閆文龍

(山西大平煤業(yè)有限公司 生產(chǎn)技術(shù)科,山西 長(zhǎng)治 046600)

工作面回采結(jié)束后,需要將設(shè)備回撤并安裝到新的工作面,以確保礦井正常生產(chǎn)。目前主要采用兩條巷道回撤工作面,預(yù)先在停采線位置布置一條主回撤通道,在距離主回撤通道30 m～40 m位置布置一條輔助回撤通道[1-2],主、輔兩條回撤通道之間每隔40 m～50 m布置一條聯(lián)絡(luò)巷,為設(shè)備回撤提前預(yù)留空間,同時(shí)可以實(shí)現(xiàn)多點(diǎn)回撤,提高回撤效率[3,4]?，F(xiàn)階段該方面的研究主要是從宏觀的礦壓顯現(xiàn)角度論述回撤通道的礦壓規(guī)律,主要監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)注重巷道收縮量、活柱下縮量以及支架工作阻力。若回撤巷道斷面較大,加上超前支承壓力影響,受采動(dòng)影響嚴(yán)重,容易造成回撤巷道劇烈變形、片幫及支架壓死等頂板事故,影響回撤工作[5,6]。因此,末采期間的巷道穩(wěn)定性及礦壓顯現(xiàn)問(wèn)題一直被煤礦高度關(guān)注。

本文通過(guò)不連溝煤礦F6201工作面在回撤時(shí)采用輔撤巷道加多聯(lián)絡(luò)巷道方式進(jìn)行設(shè)備回撤,通過(guò)現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè)對(duì)該礦的淺埋厚煤層工作面末采期間的回撤巷道礦壓規(guī)律進(jìn)行總結(jié)和分析,為開(kāi)采類似的工作面提供了參數(shù)依據(jù)[3-4]。

1 工作面概述

F6201工作面煤層平均厚度15.24 m,埋深210 m,走向長(zhǎng)度765.8 m,傾向長(zhǎng)度249.6 m工作面頂板為砂質(zhì)泥巖及6上煤層,含植物碎屑,裂隙發(fā)育,易風(fēng)化破碎。頂?shù)装逡苑凵皫r、砂質(zhì)泥巖及細(xì)砂巖類為主。頂板巖性軟弱,影響頂板管理及搬家速度。

F6201工作面采用輔巷加多聯(lián)巷道的多通道方式進(jìn)行回撤,如圖1所示。預(yù)先掘出主輔回撤通道,在主輔回撤通道之間每間隔40 m掘出1條聯(lián)絡(luò)巷,主、輔回撤通道斷面均呈矩形,規(guī)格相同:高×寬為3.6 m×5.5 m。主撤通道原采用錨網(wǎng)索噴聯(lián)合支護(hù),在工作面末采階段采用垛式支架+單體柱π型梁棚方式對(duì)整條巷道加強(qiáng)支護(hù)。

1-回風(fēng)順槽;2-運(yùn)輸順槽;3-主撤通道;4-輔撤通道;5-聯(lián)絡(luò)巷;6-絞車(chē)硐室圖1 回撤通道快速搬家工藝示意圖Fig.1 Rapid moving technology in removal roadways

2 礦壓觀測(cè)內(nèi)容及方法

1)觀測(cè)內(nèi)容。通過(guò)觀測(cè)頂板下沉、垛式支架活柱下縮量、垛式支架壓力來(lái)分析主回撤巷道礦壓隨工作面推進(jìn)的顯現(xiàn)規(guī)律。

2)測(cè)點(diǎn)布置方法。在主回撤通道內(nèi)布置6個(gè)測(cè)點(diǎn),1#—6#測(cè)點(diǎn)分別距回風(fēng)巷口30 m、60 m、90 m、120 m、150 m、180 m,測(cè)站采用“十”字布點(diǎn)法安設(shè)表面位移監(jiān)測(cè)斷面,在巷道頂?shù)装宕?.5 m的鉆孔,用木棍固后并在觀測(cè)點(diǎn)釘一顆鐵釘作為觀測(cè)基點(diǎn)。具體測(cè)點(diǎn)布置如圖2所示。

圖2 主回撤通道內(nèi)測(cè)點(diǎn)布置示意圖Fig.2 Measuring points layout in main removal roadways

3)觀測(cè)方法。觀測(cè)方法為:由于巷道比較高,在B、C之間拉緊測(cè)繩,A、O之間用5 m測(cè)桿測(cè)量頂板下沉量,不測(cè)定兩幫收縮量;采用皮卷尺測(cè)量監(jiān)測(cè)斷面距掘進(jìn)工作面的距離;用鋼卷尺測(cè)量活柱下縮量,每天記錄1次。同時(shí)對(duì)煤壁片幫、噴漿脫落、底板破壞等情況進(jìn)行現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè)。

