趙振偉,王玉林
(棗莊礦業集團新安煤業有限公司,山東 棗莊 277642)
3層煤直接頂為泥巖,灰或灰黑色,致密、性脆,平坦狀、參差狀斷口,含黃鐵礦和植物化石。基本頂為細砂巖,灰色,中厚層狀,成分以石英、長石為主,含少量白云母及暗綠色礦物,分選中等,鈣泥質膠結,顯波狀、斜波狀及水平層理。直接底為泥巖,灰黑色,巨厚層狀,下部含粉砂,平坦狀斷口,裂隙極發育,含豐富的植物化石(羊齒類)。基本底為砂質泥巖,深灰色,致密,性脆,薄層-中厚層狀,含少量星散狀黃鐵礦,斷口不甚平坦,裂隙較發育,含植物化石碎片。
1)綜采工作面所屬采區為33輔助采區,工作面北為3煤風氧化帶,東為3311工作面采空區,南為33輔助采區軌道和膠帶下山,西為未開采區。主采3煤層,煤層底板標高-578.8~-601.6 m,煤層厚4.2~9.4 m,黑色,玻璃光澤,褐黑色條痕,中條帶狀結構,參差狀斷口,裂隙發育,充填方解石脈1~2 cm,以亮煤和暗煤為主,含少量鏡煤,為半亮型煤。
2)3313智能化綜采工作面為綜合機械化采煤,采用走向長壁后退式大采高綜合機械化采煤法,采高6.5 m,液壓支架支護頂板,全部垮落法處理采空區頂板,材料巷和運輸巷超前范圍內采用液壓支架進行全斷面超前支護。工作面配備了全省最大的6.5 m采高自動化綜采成套設備,包括采煤機1臺、大采高綜采支架125架、刮板輸送機1部、橋式轉載機1部等一系列最先進采煤設備。工作面現推進至距運輸巷停采線35.6 m、距材料巷停采線63.9 m處,停采位置處材料巷超前運輸巷25 m,從此處開始降低采高至5 m。
目前綜采工作面支架回撤通道主要考慮3種掘進方式,預掘回撤通道、采煤機割煤形成回撤通道和分步掘進形成回撤通道[9]。
2.2.1 回撤通道掘進方式
1)預掘回撤通道。在綜采工作面停采線處,預先掘出平行于回采工作面的回撤通道,推透貫通時支架直接進入通道回撤。預掘回撤通道具有巷道掘進與支護受外界影響較小,有利于設備快速回撤、工期短等優點。但受采動應力影響,貫通前回撤通道變形嚴重,撤架空間利用率低,且后期工作面與回撤巷道頂板對接困難。
2)采煤機割煤形成回撤通道。工作面距停采線一定距離時,液壓支架停止前移,推出刮板輸送機,采煤機繼續割煤,直至達到回撤通道設計寬度。采煤機割煤形成回撤通道時,回撤通道位于低應力區刷擴,不受超前集中壓力影響,圍巖應力較小,不用架設垛式支架支護,通風較好。但是,架前頂板位于破碎減壓區內,圍巖強度低,頂板易冒落、煤壁易片幫,割煤后頂板空頂面積大,錨索梯網支護實施困難,且對施工人員的安全帶來極大威脅。
3)分步掘進形成回撤通道。即分層、分步掘進形成回撤通道,在距工作面停采線一定距離時,工作面綜采液壓支架停止拉移,用液壓挖掘機或掘進機掘進上層回撤巷道,下層刷幫區域使用單體液壓支柱推移刮板輸送機配合煤機進行拾底至回撤巷道外幫。
采用分步掘進工藝,一方面可避免提前掘進回撤通道造成的巷道維護和頂板對接的困難;另一方面采用液壓挖掘機或掘進機掘進回撤通道,施工方便快捷效率高,掘進后的浮煤通過工作面刮板輸送機直接進入煤流系統,減少了運輸設備的使用,大大提升了安全系數。
2.2.2 模型建立
結合3313綜采工作面地質條件,采用離散元軟件UDEC建立回采工作面數值模型,如圖1所示,對不同掘進方式下3313綜采工作面回撤通道圍巖變形及破壞情況進行分析。

