩條巷道回撤工作面,預先在停采線位置布置一條主回撤通道,在距離主回撤通道30 m～40 m位置布置一條輔助回撤通道[1-2],主、輔兩條回撤通道之間每隔40 m～50 m布置一條聯絡巷,為設備回撤提前預留空間,同時可以實現多點回撤,提高回撤效率[3,4]。現階段該方面的研究主要是從宏觀的礦壓顯現角度論述回撤通道的礦壓規律,主要監測數據注重巷道收縮量、活柱下縮量以及支架工作阻力。若回撤巷道斷面較大,加上超前支承壓力影響,受采動影響嚴重,容易造成回撤巷道劇烈變形、片幫及支架壓死等頂板事故,影響回撤工作[5,6]。因此,末采期間的巷道穩定性及礦壓顯現問題一直被煤礦高度關注。

本文通過不連溝煤礦F6201工作面在回撤時采用輔撤巷道加多聯絡巷道方式進行設備回撤,通過現場觀測對該礦的淺埋厚煤層工作面末采期間的回撤巷道礦壓規律進行總結和分析,為開采類似的工作面提供了參數依據[3-4]。

1 工作面概述

F6201工作面煤層平均厚度15.24 m,埋深210 m,走向長度765.8 m,傾向長度249.6 m工作面頂板為砂質泥巖及6上煤層,含植物碎屑,裂隙發育,易風化破碎。頂底板以粉砂巖、砂質泥巖及細砂巖類為主。頂板巖性軟弱,影響頂板管理及搬家速度。

F6201工作面采用輔巷加多聯巷道的多通道方式進行回撤,如圖1所示。預先掘出主輔回撤通道,在主輔回撤通道之間每間隔40 m掘出1條聯絡巷,主、輔回撤通道斷面均呈矩形,規格相同:高×寬為3.6 m×5.5 m。主撤通道原采用錨網索噴聯合支護,在工作面末采階段采用垛式支架+單體柱π型梁棚方式對整條巷道加強支護。

1-回風順槽;2-運輸順槽;3-主撤通道;4-輔撤通道;5-聯絡巷;6-絞車硐室圖1 回撤通道快速搬家工藝示意圖Fig.1 Rapid moving technology in removal roadways

2 礦壓觀測內容及方法

1)觀測內容。通過觀測頂板下沉、垛式支架活柱下縮量、垛式支架壓力來分析主回撤巷道礦壓隨工作面推進的顯現規律。

2)測點布置方法。在主回撤通道內布置6個測點,1#—6#測點分別距回風巷口30 m、60 m、90 m、120 m、150 m、180 m,測站采用“十”字布點法安設表面位移監測斷面,在巷道頂底板打0.5 m的鉆孔,用木棍固后并在觀測點釘一顆鐵釘作為觀測基點。具體測點布置如圖2所示。

圖2 主回撤通道內測點布置示意圖Fig.2 Measuring points layout in main removal roadways

3)觀測方法。觀測方法為:由于巷道比較高,在B、C之間拉緊測繩,A、O之間用5 m測桿測量頂板下沉量,不測定兩幫收縮量;采用皮卷尺測量監測斷面距掘進工作面的距離;用鋼卷尺測量活柱下縮量,每天記錄1次。同時對煤壁片幫、噴漿脫落、底板破壞等情況進行現場觀測。

4)支架阻力測定。采用人工方式采集垛式支架壓力,每班安排專人對垛式支架的前后立柱壓力表進行測定,每部支架取平均值,然后通過Excel軟件將支架壓力、工作面推進距離生成曲線;支架壓力每天采集3次。

圖3 巷道變形測站布置剖面圖Fig.3 Cross-section profile of deformation monitoring station

3 圍巖運動及礦壓顯現

3.1 圍巖變形破壞特征

1)頂板下沉。自2019年7月9日晚班工作面距主回撤通道18 m時進入末采階段至2019年7月17日中班工作面貫通,前后歷時9 d,對安設在主回撤通道內所有垛式支架的活柱下縮量進行觀測,觀測結果如圖4所示。

工作面自末采至貫通期間,主撤通道內的垛式支架活柱下縮量持續增大,從圖4可以看出活柱下縮量明顯分為兩個階段,即平穩變形階段和急劇變形階段。

圖4 主回撤通道內垛式支架活柱下縮量變化曲線Fig.4 Shrinkage variation of chock type support in the main removal roadway

從回撤通道前方18 m至8.4 m為穩定變形階段,共持續時間約96 h,推進步距9.6 m,活柱下縮量為50 mm～134 mm,下沉速度0.5 mm/h ～1.4 mm/h;回撤通道前方8.4 m至貫通為劇烈變形階段,共持續時間約120 h,下沉速度1.1 mm/h ～3 mm/h。

由此可知,主撤通道在貫通期間,在超前支承壓力的作用下,巷道圍巖持續變形,噴漿明顯剝落,當推進至8.4 m處,頂板下沉量明顯增加,巷道礦壓顯現劇烈，各測點頂板變化如圖5所示。