4)支架阻力測(cè)定。采用人工方式采集垛式支架壓力,每班安排專人對(duì)垛式支架的前后立柱壓力表進(jìn)行測(cè)定,每部支架取平均值,然后通過(guò)Excel軟件將支架壓力、工作面推進(jìn)距離生成曲線;支架壓力每天采集3次。

圖3 巷道變形測(cè)站布置剖面圖Fig.3 Cross-section profile of deformation monitoring station

3 圍巖運(yùn)動(dòng)及礦壓顯現(xiàn)

3.1 圍巖變形破壞特征

1)頂板下沉。自2019年7月9日晚班工作面距主回撤通道18 m時(shí)進(jìn)入末采階段至2019年7月17日中班工作面貫通,前后歷時(shí)9 d,對(duì)安設(shè)在主回撤通道內(nèi)所有垛式支架的活柱下縮量進(jìn)行觀測(cè),觀測(cè)結(jié)果如圖4所示。

工作面自末采至貫通期間,主撤通道內(nèi)的垛式支架活柱下縮量持續(xù)增大,從圖4可以看出活柱下縮量明顯分為兩個(gè)階段,即平穩(wěn)變形階段和急劇變形階段。

圖4 主回撤通道內(nèi)垛式支架活柱下縮量變化曲線Fig.4 Shrinkage variation of chock type support in the main removal roadway

從回撤通道前方18 m至8.4 m為穩(wěn)定變形階段,共持續(xù)時(shí)間約96 h,推進(jìn)步距9.6 m,活柱下縮量為50 mm～134 mm,下沉速度0.5 mm/h ～1.4 mm/h;回撤通道前方8.4 m至貫通為劇烈變形階段,共持續(xù)時(shí)間約120 h,下沉速度1.1 mm/h ～3 mm/h。

由此可知,主撤通道在貫通期間,在超前支承壓力的作用下,巷道圍巖持續(xù)變形,噴漿明顯剝落,當(dāng)推進(jìn)至8.4 m處,頂板下沉量明顯增加,巷道礦壓顯現(xiàn)劇烈，各測(cè)點(diǎn)頂板變化如圖5所示。

圖5 主回撤通道內(nèi)各測(cè)點(diǎn)頂板變化曲線Fig.5 Roof variation at measuring points in the main removal roadway

從圖5可以看出,頂板下沉可分為三個(gè)階段:采動(dòng)影響一般階段、采動(dòng)影響劇烈階段和趨于穩(wěn)定階段。從上圖可以看出位于1#聯(lián)絡(luò)巷附近的1#測(cè)點(diǎn)頂板下沉區(qū)別于其他5個(gè)測(cè)點(diǎn),主要原因?yàn)?#聯(lián)絡(luò)巷頂板較為破碎,煤體風(fēng)化嚴(yán)重,未及時(shí)對(duì)該聯(lián)絡(luò)巷進(jìn)行補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)。

主撤1#測(cè)點(diǎn)頂板累計(jì)下沉258 mm;主撤2#測(cè)點(diǎn)頂板累計(jì)下沉213 mm;主撤3#測(cè)點(diǎn)頂板累計(jì)下沉375 mm;主撤4#測(cè)點(diǎn)頂板累計(jì)下沉489 mm;主撤5#測(cè)點(diǎn)頂板累計(jì)下沉516 mm;主撤6#測(cè)點(diǎn)頂板累計(jì)下沉449 mm;累計(jì)平均下沉量為383 mm,平均下沉速度為1.77 mm/h。當(dāng)工作面推進(jìn)至4 m～5 m時(shí),主撤通道頂板下沉劇烈,兩幫收縮量加大,巷道變形嚴(yán)重,礦壓顯現(xiàn)劇烈。

工作面與主撤通道貫通后,頂板下沉速度大幅度減小:調(diào)整工藝改變周期來(lái)壓步距,提前卸載上覆巖層載荷;經(jīng)過(guò)劇烈變形后主撤通道頂板趨于穩(wěn)定,以靜載荷為主;補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)提高了主撤通道的強(qiáng)度和剛度。