圖1 模型尺寸及監測點布置
2.2.3 回撤通道圍巖變形
對采動過程中預掘回撤通道頂底板和側幫變形進行監測,如圖2所示。由圖可知,對于預掘回撤通道,通道開挖后,發生頂板下沉、側幫變形和底鼓現象,變形量分別為44.5、22、58 mm。隨著采煤工作面的推進,回撤通道圍巖變形呈動態變化特點。采煤工作面推進初期,通道圍巖變形保持穩定。距工作面80 m左右時,回撤通道變形開始緩慢變化。頂板下沉量和側幫位移緩慢增大,底鼓量減小。距工作面40 m左右時,隨著采煤工作面的推進,底板下沉開始急劇增加。側幫變形在工作面推進至20 m時開始急劇增加,底鼓量繼續減小,在距工作面15 m時又重新增大。

圖2 預掘回撤通道圍巖變形圖
圖3 和圖4分別為3種掘進方式下回撤通道圍巖最終變形值和圍巖位移矢量圖。由圖可知,采用采煤機割煤形成回撤通道和分步掘進形成回撤通道時,頂板下沉量和側幫變形顯著減小。與預掘回撤通道相比,后2種掘進方式下底鼓量偏高,但在可控范圍之內。采用采煤機割煤形成回撤通道和分步掘進形成回撤通道,2種掘進方式下頂板下沉量相近,但分步掘進形成回撤通道側幫變形和底鼓量較小。由此可見,分步掘進形成回撤通道不僅可避免預掘回撤通道頂板下沉量大、支護困難的特點,還避免了采煤機割煤形成回撤通道時頂板支護實施困難的問題,為最優回撤通道掘進方案。