圖5 主回撤通道內各測點頂板變化曲線Fig.5 Roof variation at measuring points in the main removal roadway

從圖5可以看出,頂板下沉可分為三個階段:采動影響一般階段、采動影響劇烈階段和趨于穩定階段。從上圖可以看出位于1#聯絡巷附近的1#測點頂板下沉區別于其他5個測點,主要原因為1#聯絡巷頂板較為破碎,煤體風化嚴重,未及時對該聯絡巷進行補強支護。

主撤1#測點頂板累計下沉258 mm;主撤2#測點頂板累計下沉213 mm;主撤3#測點頂板累計下沉375 mm;主撤4#測點頂板累計下沉489 mm;主撤5#測點頂板累計下沉516 mm;主撤6#測點頂板累計下沉449 mm;累計平均下沉量為383 mm,平均下沉速度為1.77 mm/h。當工作面推進至4 m～5 m時,主撤通道頂板下沉劇烈,兩幫收縮量加大,巷道變形嚴重,礦壓顯現劇烈。

工作面與主撤通道貫通后,頂板下沉速度大幅度減小:調整工藝改變周期來壓步距,提前卸載上覆巖層載荷;經過劇烈變形后主撤通道頂板趨于穩定,以靜載荷為主;補強支護提高了主撤通道的強度和剛度。

2)煤壁片幫。開始觀測時,因主撤通道距工作面較遠,受采動影響程度較小,主撤通道內噴漿層只是出現輕微裂縫,無明顯煤壁片幫;自2019年5月9日晚班2點開始,采動影響增強,主回撤通道噴漿開始剝落,塊度在200 mm～350 mm,塑料金屬網被擠破,局部地區出現網兜,煤壁開始出現片幫,且片幫長度、深度、噴漿剝落塊度及范圍均隨著工作面的推進逐漸加大。隨著工作面的推進,片幫、金屬網破損及噴漿剝落現象加劇,當工作面推進至5 m時,整條回撤通道共破網25處,37根單體柱身被埋400 mm～550 mm,42架垛式支架底座被片幫煤所埋,最大片幫量為635 mm。

3)其他礦壓顯現。受超前支承壓力影響,主回撤通道內單體柱損毀率達到27%,尤其是在2019年5月12日,工作面距離通道約10 m時,頂板內開始出現斷裂聲,并伴隨板炮聲;5月14日,距離通道5 m時,頂部掉渣量增多,頂板悶雷聲加大,同時，工作面煤壁片幫量及片幫范圍均加大,塊度在0.7 m～1.5 m,深度0.5 m～1.1 m不等。

3.2 垛式支架工作阻力

對主回撤通道內的垛式支架分為上部、中部、下部三個部分,每部分取15部支架觀測其工作阻力,支架工作面阻力分布隨著工作面推進如圖6所示。

圖6 垛式支架工作阻力與回撤通道距離分布曲線圖Fig.6 Variation of working resistance of chock type support and distance distribution of removal roadways

1)上部支架:從圖6觀測結果來看,工作面推進至距主回撤通道7 m,支架工作阻力變化不大,平均值為6 847 kN;推進至距主回撤通道4 m時,工作阻力增加到7 123 kN,此后,支架工作阻力急劇增大至8 799 kN,此后至回撤開始,支架工作阻力基本保持穩定。

2)中部支架:工作面推進至距主回撤通道8.5 m,支架工作阻力變化不大,平均值為6 902 kN;推進至距主回撤通道5 m時,工作阻力增加到7 319 kN,此后,支架工作阻力增大至9 023 kN,但未出現突變階段;此后至回撤開始,支架工作阻力基本保持穩定。

3)下部支架:工作面推進至距主回撤通道4 m,支架工作阻力變化不大,平均值為6 826 kN;此后,支架工作阻力突變增大至8 998 kN,此后至回撤開始,支架工作阻力基本保持穩定。

通過對F6201工作面末采期間的巷道變形觀測分析可知,工作面距離主回撤通道7 m前后頂板及兩幫開始變形;距離停采線4.3 m時，垛式支架工作阻力出現突變,礦壓顯現劇烈,并且突變順序為“先中部、再上部、后下部”。

4 結論

1)工作面推進至距離主回撤通道6 m～8 m時,超前支承壓力對回撤通道影響逐漸加大,在此之前必須增大垛式支架的初撐力,并及時檢查安全閥,確保能安全開啟。

2)工作面推進至距離主回撤通道5 m～6 m時,支架工作阻力逐漸增大,推進至4.4 m時出現突變。

3)工作面推進至距離主回撤通道2.4 m時,整條通道壓力達到最大,煤壁片幫、單體柱彎曲變形折損增加。

4)采動對回撤通道影響分為三個階段,分別為采動影響相對穩定階段、采動影響突變階段和采動影響顯著階段。

5)垛式支架工作阻力必須保持在8 800 kN以上,避免發生頂板事故,并加強煤壁管理,預防片幫事故。