2)煤壁片幫。開(kāi)始觀測(cè)時(shí),因主撤通道距工作面較遠(yuǎn),受采動(dòng)影響程度較小,主撤通道內(nèi)噴漿層只是出現(xiàn)輕微裂縫,無(wú)明顯煤壁片幫;自2019年5月9日晚班2點(diǎn)開(kāi)始,采動(dòng)影響增強(qiáng),主回撤通道噴漿開(kāi)始剝落,塊度在200 mm～350 mm,塑料金屬網(wǎng)被擠破,局部地區(qū)出現(xiàn)網(wǎng)兜,煤壁開(kāi)始出現(xiàn)片幫,且片幫長(zhǎng)度、深度、噴漿剝落塊度及范圍均隨著工作面的推進(jìn)逐漸加大。隨著工作面的推進(jìn),片幫、金屬網(wǎng)破損及噴漿剝落現(xiàn)象加劇,當(dāng)工作面推進(jìn)至5 m時(shí),整條回撤通道共破網(wǎng)25處,37根單體柱身被埋400 mm～550 mm,42架垛式支架底座被片幫煤所埋,最大片幫量為635 mm。

3)其他礦壓顯現(xiàn)。受超前支承壓力影響,主回撤通道內(nèi)單體柱損毀率達(dá)到27%,尤其是在2019年5月12日,工作面距離通道約10 m時(shí),頂板內(nèi)開(kāi)始出現(xiàn)斷裂聲,并伴隨板炮聲;5月14日,距離通道5 m時(shí),頂部掉渣量增多,頂板悶雷聲加大,同時(shí)，工作面煤壁片幫量及片幫范圍均加大,塊度在0.7 m～1.5 m,深度0.5 m～1.1 m不等。

3.2 垛式支架工作阻力

對(duì)主回撤通道內(nèi)的垛式支架分為上部、中部、下部三個(gè)部分,每部分取15部支架觀測(cè)其工作阻力,支架工作面阻力分布隨著工作面推進(jìn)如圖6所示。

圖6 垛式支架工作阻力與回撤通道距離分布曲線圖Fig.6 Variation of working resistance of chock type support and distance distribution of removal roadways

1)上部支架:從圖6觀測(cè)結(jié)果來(lái)看,工作面推進(jìn)至距主回撤通道7 m,支架工作阻力變化不大,平均值為6 847 kN;推進(jìn)至距主回撤通道4 m時(shí),工作阻力增加到7 123 kN,此后,支架工作阻力急劇增大至8 799 kN,此后至回撤開(kāi)始,支架工作阻力基本保持穩(wěn)定。

2)中部支架:工作面推進(jìn)至距主回撤通道8.5 m,支架工作阻力變化不大,平均值為6 902 kN;推進(jìn)至距主回撤通道5 m時(shí),工作阻力增加到7 319 kN,此后,支架工作阻力增大至9 023 kN,但未出現(xiàn)突變階段;此后至回撤開(kāi)始,支架工作阻力基本保持穩(wěn)定。

3)下部支架:工作面推進(jìn)至距主回撤通道4 m,支架工作阻力變化不大,平均值為6 826 kN;此后,支架工作阻力突變?cè)龃笾? 998 kN,此后至回撤開(kāi)始,支架工作阻力基本保持穩(wěn)定。

通過(guò)對(duì)F6201工作面末采期間的巷道變形觀測(cè)分析可知,工作面距離主回撤通道7 m前后頂板及兩幫開(kāi)始變形;距離停采線4.3 m時(shí)，垛式支架工作阻力出現(xiàn)突變,礦壓顯現(xiàn)劇烈,并且突變順序?yàn)椤跋戎胁?、再上部、后下部”?/p>

4 結(jié)論

1)工作面推進(jìn)至距離主回撤通道6 m～8 m時(shí),超前支承壓力對(duì)回撤通道影響逐漸加大,在此之前必須增大垛式支架的初撐力,并及時(shí)檢查安全閥,確保能安全開(kāi)啟。

2)工作面推進(jìn)至距離主回撤通道5 m～6 m時(shí),支架工作阻力逐漸增大,推進(jìn)至4.4 m時(shí)出現(xiàn)突變。

3)工作面推進(jìn)至距離主回撤通道2.4 m時(shí),整條通道壓力達(dá)到最大,煤壁片幫、單體柱彎曲變形折損增加。

4)采動(dòng)對(duì)回撤通道影響分為三個(gè)階段,分別為采動(dòng)影響相對(duì)穩(wěn)定階段、采動(dòng)影響突變階段和采動(dòng)影響顯著階段。

5)垛式支架工作阻力必須保持在8 800 kN以上,避免發(fā)生頂板事故,并加強(qiáng)煤壁管理,預(yù)防片幫事故。