圖3 不同掘進方式下回撤通道圍巖變形

圖4 不同掘進方式下回撤通道圍巖位移矢量圖
工作面造撤面條件期間,整體采高確保5.0 m,經過模擬對比及多方論證分析,確定大采高回撤通道采用分步掘進的施工方法,具體工藝流程如下:
工作面推采至距停采線20 m時,先在支架前梁沿工作面傾向鋪設5排金屬網作為生根網,然后鋪設高強度聚酯纖維柔性網,柔性網下再敷一層金屬網。
距停采線12 m開始,沿工作面傾向方向在柔性網下前梁前端0.2~0.3 m處布設直徑為21.5 mm舊鋼絲繩,每0.8 m布置1根,共12根。支架前梁前端距停采線13 m開始,分別在龍門架、1-2、2-3、123-124、124-125號架間傾向布置長度不低于3.5 m工字鋼梁,工字鋼梁間距1.0 m。
距停采線6.4 m時,機頭龍門架停止拉移。距停采線5.6 m時,1~3號支架停止拉移,確保滯后其他支架1.6 m。支架停止拉移后空頂區域,使用單體液壓支柱配合4 m工字鋼及時進行頂板維護,1~3號支架前梁空頂區域使用直徑22 mm×2 400 mm高強錨桿進行支護,錨桿間排距為800 mm×900 mm。
距停采線3.8 m時,工作面綜采液壓支架停止拉移,采用MWD 7.8/0.32L型煤礦用液壓挖掘機掘進上分層回撤通道,掘進高度2.5 m。上分層掘進支護完成后,下層刷幫區域使用單體液壓支柱推移刮板輸送機配合煤機進行拾底,拾底至回撤通道外幫。
采用液壓挖掘機掘進上層通道時,頂板使用單體液壓支柱配合“一梁三柱”進行臨時支護。使用液壓支架配合2.0 m雙銷梁及DW-3.5單體液壓支柱緊隨迎頭進行臨時支護,采用2根2 m雙銷梁相互鉸接,一端支設在液壓支架前梁上,靠煤壁側使用3.5 m單體液壓支柱進行支設。頂板永久支護采用錨網梯(索)復合支護法,即先鋪設雙層金屬網,金屬網下打錨桿、錨索,錨桿之間用鋼筋梯連接。頂板支護錨桿采用直徑22 mm×2 400 mm全螺紋高強樹脂錨桿,共布置5排,間排距為800 mm×900 mm,靠近煤壁側錨桿布置在頂板距煤壁肩窩300 mm處,與頂板法線的夾角為15°。沿工作面傾向每0.9 m鋪設1排3.6 m鋼筋梯。錨索使用直徑21.6 mm×6 000 mm的270K級鋼絞線,布置在2排錨桿之間,每排布置2棵錨索,錨索孔距2 000 mm,排距2 700 mm。
回撤通道幫部采用錨網復合支護法進行支護,即先鋪設金屬網,金屬網下打錨桿進行支護。采用直徑20 mm×2 400 mm無縱筋左旋螺紋鋼錨桿,并加木托板,規格為200 mm×300 mm×50 mm。幫部自上而下布置3排錨桿,最上一排距離頂板300 mm,與水平線間仰角為30°,錨桿上、中、下排距為900 mm,沿工作面傾向間距為900 mm。下分層通道使用煤機刷幫后,采用直徑20 mm×2 000 mm無縱筋左旋螺紋鋼錨桿對新剝出煤壁進行支護。
材、運兩巷回撤通道開門時,要進行加強支護。開門點向外300 mm位置處,順工作面走向在頂板施工2排鋼筋梯,鋼筋梯搭茬200 mm,每根鋼筋梯使用5根直徑22 mm×2 400 mm全螺紋高強樹脂錨桿進行支護。開門掘進前3 m采取小循環掘進,循環進尺600 mm,頂板錨桿間排距800 mm×600 mm,錨索孔距2 000 mm,排距1 800 mm。
為了解分步掘進回撤通道對圍巖變形的控制效果,現場對通道頂板下沉和底板底鼓情況進行觀測,每隔20 m布置1個頂板離層儀和1個頂底板移近量觀測儀,共布置10個頂板監測點和10個底板監測點。不同測點監測結果如圖5所示。可以看出,與預掘回撤通道受采動應力影響較大不同,采用分步掘進形成回撤通道,圍巖變形較為穩定,變形量在可控范圍之內,頂板下沉量平均為147 mm,底鼓量平均為113 mm,略高于數值模擬結果。這說明分步掘進回撤通道工藝較好控制了通道頂底板的變形。

圖5 不同測點頂、底板位移圖
現場實踐和監測數據表明,對3313大采高工作面回撤通道采用分步掘進施工工藝進行掘進和支護,一方面避免了提前掘進回撤通道造成的通道維護和頂板對接的困難,回撤通道穩定性得到了較好的控制;另一方面分步掘進施工方便快捷效率高,掘進后的浮煤通過工作面刮板輸送機直接進入煤流系統,減少了運輸設備的使用,大大提升了安全系數。
1)對3種回撤通道掘進方式,預掘回撤通道變形最大,支護困難;采煤機割煤形成回撤通道和分步掘進回撤通道3種方式圍巖變形較小,通道穩定性較好。但采煤機割煤形成回撤通道時,頂板錨索梯網支護實施困難,且對施工人員的安全帶來極大威脅。
2)分步掘進形成回撤通道避免了預掘回撤通道造成的通道維護和頂板對接的困難,圍巖變形量小,回撤通道穩定性得到了較好的控制,且施工方便快捷效率高,掘進后的浮煤通過工作面刮板輸送機直接進入煤流系統,減少了運輸設備的使用,大大提升了安全系數。
3)分步掘進支架回撤通道的掘進方法及相應支護設計方案較好控制了回撤通道的變形,保證了工作面液壓支架的快速安全回撤。研究成果可為大采高工作面回撤通道掘進方法及支護設計提供參考。