綜采工作面回撤通道圍巖變形規律研究及其控制技術

王 彪

1 工程概況

南凹寺煤業有限公司在對3#煤進行開采時，發現煤層的基本厚度為6.2m，煤層整體的結構較為穩定、簡單。30405 的開采面傾向長度和走向長度分別為170m 和1140m，工作面已經回采1050m，進入末采階段，須采取合適的支護方式對回撤通道圍巖進行控制，以保證工作面末采階段的安全回采及工作面設備的安全回撤。

2 回撤通道圍巖的現狀監測及變形情況分析

為掌握30405 工作面回撤通道變形特點，在30403 工作面回采期間，當回撤通道、工作面相距110m 時，對回撤通道圍巖表面的變形進行觀測，一直到工作面、回撤通道之間貫通。采用收斂計監測巷道中兩幫、頂板出現的位移量，回撤通道內共布置5 個監測點，監測點之間的間距為50m。監測點布置如圖1 所示。

圖 1 測點布置示意圖

整個觀測期間，工作面回撤通道圍巖變形情況如圖2 所示。圖2 結果顯示，兩幫、巷道形成的位移量趨同，可分為以下三個階段：（1）回撤通道、工作面之間的距離105～38m，頂板下沉量為4.67～7.48mm，幫部移近量為8.57～10.25mm，圍巖呈現出良好的穩定性，工作面回采動壓對回撤通道產生的直接影響較小。（2）回撤通道、工作面相距38～8m，頂板下沉速率為6mm/d，幫部移近速率為5mm/d，回采動壓對通道會產生較大影響，頂板和兩幫位移量較大，但圍巖變形處于可接受范圍內，回撤通道能夠正常使用。（3）回撤通道、工作面的距離8～0m，頂板下沉量為324.18～779.48mm，下沉速率最大值為350mm/d，幫部移近量為8.57～10.25mm，移近速率最大為110mm/d。受到采動劇烈影響，巷道圍巖變形明顯，巷道斷面嚴重收縮，回撤通道無法保證正常生產運行。通過分析可知：30403 工作面在和回撤巷道的距離達到0～10m 時，在回撤通道內會發生劇烈變形。因此，在30405 工作面回撤通道的設計支護方案中，應充分考慮上述因素。

根據圖2 監測結果顯示，伴隨著回采工作的進行，相比于回撤通道斷面1、5 測點，斷面2、3、4測點中，其幫部的移近量、頂板出現的下沉量相對較大，可知：回撤通道中部圍巖位移量較兩端大。在將工作面、回撤巷道實現貫通以后，兩端圍巖形式見圖3（a），頂板整體性良好，煤幫側出現了輕微的變形，回采側呈現扭轉下沉，回撤通道變形量輕微，能夠實現對工作面搬家需求。另外，中部的圍巖所對應的破壞形式見圖3（b），頂板整體出現了下沉，實體煤幫側出現嚴重內擠，回撤通道斷面損失約40%，存在冒頂的風險，無法正常使用。因此，在設計回撤通道支護結構的過程中，中部的區域必須要加強支護強度。

圖 2 回撤通道圍巖變形情況

圖 3 回撤通道圍巖變形示意圖

3 工作面末采階段形成的礦壓與圍巖穩定技術

3.1 停采讓壓

停采讓壓是指在回采過程中，回撤巷道與34050 對應的工作面貫通前，為了實現對34050 工作面基本頂周期來壓步距的改變，對回采速度進行科學調整，在合理位置停采實現貫通前的最后來壓，將上覆巖層所形成的壓力向采空區轉移，降低頂板和實體煤側的垂直方向的應力，確保圍巖整體穩定。

工作面停采讓壓示意圖如圖4 所示。工作面將要與通道貫通時，若頂板長時間無來壓，需要不斷繼續施工推進。在貫通時，在圖4 斷裂1 和斷裂2 位置處極有可能發生來壓，實體煤上方以及通道可能斷裂，導致回撤通道支架的載荷加劇，巷道發生劇烈變形。若實施停采讓壓，有助于發揮掩護式支架和間隔煤柱的切頂作用，促使工作面基本頂斷裂。回撤通道貫通后，未采工作面基本頂的跨距與來壓步距相比較小，頂板來壓問題將不會再次發生，回撤通道頂板巖層的穩定性良好，變形得到了有效控制。

圖 4 工作面停采讓壓示意圖

停采讓壓的關鍵在于確定讓壓位置。在停采讓壓時，若煤柱過寬，極有可能導致基本頂再次斷裂，導致冒頂事故的發生。若讓壓位置科學合理，能夠使基本頂在合適位置斷裂，不會再次來壓[1-3]。針對停采讓壓位置的選擇，需要考慮到讓壓間隔煤柱的影響，煤柱對應的寬度數值公式計算如下：

D ≥le

式中：

D-讓壓間隔對應的煤柱寬度，m；

km-煤柱穩定系數，取值為1.2；

R1-煤壁塑性形成的破壞深度，m；

R2-煤幫塑性破壞深度，m；

le-工作面周期形成的來壓步距，m。

在推進180m，距離回撤通道25m 時，通過計算分析支架觀測數據，得到基本來壓步距數值為15.5m。據此可知：回撤通道與煤柱的寬度之和應在15.5m 之上，煤柱寬度大于10.6m。在工作面生產過程中，對應的讓壓停采工作應該在距離回撤通道13m 處進行，進行掛網處理，停采一段時間后，繼續進行工作，在正式貫通之前的5～6m 的位置，變回出現頂板壓的現象，繼續推進至貫通，未出現再次來壓，表明停采讓壓措施科學合理。

3.2 支護方式優化

南凹寺煤礦原綜采工作面中，構建的回撤通道以往采用錨桿錨索聯合支護方式進行第一次圍巖支護，將垛式支架安裝在回撤通道內進行第二次支護強化。現場監測結果顯示，原有支護方法無法實現對圍巖變形的有效控制，頂板下沉量過大，回撤通道中部圍巖出現嚴重變形。故本次對回撤通道支護方式作出如下調整。

（1）垛式支架。確保支架支撐力滿足頂板的支撐要求，在工作面采動影響下，垛式支架的支撐作用主要表現為對頂板下沉的支撐，支護關鍵點在于降低工作阻力，以此減小頂板的下沉量。

（2）錨桿錨索支護。工作面、通道實現貫通時，需要將回采幫中的煤體全部采空處理。若采用螺紋鋼作為錨桿，無法起到良好的支護、強化效果，還容易對采煤機造成損害。因此，使用玻璃鋼錨桿替換螺紋鋼錨桿，將錨桿間排距設定為0.8m×0.9m，在頂板部位增加一根錨索，原本垂直方向打設的錨索需要調整為傾斜15 度，間排距設置為1.9m×2.0m，預緊力由原來的80kN 增加至140kN。回撤通道兩端錨索按照“四三四”布置，回撤通道中部每排布置四根錨索，并且使用左旋無縱筋螺紋鋼，此種錨桿的規格為Φ18mm×2400mm，間排距設置為1.0m×1.0m。調整后的支護方式如圖5 所示。

4 應用效果監測與分析

為了實現對支護方式以及停采讓壓位置的評價，現場觀測圍巖位移的情況，觀測結果如圖6所示。回撤通道貫通前，頂板和實體煤幫的位移量相近，貫通后，回撤巷道幫部最大位移量為120mm，頂板最大下沉量為200mm。與之前相比，變形量顯著降低，內部的安全性得到有效提高，滿足相關工作的既定要求。

圖 5 回撤通道中完成支護的斷面

圖 6 回撤通道中圍巖具體的變化