趙振偉,王玉林
(棗莊礦業(yè)集團(tuán)新安煤業(yè)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?fàn)?、參差狀斷口,含黃鐵礦和植物化石。基本頂為細(xì)砂巖,灰色,中厚層狀,成分以石英、長(zhǎng)石為主,含少量白云母及暗綠色礦物,分選中等,鈣泥質(zhì)膠結(jié),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?fàn)顢嗫冢严稑O發(fā)育,含豐富的植物化石(羊齒類)?;镜诪樯百|(zhì)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(fā)育,含植物化石碎片。
1)綜采工作面所屬采區(qū)為33輔助采區(qū),工作面北為3煤風(fēng)氧化帶,東為3311工作面采空區(qū),南為33輔助采區(qū)軌道和膠帶下山,西為未開采區(qū)。主采3煤層,煤層底板標(biāo)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(jié)構(gòu),參差狀斷口,裂隙發(fā)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(jī)械化采煤,采用走向長(zhǎng)壁后退式大采高綜合機(jī)械化采煤法,采高6.5 m,液壓支架支護(hù)頂板,全部垮落法處理采空區(qū)頂板,材料巷和運(yùn)輸巷超前范圍內(nèi)采用液壓支架進(jìn)行全斷面超前支護(hù)。工作面配備了全省最大的6.5 m采高自動(dòng)化綜采成套設(shè)備,包括采煤機(jī)1臺(tái)、大采高綜采支架125架、刮板輸送機(jī)1部、橋式轉(zhuǎn)載機(jī)1部等一系列最先進(jìn)采煤設(shè)備。工作面現(xiàn)推進(jìn)至距運(yùn)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(yùn)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(jìn)方式,預(yù)掘回撤通道、采煤機(jī)割煤形成回撤通道和分步掘進(jìn)形成回撤通道[9]。
2.2.1 回撤通道掘進(jìn)方式
1)預(yù)掘回撤通道。在綜采工作面停采線處,預(yù)先掘出平行于回采工作面的回撤通道,推透貫通時(shí)支架直接進(jìn)入通道回撤。預(yù)掘回撤通道具有巷道掘進(jìn)與支護(hù)受外界影響較小,有利于設(shè)備快速回撤、工期短等優(yōu)點(diǎn)。但受采動(dòng)應(yīng)力影響,貫通前回撤通道變形嚴(yán)重,撤架空間利用率低,且后期工作面與回撤巷道頂板對(duì)接困難。
2)采煤機(jī)割煤形成回撤通道。工作面距停采線一定距離時(shí),液壓支架停止前移,推出刮板輸送機(jī),采煤機(jī)繼續(xù)割煤,直至達(dá)到回撤通道設(shè)計(jì)寬度。采煤機(jī)割煤形成回撤通道時(shí),回撤通道位于低應(yīng)力區(qū)刷擴(kuò),不受超前集中壓力影響,圍巖應(yīng)力較小,不用架設(shè)垛式支架支護(hù),通風(fēng)較好。但是,架前頂板位于破碎減壓區(qū)內(nèi),圍巖強(qiáng)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(wǎng)支護(hù)實(shí)施困難,且對(duì)施工人員的安全帶來極大威脅。
3)分步掘進(jìn)形成回撤通道。即分層、分步掘進(jìn)形成回撤通道,在距工作面停采線一定距離時(shí),工作面綜采液壓支架停止拉移,用液壓挖掘機(jī)或掘進(jìn)機(jī)掘進(jìn)上層回撤巷道,下層刷幫區(qū)域使用單體液壓支柱推移刮板輸送機(jī)配合煤機(jī)進(jìn)行拾底至回撤巷道外幫。
采用分步掘進(jìn)工藝,一方面可避免提前掘進(jìn)回撤通道造成的巷道維護(hù)和頂板對(duì)接的困難;另一方面采用液壓挖掘機(jī)或掘進(jìn)機(jī)掘進(jìn)回撤通道,施工方便快捷效率高,掘進(jìn)后的浮煤通過工作面刮板輸送機(jī)直接進(jìn)入煤流系統(tǒng),減少了運(yùn)輸設(shè)備的使用,大大提升了安全系數(shù)。
2.2.2 模型建立
結(jié)合3313綜采工作面地質(zhì)條件,采用離散元軟件UDEC建立回采工作面數(shù)值模型,如圖1所示,對(duì)不同掘進(jìn)方式下3313綜采工作面回撤通道圍巖變形及破壞情況進(jìn)行分析。
