淺埋煤層預掘雙回撤通道末采礦壓顯現(xiàn)調控技術研究

張 云，李 臣，江強強

(1.榆林市能源安全執(zhí)法支隊，陜西 榆林 719000；2.中煤科工集團 武漢設計研究院有限公司，湖北 武漢 430064)

隨著采掘技術水平的提升，現(xiàn)代化礦井設備逐漸大型化，因此，越來越多的煤礦采用預掘雙回撤通道的布置方式提升搬家倒面速度[1]。但末采時，受工作面超前支承壓力影響，主回撤通道出現(xiàn)頂板斷裂，引發(fā)頂板下沉、大面積片幫，甚至回撤漏頂災害，巷道變形嚴重，支架損壞、壓死，嚴重阻礙了高效回撤，并會造成安全隱患和經(jīng)濟損失[2-4]。

關于回撤通道的變形破壞機理、穩(wěn)定性控制，國內(nèi)專家已進行了一定的研究[5-8]。本文將在相關研究基礎上，結合某礦22煤已采工作面的礦壓顯現(xiàn)經(jīng)驗，以22116工作面(寬300 m)為研究工作面開展礦壓監(jiān)測與理論分析，并以相鄰工作面(寬300 m)為試驗工作面進行圍巖的穩(wěn)定性控制工業(yè)性試驗，為接下來的生產(chǎn)工作面實際生產(chǎn)提供參考。

1 末采回撤通道基本概況

1.1 工程基本概況

陜西神木某礦位于東勝煤田東南部，具有煤層埋藏較淺，煤層上覆基巖結構復雜、薄軟基巖，關鍵層上是松散厚表土層等特點。該礦現(xiàn)主采2-2煤，煤層平均厚度2.1 m，平均埋深185 m，地質條件較復雜，煤層頂板依次為均厚2.3 m的砂質泥巖、均厚1.6 m的粉砂巖、均厚4.6 m的細砂巖、均厚3.3 m的粉砂巖，巖層軟弱，強度低，巖體呈各向異性、穩(wěn)定性差，覆巖穩(wěn)定性較差。

為加快工作面搬家效率，采用預掘雙回撤通道的布置模式，主、輔回撤通道間距25 m，采用錨桿索聯(lián)合支護方式，距離貫通前300 m左右時主回撤通道及聯(lián)絡巷安裝兩排垛式支架。末采采掘布置如圖1所示。

圖1 末采布置示意

1.2 末采礦壓顯現(xiàn)概況

1) 末采期間壓力變化。根據(jù)以往經(jīng)驗，距離貫通30 m左右時主回撤通道逐漸受到采動影響，因此，對研究工作面距離貫通50 m時，在主回撤通道依次共選取4組垛式支架(測點位置如圖1所示)，連續(xù)監(jiān)測其壓力，結果如圖2所示。

圖2 末采垛式支架阻力監(jiān)測

由監(jiān)測結果可知：距離貫通30 m前垛式支架工作阻力處于穩(wěn)定階段，貫通前25 m開始變化，貫通前10 m急劇變化。煤壁幫壓力讀數(shù)區(qū)間為60～68 MPa，煤柱幫壓力讀數(shù)在64～72 MPa，煤柱幫平均值(68 MPa)大于煤壁幫(64 MPa)。

2) 末采頂板損傷探測。距貫通10 m時，對主回撤通道140 m、220 m處進行鉆孔窺視，由窺視可得：頂板在2.1 m范圍內(nèi)圍巖裂縫發(fā)育，破碎嚴重，逐漸向深部觀測發(fā)現(xiàn)，破碎逐漸減輕，裂隙逐漸減少，此時，最大破壞深度為4.3 m，部分窺視截圖如圖3所示。

圖3 部分窺視截圖

3) 末采巷道變形監(jiān)測。距貫通1 m時，對回撤通道內(nèi)每隔25 m測量支架下縮量如圖4所示，可見：末采階段煤壁幫下沉量大于煤柱幫，兩排支架平均值差距15.7 mm，最大下沉量為112 mm，末采期礦壓顯現(xiàn)強烈，對工作面順利回撤具有一定的安全威脅。

圖4 垛式支架下縮量

2 回撤通道變形破壞機理

2.1 末采頂板破壞形式

未受到采動影響時，回撤通道頂板與兩幫實體煤結構完整性較好，因此可視為彈性結構，回撤通道頂板主要受到自重影響下的撓曲變形。末采階段，根據(jù)基本頂破斷位置與工作面支架的相對空間關系，可分為3種情形[9]，分別為貫通后基本頂在工作面支架后方、上方、前方斷裂，如圖5所示。

圖5 基本頂破斷形式

由圖5可知：后方斷裂時B塊載荷由采空區(qū)承擔，A塊的懸臂撓曲變形將會是回撤通道失穩(wěn)的主要因素，由于A塊未斷裂，因此圍巖受到的擾動影響較小；上方斷裂時B塊載荷完全由采空區(qū)冒落矸石和支架共同承擔，圍巖動壓大，將不利于回撤通道圍巖的穩(wěn)定性；前方斷裂時，B塊回轉下沉不僅會影響回撤通道頂板穩(wěn)定性，而且會誘發(fā)幫部大變形，不利于支架的安全回撤。

