末采階段回撤通道礦壓顯現(xiàn)特征及控制技術(shù)研究

劉天富

（霍州煤電集團呂梁山煤電有限公司方山店坪煤礦，山西 呂梁 033100）

1 工程概況

店坪煤礦現(xiàn)階段主采9#煤層位于太原組中部，9-206 工作面井下位于二采區(qū)東翼，采區(qū)工作面雙翼對稱布置。工作面東至井田邊界，南為呂梁環(huán)城高速保護煤柱，西為+830 m 水平系統(tǒng)大巷，北側(cè)為9-204 回采工作面，工作面范圍內(nèi)煤體結(jié)構(gòu)較穩(wěn)定。根據(jù)回采巷道及開切眼揭露煤層厚度為2.69～3.48 m，均厚3.1 m。9-206 工作面位于+830 m 水平二采區(qū)，主采9#煤層，9-2061 巷輔運順槽（原9-2042 沿空留巷）、9-2061 巷運輸順槽、9-2062 巷回風順槽、9-206 切巷四條巷道均沿9#煤層布置。

2 回撤通道礦壓顯現(xiàn)特征研究

2.1 工作面回撤通道概況

9#煤層2 采區(qū)回采工作面末采階段采用預掘單回撤通道回撤技術(shù)。該技術(shù)是在回采工作面距停采線一定距離時，在停采煤柱內(nèi)沿工作面長度方向施工一條巷道，待回采工作面與其貫通后，通過該巷道將采煤機、刮板輸送機、液壓支架等設(shè)備運至接替工作面。該技術(shù)具有回撤速度快、經(jīng)濟效益較好的優(yōu)點[1]，但是也存在預掘回撤通道表面變形嚴重、支護困難的問題。以9-204 工作面為例，停采線距回風大巷80 m，預掘回撤通道距回風大巷30 m。預掘回撤通道位置如圖1（a）所示。回撤通道沿9#煤層頂板掘進，斷面尺寸寬×高=4.5 m×3.0 m，工作面距停采線約150 m 時開始回撤通道的施工。掘巷期間采用錨網(wǎng)索聯(lián)合支護技術(shù)，頂板采用錨桿+錨索+錨網(wǎng)聯(lián)合支護，錨桿采用“五、五”布置方式，錨索采用“三一三”布置方式，與錨桿交替布置，每排一根錨索時布置在回采側(cè)，靠近回風大巷一側(cè)煤幫采用錨桿+錨網(wǎng)支護，采用“三、三”布置方式，靠近回采工作面一側(cè)煤幫僅設(shè)置錨網(wǎng)。回撤通道掘進期間支護詳情如圖1（b）所示。

圖1 工作面末采概況

2.2 回撤通道礦壓顯現(xiàn)規(guī)律

9-204 工作面中部對應位置布置測站B，距兩側(cè)順槽30 m 處布置A、C 測站，工作面末采階段對回撤通道表面變形量進行現(xiàn)場實測，結(jié)果如圖2。

圖2 回撤通道表面變形規(guī)律

根據(jù)回撤通道表面變形規(guī)律可知，巷道表面變形量隨著與采煤工作面距離呈負相關(guān)，且巷道圍巖變形速率隨著與回采工作面距離的減小不斷呈增大趨勢。距工作面50～20 m 期間，回撤通道兩幫及頂板變形量呈緩慢增大趨勢，兩幫移近量由40 mm 增大為90～130 mm，頂?shù)装逑鄬σ平坑?0 mm 增大至60～140 mm；與工作面距離由20 m 直至貫通期間，圍巖變形量開始呈跳躍性增長，兩幫移近量達到220～320 mm，頂?shù)装逑鄬σ平窟_到225～480 mm。整體而言，末采階段回撤通道圍巖變形破壞較嚴重。

2.3 垛式支架工作阻力變化規(guī)律

9-204 工作面末采期間回撤通道內(nèi)采用垛式支架進行補強支護，額定工作阻力12 000 kN，監(jiān)測支 架 編 號 為9#、22#、28#、60#、85#、98#。根 據(jù) 工作面末采階段垛式支架工作阻力監(jiān)測數(shù)據(jù)，整理得到各支架阻力開始突變時與工作面距離、最大工作阻力及發(fā)生位置見表1。距回采工作面20 m 附近，回撤通道內(nèi)垛式支架載荷出現(xiàn)劇增?？傮w而言，垛式支架載荷由工作面上部至下部整體呈增長趨勢，中下部支架工作阻力基本均大于額定工作阻力。根據(jù)現(xiàn)場實際情況，中下部多個支架出現(xiàn)漏液現(xiàn)象。綜上表明，現(xiàn)有回撤技術(shù)及支護條件下，回撤通道圍巖由于工作面采動影響變形破壞嚴重，礦壓顯現(xiàn)劇烈。

表1 垛式支架工作阻力變化

3 末采階段采前頂板預裂技術(shù)