圖1 模型尺寸及監(jiān)測(cè)點(diǎn)布置
2.2.3 回撤通道圍巖變形
對(duì)采動(dòng)過程中預(yù)掘回撤通道頂?shù)装搴蛡?cè)幫變形進(jìn)行監(jiān)測(cè),如圖2所示。由圖可知,對(duì)于預(yù)掘回撤通道,通道開挖后,發(fā)生頂板下沉、側(cè)幫變形和底鼓現(xiàn)象,變形量分別為44.5、22、58 mm。隨著采煤工作面的推進(jìn),回撤通道圍巖變形呈動(dòng)態(tài)變化特點(diǎn)。采煤工作面推進(jìn)初期,通道圍巖變形保持穩(wěn)定。距工作面80 m左右時(shí),回撤通道變形開始緩慢變化。頂板下沉量和側(cè)幫位移緩慢增大,底鼓量減小。距工作面40 m左右時(shí),隨著采煤工作面的推進(jìn),底板下沉開始急劇增加。側(cè)幫變形在工作面推進(jìn)至20 m時(shí)開始急劇增加,底鼓量繼續(xù)減小,在距工作面15 m時(shí)又重新增大。
圖2 預(yù)掘回撤通道圍巖變形圖
圖3 和圖4分別為3種掘進(jìn)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(jī)割煤形成回撤通道和分步掘進(jìn)形成回撤通道時(shí),頂板下沉量和側(cè)幫變形顯著減小。與預(yù)掘回撤通道相比,后2種掘進(jìn)方式下底鼓量偏高,但在可控范圍之內(nèi)。采用采煤機(jī)割煤形成回撤通道和分步掘進(jìn)形成回撤通道,2種掘進(jìn)方式下頂板下沉量相近,但分步掘進(jìn)形成回撤通道側(cè)幫變形和底鼓量較小。由此可見,分步掘進(jìn)形成回撤通道不僅可避免預(yù)掘回撤通道頂板下沉量大、支護(hù)困難的特點(diǎn),還避免了采煤機(jī)割煤形成回撤通道時(shí)頂板支護(hù)實(shí)施困難的問題,為最優(yōu)回撤通道掘進(jìn)方案。
圖3 不同掘進(jìn)方式下回撤通道圍巖變形
圖4 不同掘進(jìn)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(jīng)過模擬對(duì)比及多方論證分析,確定大采高回撤通道采用分步掘進(jìn)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(shí),先在支架前梁沿工作面傾向鋪設(shè)5排金屬網(wǎng)作為生根網(wǎng),然后鋪設(shè)高強(qiáng)度聚酯纖維柔性網(wǎng),柔性網(wǎng)下再敷一層金屬網(wǎng)。
距停采線12 m開始,沿工作面傾向方向在柔性網(wǎng)下前梁前端0.2~0.3 m處布設(shè)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(hào)架間傾向布置長(zhǎng)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(shí),機(jī)頭龍門架停止拉移。距停采線5.6 m時(shí),1~3號(hào)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(qū)域,使用單體液壓支柱配合4 m工字鋼及時(shí)進(jìn)行頂板維護(hù),1~3號(hào)支架前梁空頂區(qū)域使用直徑22 mm×2 400 mm高強(qiáng)錨桿進(jìn)行支護(hù),錨桿間排距為800 mm×900 mm。
距停采線3.8 m時(shí),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(jī)掘進(jìn)上分層回撤通道,掘進(jìn)高度2.5 m。上分層掘進(jìn)支護(hù)完成后,下層刷幫區(qū)域使用單體液壓支柱推移刮板輸送機(jī)配合煤機(jī)進(jìn)行拾底,拾底至回撤通道外幫。