2.2 主回撤通道下沉分析

有學者對回撤通道下沉進行理論建模獲得了回撤通道的下沉量影響因素的作用模式[10]，以最優(yōu)斷裂位置(后方斷裂)為例，回撤通道跨中撓度如下式所示：

式中：E0為直接頂彈性模量；I0為直接頂截面慣性矩，I0=h03/12，h0為直接頂厚度；f1為垛式支架支護強度；f2為掩護式支架支護強度；W1為回撤通道寬度；W2為工作面支架控頂距；B0為附加跨度；h為回撤通道高度；φ為幫部圍巖內(nèi)摩擦角。

可見：①頂板彈模與下沉量為負相關關系，即：提高強度可減小下沉量；②直接頂厚度與下沉量為負相關關系，即：厚度大，承載能力強，可抑制下沉；③下沉量與液壓支架的支護負相關；④下沉量與跨度正相關；⑤下沉量與采高正相關。

2.3 末采數(shù)值分析

采用FLAC3D建立大型采動模型，進行1∶1開挖仿真計算，分析末采50 m至貫通期間的塑性區(qū)分布特征，計算結果如圖6所示。距離貫通50 m時主副回撤通道塑性區(qū)對稱分布，可見工作面超前支承壓力對回頭通道的擾動較小；距離貫通10 m時主回采通道塑性區(qū)明顯增加，且呈現(xiàn)非對稱分布，頂板最大塑性區(qū)尺寸為3.5 m；距貫通5 m時，工作面與回撤通道之間的煤柱完全破壞，主回撤通道煤柱幫塑性區(qū)擴張；貫通時主回撤通道覆巖塑性區(qū)發(fā)育高度極大，這是造成頂板下沉的主要原因。

圖6 不同貫通距離時主回撤通道塑性區(qū)

3 末采圍巖調控原理與方法

1) 限高開采。前文分析采高與頂板下沉量為正相關關系，除此之外，降低采高有利于覆巖跨落時充分充填采空區(qū)，減小覆巖 “兩帶”破壞范圍。因此，提前降低采高，有利于弱化貫通后的礦壓顯現(xiàn)強度，避免頂板的下沉加劇。

2) 停采讓壓。回采速度增加會使來壓步距增長，覆巖破斷時的壓力增加，末采階段合理減緩回采速度，加長懸臂梁承載時間可以縮短來壓步距，尤其是在接近貫通時，停采讓壓可以人為預控基本頂斷裂位置，實現(xiàn)貫通前最后來壓，確保回撤通道頂板壓力釋放。

3) 強制放頂。在無法準確判定來壓步距時，采用頂板預裂爆破、水壓致裂等技術手段可以實現(xiàn)基本頂?shù)亩c斷裂，減緩礦壓顯現(xiàn)。

4) 補強支護。回撤通道高延伸率錨索二次補強加固配合垛式支架高強支護，提高頂板的抗變形能力，減緩下沉速率，并在一定程度上降低圍巖應力，確保工作面安全回撤。

4 工程實踐

結合現(xiàn)場監(jiān)測、理論分析、數(shù)值模擬，對試驗工作面主回撤通道末采期間除垛式支架支護外，采取頂板補強1排D28.6 mm×8 300 mm高強大延伸率錨索，排距1 m，煤柱幫補強支護D21.6 mm×5 000 mm錨索，排距2 m，每排4根；末采距貫通40 m時放慢回采速度，適當進行停采讓壓措施，距貫通15 m時逐漸降低采高，留0.5 m左右的頂煤。

末采期垛式支架壓力監(jiān)測結果如圖7所示。采取措施后，兩組測點煤柱幫與煤壁幫的最大壓力值分別為54 MPa、66 MPa，監(jiān)測數(shù)據(jù)小于研究工作面(最大分別為60 MPa、72 MPa)，分別減小了10%和8.3%.

圖7 試驗面末采垛式支架阻力監(jiān)測

末采期垛式支架下沉量監(jiān)測結果如圖8所示。12組測點煤柱幫與煤壁幫的支架評價下縮量分別為61.9 mm、75.8 mm，監(jiān)測數(shù)據(jù)小于研究工作面(最大分別為71.4 mm、87.4 mm)，都減小了13.3%.監(jiān)測數(shù)據(jù)和礦壓顯現(xiàn)強度均明顯小于研究工作面末采。

圖8 試驗面垛式支架下縮量

可見，采取措施后，采取限高開采、停采讓壓、補強支護后的圍巖控制效果明顯，為本礦井末采回撤通道圍巖穩(wěn)定性控制提供了有益參考。

5 結 語

1) 貫通前25 m礦壓逐漸劇烈，10 m內(nèi)為急劇變化區(qū)，回撤通道煤柱幫壓力和下沉量均小于煤壁幫，頂板破壞范圍大于4.3 m，劇烈破壞區(qū)為2.1 m，受移動支撐壓力影響，末采礦壓顯現(xiàn)強烈，對工作面順利回撤具有一定的安全威脅。

2) 末采貫通后基本頂?shù)娜N破斷方式中，在工作面支架后方斷裂最有利于礦壓控制，頂板下沉與頂板彈模、直接頂厚度、支護強度負相關，與跨度、采高正相關，貫通時塑性區(qū)高度極限發(fā)育造成了頂板下沉。

3) 提出限高開采、停采讓壓、強制放頂、補強支護等末采圍巖調控原理與方法，現(xiàn)場應用后垛式支架壓力、下沉量明顯減小，回撤期間礦壓顯現(xiàn)不強，保證了工作面的安全回撤。