趙 強(qiáng)，石 蒙，周 鵬，陳萬輝

(1.內(nèi)蒙古蒙泰不連溝煤業(yè)有限責(zé)任公司，內(nèi)蒙古 鄂爾多斯 010303；2.天地科技股份有限公司 開采設(shè)計事業(yè)部，北京 100013；3.中煤科工開采研究院有限公司，北京 100013)

預(yù)掘回撤通道是目前大型礦井最主要的回撤通道布置方式，與自開回撤通道相比，預(yù)掘回撤通道提前將巷道掘出，減少搬家時間，提高了工作面接續(xù)效率。然而，工作面回采至附近時，主回撤通道將要經(jīng)受劇烈的采動影響，圍巖變形量普遍很大[1-5]。對于特厚煤層綜放工作面來說，煤層厚度一般超過10m，回撤通道頂板和兩幫均為煤體，超前采動應(yīng)力影響下煤體的破壞更加嚴(yán)重，預(yù)掘回撤通道維護(hù)難度很大。

近年來，在特厚煤層預(yù)掘回撤巷道穩(wěn)定性保障及支護(hù)技術(shù)方面，學(xué)者們進(jìn)行了大量研究。呂坤等[6]提出主控頂板和煤柱幫的原則，采用錨桿索聯(lián)合支護(hù)，在酸刺溝煤礦特厚煤層回撤通道得到成功應(yīng)用。郭浩森等[7]選用錨網(wǎng)索和H型鋼梁組合支護(hù)形式進(jìn)行回撤通道圍巖控制，保證工作面安全回撤。劉愛卿[8]采用數(shù)值模擬方法研究了特厚煤層預(yù)掘回撤通道圍巖應(yīng)力演化規(guī)律，提出煤柱加固措施。魏恒征[9]通過研究肖家洼煤礦特厚煤層工作面末采階段工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，提出采取讓壓措施并提前對回撤通道進(jìn)行“錨索+鋼筋梯”補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)的方法，現(xiàn)場應(yīng)用效果較好。馬祥等[10]建立了綜放工作面頂板斷裂來壓力學(xué)模型，采取在主撤巷道內(nèi)加強(qiáng)支護(hù)、控制貫通前后工作面高差等措施保障順利回撤。

現(xiàn)有研究成果中特厚煤層主回撤通道支護(hù)技術(shù)研究還是以錨桿錨索及其組合構(gòu)件優(yōu)化為主，缺少對于新型支護(hù)形式的研究，并且特厚煤層回撤通道頂板相當(dāng)大厚度范圍內(nèi)和兩幫均為煤體，圍巖變形破壞特征有其特殊性，需要進(jìn)行深入研究。因此，以不連溝煤礦特厚煤層綜放工作面主回撤通道為背景，綜合采用現(xiàn)場實(shí)測和數(shù)值模擬研究了預(yù)掘主回撤通道變形破壞特征，并提出錨-梁-注綜合控制技術(shù)，研究成果在現(xiàn)場進(jìn)行了驗(yàn)證。

1 工程概況

不連溝煤礦主采石炭系太原組6號煤層，西翼采區(qū)煤層埋深400m左右，工作面煤層厚度平均為15.6m，采用綜采放頂煤開采方式。煤層直接頂為厚度約3.45m的砂質(zhì)泥巖，之上為厚度約2.76m的6上煤，基本頂為厚度約5.95m的砂質(zhì)泥巖；直接底巖性為厚度約2.09m的泥巖，之下為厚度約3.29m的6下煤。

不連溝煤礦工作面回撤通道為預(yù)掘方式，分為主回撤通道和副回撤通道，主回撤通道斷面尺寸為寬5.5m、高4.0m，原支護(hù)設(shè)計中采用錨桿索配合垛式支架支護(hù)方式，其中，頂板錨桿桿體為22#左旋無縱筋335號螺紋鋼筋，長度2.5m，樹脂加長錨固，采用鋼筋托梁作為錨桿組合構(gòu)件，錨桿施工預(yù)緊扭矩要求為150N·m；護(hù)表網(wǎng)采用鋼筋網(wǎng)和菱形網(wǎng)組成的雙層網(wǎng)；錨桿間排距為1000mm×1000mm。錨索材料為?17.8mm，1×7股預(yù)應(yīng)力鋼絞線，長度8m；錨索排距2000mm，每排布置4根。回采幫采用桿體直徑為20mm的玻璃鋼錨桿支護(hù)，長度2.4m；煤柱幫采用22#左旋無縱筋335號螺紋鋼筋，長度2.5m，樹脂加長錨固，后期進(jìn)行錨索補(bǔ)強(qiáng)，錨索材料為?17.8mm，1×7股預(yù)應(yīng)力鋼絞線，長度6m。原設(shè)計方案主回撤通道支護(hù)斷面如圖1所示。