采用液壓挖掘機(jī)掘進(jìn)上層通道時(shí),頂板使用單體液壓支柱配合“一梁三柱”進(jìn)行臨時(shí)支護(hù)。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(jìn)行臨時(shí)支護(hù),采用2根2 m雙銷梁相互鉸接,一端支設(shè)在液壓支架前梁上,靠煤壁側(cè)使用3.5 m單體液壓支柱進(jìn)行支設(shè)。頂板永久支護(hù)采用錨網(wǎng)梯(索)復(fù)合支護(hù)法,即先鋪設(shè)雙層金屬網(wǎng),金屬網(wǎng)下打錨桿、錨索,錨桿之間用鋼筋梯連接。頂板支護(hù)錨桿采用直徑22 mm×2 400 mm全螺紋高強(qiáng)樹脂錨桿,共布置5排,間排距為800 mm×900 mm,靠近煤壁側(cè)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(shè)1排3.6 m鋼筋梯。錨索使用直徑21.6 mm×6 000 mm的270K級(jí)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(wǎng)復(fù)合支護(hù)法進(jìn)行支護(hù),即先鋪設(shè)金屬網(wǎng),金屬網(wǎng)下打錨桿進(jìn)行支護(hù)。采用直徑20 mm×2 400 mm無(wú)縱筋左旋螺紋鋼錨桿,并加木托板,規(guī)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(jī)刷幫后,采用直徑20 mm×2 000 mm無(wú)縱筋左旋螺紋鋼錨桿對(duì)新剝出煤壁進(jìn)行支護(hù)。
材、運(yùn)兩巷回撤通道開門時(shí),要進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)。開門點(diǎn)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(qiáng)樹脂錨桿進(jìn)行支護(hù)。開門掘進(jìn)前3 m采取小循環(huán)掘進(jìn),循環(huán)進(jìn)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(jìn)回撤通道對(duì)圍巖變形的控制效果,現(xiàn)場(chǎng)對(duì)通道頂板下沉和底板底鼓情況進(jìn)行觀測(cè),每隔20 m布置1個(gè)頂板離層儀和1個(gè)頂?shù)装逡平坑^測(cè)儀,共布置10個(gè)頂板監(jiān)測(cè)點(diǎn)和10個(gè)底板監(jiān)測(cè)點(diǎn)。不同測(cè)點(diǎn)監(jiān)測(cè)結(jié)果如圖5所示。可以看出,與預(yù)掘回撤通道受采動(dòng)應(yīng)力影響較大不同,采用分步掘進(jìn)形成回撤通道,圍巖變形較為穩(wěn)定,變形量在可控范圍之內(nèi),頂板下沉量平均為147 mm,底鼓量平均為113 mm,略高于數(shù)值模擬結(jié)果。這說明分步掘進(jìn)回撤通道工藝較好控制了通道頂?shù)装宓淖冃巍?/p>
圖5 不同測(cè)點(diǎn)頂、底板位移圖
現(xiàn)場(chǎng)實(shí)踐和監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)表明,對(duì)3313大采高工作面回撤通道采用分步掘進(jìn)施工工藝進(jìn)行掘進(jìn)和支護(hù),一方面避免了提前掘進(jìn)回撤通道造成的通道維護(hù)和頂板對(duì)接的困難,回撤通道穩(wěn)定性得到了較好的控制;另一方面分步掘進(jìn)施工方便快捷效率高,掘進(jìn)后的浮煤通過工作面刮板輸送機(jī)直接進(jìn)入煤流系統(tǒng),減少了運(yùn)輸設(shè)備的使用,大大提升了安全系數(shù)。
1)對(duì)3種回撤通道掘進(jìn)方式,預(yù)掘回撤通道變形最大,支護(hù)困難;采煤機(jī)割煤形成回撤通道和分步掘進(jìn)回撤通道3種方式圍巖變形較小,通道穩(wěn)定性較好。但采煤機(jī)割煤形成回撤通道時(shí),頂板錨索梯網(wǎng)支護(hù)實(shí)施困難,且對(duì)施工人員的安全帶來極大威脅。
2)分步掘進(jìn)形成回撤通道避免了預(yù)掘回撤通道造成的通道維護(hù)和頂板對(duì)接的困難,圍巖變形量小,回撤通道穩(wěn)定性得到了較好的控制,且施工方便快捷效率高,掘進(jìn)后的浮煤通過工作面刮板輸送機(jī)直接進(jìn)入煤流系統(tǒng),減少了運(yùn)輸設(shè)備的使用,大大提升了安全系數(shù)。
3)分步掘進(jìn)支架回撤通道的掘進(jìn)方法及相應(yīng)支護(hù)設(shè)計(jì)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(jìn)方法及支護(hù)設(shè)計(jì)提供參考。