參考國內(nèi)外類似地質(zhì)條件下工作面生產(chǎn)實例，減小工作面末采階段礦壓顯現(xiàn)的措施主要有控制采高、停采讓壓、強制放頂技術(shù)[2]。9#煤層回采工作面采用一次采全高，采高2.5～3.5 m，不具備采高控制的條件，而停采讓壓技術(shù)需準確掌握頂板周期來壓步距，由于頂板來壓步距影響因數(shù)眾多，具備較大的不確定性，因此僅采用停采讓壓措施無法保證礦壓控制效果，因此可選擇強制放頂技術(shù)來控制9#煤層回采工作面末采階段礦壓顯現(xiàn)強度，其原理如圖3。

圖3 強制放頂技術(shù)原理示意圖

工作面末采階段，采場上覆直接頂巖層隨采隨垮，但無法將采空區(qū)充填壓實，基本頂懸而不垮。隨著工作面與回撤通道間距離減小，頂板下沉量不斷增大，超出巷道內(nèi)支護及圍巖載荷極限，導致回撤通道圍巖失穩(wěn)破壞。在工作面頂板施工預裂鉆孔使基本頂提前垮落，減小懸頂長度，進而控制末采礦壓顯現(xiàn)。預裂切縫垂直高度計算經(jīng)驗公式[3-4]：

式中：H煤為工作面采高，m；K為上覆巖層碎脹系數(shù)，1.3～1.5，結(jié)合店坪煤礦9-206 工作面覆巖巖性碎脹系數(shù)K取1.4。工作面采高為3.1 m，因此計算可得預裂鉆孔垂直高度為7.75 m。

4 9-206 工作面頂板爆破預裂方案設(shè)計

結(jié)合9-204 工作面末采階段礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，設(shè)計9-206 工作面末采階段采取鉆孔預裂爆破強制放頂措施，預裂鉆孔沿工作面煤壁側(cè)走向方向布置?？紤]9-204 工作面末采期間，距工作面20 m 附近礦壓顯現(xiàn)開始明顯增大，因此設(shè)計切頂位置與回撤通道垂直距離25 m。工作面回采至距回撤通道20 m時停采，進行頂板預裂鉆孔及爆破施工。鉆孔直徑75 mm，煤壁頂角處共布置62 個爆破鉆孔，間距4.0 m，向回撤通道方向偏斜10°，切頂垂直高度7.9 m，鉆孔總長度8.0 m，兩側(cè)回采巷道內(nèi)各布置兩個鉆孔，間距4.0 m，向工作面中部偏斜30°，切頂垂直高度10.4 m，鉆孔總長度12.0 m。預裂鉆孔布置詳情如圖4。

圖4 預裂鉆孔布置俯視圖（m）

爆破選用乳化炸藥，藥卷直徑60 mm，長度350 mm，重量1.2 kg，聚能管直徑70 mm，每節(jié)長1500 mm，聚能管間采用定制連接件連接，采用孔底不耦合間隔裝藥方式，工作面煤壁側(cè)每個爆破孔裝藥量18 kg，兩側(cè)順槽裝藥量22 kg，采用毫秒延期雷管，采用炮泥封孔，采用導火索正向起爆方式，每次進行5 個鉆孔的起爆，炮孔之間采用串聯(lián)起爆方式。切頂由工作面上部至下部依次，最后進行兩側(cè)順槽預裂鉆孔的起爆，每次爆破時間間隔不小于0.5 h。鉆孔裝藥方式如圖5。

圖5 聚能管裝藥結(jié)構(gòu)示意圖

5 礦壓控制效果分析

在9-206 工作面末采期間，監(jiān)測回撤通道內(nèi)垛式支架載荷變化規(guī)律及表面變形情況，整理得到垛式支架工作阻力變化規(guī)律如圖6。

圖6 垛式支架載荷變化規(guī)律

以工作面中下部位置垛式支架為例，距工作面約20 m 時礦壓顯現(xiàn)程度開始劇增，直至工作面與回撤通道貫通。中部垛式支架最大工作阻力11 600 kN，下部垛式支架最大工作阻力11 800 kN，均小于支架額定工作阻力。根據(jù)現(xiàn)場調(diào)研情況，未發(fā)現(xiàn)支架出現(xiàn)漏液現(xiàn)象，說明垛式支架工作狀態(tài)良好，工作面末采階段礦壓顯現(xiàn)劇烈程度顯著降低。根據(jù)回撤通道表面變形量現(xiàn)場調(diào)研結(jié)果可知，兩幫相對移近量穩(wěn)定在50～100 mm，頂?shù)装逑鄬σ平糠€(wěn)定在60～120 mm，圍巖整體穩(wěn)定，能夠滿足工作面正常安全回撤的要求。

6 結(jié)論

通過對店坪煤礦9-204 工作面末采期間礦壓顯現(xiàn)監(jiān)測，回撤巷道距工作面約20 m 時，回撤通道內(nèi)礦壓顯現(xiàn)劇烈程度明顯增大，貫通后圍巖過度變形失穩(wěn)破壞，威脅工作面的安全高效回撤。據(jù)此，設(shè)計在9-206 工作面進行頂板預裂強制放頂技術(shù)措施，確定切頂鉆孔的垂直距離應不小于7.75 m，設(shè)計具體的預裂鉆孔施工參數(shù)。垛式支架工作阻力在其額定工作阻力范圍內(nèi)，回撤通道圍巖穩(wěn)定性良好，有效減弱了末采階段回撤通道礦壓顯現(xiàn)，取得了良好的工程實踐效果。