圖1 原設(shè)計方案主回撤通道支護(hù)斷面(mm)

在此支護(hù)形式下，工作面回采至回撤通道附近時，主回撤通道發(fā)生嚴(yán)重的變形破壞，主要表現(xiàn)為頂板下沉、底鼓、煤柱幫內(nèi)擠，嚴(yán)重時頂?shù)装逡平窟_(dá)到1.5m，煤柱幫擠出近1m，對工作面支架撤出產(chǎn)生嚴(yán)重影響。副回撤通道由于煤柱寬度較大(30m)，受工作面動壓影響不大，巷道穩(wěn)定性較好。

2 主回撤通道變形破壞特征分析

2.1 末采期間主回撤通道變形監(jiān)測

為研究工作面末采期間主回撤通道圍巖變形規(guī)律與特征，在采用原支護(hù)設(shè)計方案的F6207主回撤通道布置3個表面位移測站，測站位置如圖2所示。

圖2 F6207主回撤通道表面位移測站布置

F6207主回撤通道在與工作面接近過程中的表面位移監(jiān)測結(jié)果如圖3所示，可以分析得出圍巖變形規(guī)律。末采期間主回撤通道圍巖變形趨勢主要分為三個階段，即不受采動影響階段、采動影響階段和劇烈采動影響階段。不受采動影響階段為掘進(jìn)完成直至距離工作面60～70m以外，在這個階段主回撤通道基本沒有變形。采動影響階段自距離工作面60～70m開始，主回撤通道圍巖開始產(chǎn)生變形，但變形量不是很大。劇烈采動影響階段為距離工作面30m左右開始，直至貫通，圍巖變形量開始大幅增加，頂板下沉量一般達(dá)到300～400mm，并伴有破碎網(wǎng)兜現(xiàn)象，對于回撤期間頂板控制十分不利，底鼓現(xiàn)象很明顯。兩幫明顯變形，以煤柱幫為主，其中煤柱幫變形較大，受壓后破碎現(xiàn)象突出。

圖3 F6207主回撤通道表面位移監(jiān)測結(jié)果

根據(jù)三個測站的位移觀測結(jié)果，可以看出主回撤通道中部的圍巖位移明顯大于兩端，說明主回撤中部承受的采動壓力最大，兩端承受的壓力較小。

2.2 末采期間主回撤通道圍巖破壞模擬分析

采用UDEC模擬工作面末采期間主回撤通道塑性區(qū)變化特征，建立模型尺寸為300m×100m，模型底部固支，兩側(cè)絞支，頂部按照埋深施加應(yīng)力邊界，模型主要物理力學(xué)參數(shù)與節(jié)理面參數(shù)見表1、表2。

表1 巖層物理力學(xué)參數(shù)

表2 節(jié)理力學(xué)參數(shù)

對主回撤通道距工作面40m直至貫通時的圍巖塑性區(qū)分布進(jìn)行數(shù)值計算，此過程中工作面只割煤不放煤，模擬結(jié)果如圖4所示?？梢钥闯觯骰爻吠ǖ绹鷰r塑性區(qū)范圍隨工作面靠近而逐漸增大，主回撤通道距工作面30m時，頂板塑性區(qū)高度開始明顯增大，約為1.5m，兩幫塑性區(qū)寬度約為1.5m；主回撤通道距工作面20m時，頂板塑性區(qū)高度擴(kuò)展到2.8m，煤柱幫塑性區(qū)寬度為1.8m，回采幫塑性區(qū)寬度為2.1m；主回撤通道距工作面10m時，圍巖塑性區(qū)急劇擴(kuò)展，頂板塑性區(qū)高度達(dá)到6m，煤柱幫塑性區(qū)寬度為2.4m，回采幫塑性區(qū)寬度為2.7m；主回撤通道距工作面5m時，頂煤范圍已基本全部進(jìn)入塑性區(qū)，回采側(cè)煤體已與工作面連通，承載能力大幅弱化；主回撤通道與工作面貫通后，圍巖整體形成很大的塑性破壞范圍。

圖4 主回撤通道距工作面不同距離時圍巖塑性區(qū)分布

3 主回撤通道圍巖控制技術(shù)

從以上分析可以得出，預(yù)掘主回撤通道經(jīng)受的采動影響要強(qiáng)于一般的動壓巷道，尤其是與工作面距離不足30m后，將要進(jìn)入強(qiáng)烈采動影響階段，主回撤通道頂煤厚度很大，貫通后頂煤整體變?yōu)樗苄誀顟B(tài)，承載能力大幅減弱，幫部只有煤柱幫一側(cè)承載。特厚煤層預(yù)掘回撤通道支護(hù)重點(diǎn)在于：①通過錨桿索支護(hù)實(shí)現(xiàn)強(qiáng)力護(hù)表，對淺部煤體進(jìn)行強(qiáng)化[11-13]，使其在強(qiáng)烈動壓作用下仍保留一定的承載能力；②通過長錨索配合剛性工字鋼梁，形成具有強(qiáng)托頂能力的錨吊梁結(jié)構(gòu)，即使頂煤進(jìn)入大面積塑性狀態(tài)，也能良好發(fā)揮懸吊作用；③對兩幫進(jìn)行注漿加固，增強(qiáng)幫部煤體完整性，使回采幫在貫通前能夠保持承載能力，煤柱幫能夠減輕破壞程度[14-16]。具體支護(hù)方案如下所述。

3.1 強(qiáng)力錨桿索支護(hù)

基于原有支護(hù)設(shè)計對錨桿索支護(hù)進(jìn)行強(qiáng)化，提高錨桿索強(qiáng)度和支護(hù)剛度。錨桿屈服強(qiáng)度由335MPa增至500MPa，錨桿扭矩由150N·m提高到400N·m；回采幫上部三根錨桿由玻璃鋼錨桿更換為螺紋鋼錨桿。錨索直徑由17.8mm更換為21.6mm，每排兩根，張拉預(yù)緊力提高到250～300kN，其他支護(hù)材料和參數(shù)不變。新方案主回撤通道錨桿索支護(hù)斷面如圖5所示。

圖5 新方案主回撤通道錨桿索支護(hù)斷面(mm)

3.2 頂板錨吊梁支護(hù)

錨桿索支護(hù)后架設(shè)垛式支架前，采用錨吊梁支護(hù)將錨桿索支護(hù)形成的淺部承載體錨固到深部穩(wěn)定巖層中，并通過長錨索壓緊雙工字鋼梁對頂板形成強(qiáng)力托頂構(gòu)件，使得工作面回撤時頂板在垛式支架撤出后，也能有效發(fā)揮托頂作用。

錨吊梁采用4根直徑17.8mm、長度12m的錨索配合雙工字鋼組合而成，在錨吊梁上用14mm厚的鋼板包焊加固，并加工錨索孔，錨吊梁加工形式如圖6所示。頂板錨吊梁打設(shè)在每兩排錨桿中間，排距為1000mm，錨索張拉預(yù)緊力不低于200kN。

圖6 頂板錨吊梁(mm)

3.3 兩幫注漿加固

基于主回撤通道幫部破壞嚴(yán)重的情況，采用注漿加固方式進(jìn)行幫部煤體強(qiáng)化，注漿工作在主回撤通道距離工作面100m前完成。注漿材料為水泥-水玻璃雙液漿，水灰比0.8∶1～1∶1，通過注漿錨桿進(jìn)行注漿。注漿錨桿為直徑20mm的鋼管制作而成，管壁厚度3mm，端部加工100mm的螺紋，待注漿結(jié)束后安裝托板螺母用。桿體每隔200mm對開一組出漿孔，距離螺紋段100mm焊接20mm的圓鋼環(huán)作為止?jié){環(huán)。注漿錨桿如圖7所示。

圖7 注漿錨桿結(jié)構(gòu)(mm)

末采前對煤柱幫和回采幫進(jìn)行注漿，注漿錨桿長度分為3m和5m兩種規(guī)格，每排布置3根，兩種長度注漿錨桿交替布置，排距900mm，先注3m，后注5m，注漿壓力為1.5～3MPa，每孔注漿量200～300kg。

3.4 支護(hù)方案數(shù)值模擬驗(yàn)證

為驗(yàn)證支護(hù)技術(shù)合理性，數(shù)值模擬新支護(hù)方案的應(yīng)用效果。采用UDEC中的 cable單元模擬錨桿和錨索，beam單元模擬工字鋼梁支護(hù)，support單元模擬垛式支架支護(hù)，幫部注漿采用賓漢漿液滲流模型進(jìn)行模擬。

采用錨-梁-注綜合控制技術(shù)后，工作面距回撤通道只有5m時，主回撤通道圍巖位移矢量如圖8所示，從模擬結(jié)果來看，應(yīng)用新支護(hù)設(shè)計方案后，當(dāng)主回撤通道受采動壓力影響較大時，頂板和幫部變形量能夠得到有效控制，頂板位移量均在300mm以內(nèi)，且完整性能夠得到保障，支護(hù)改善效果明顯。

圖8 新方案主回撤通道圍巖變形模擬位移矢量

4 現(xiàn)場應(yīng)用與驗(yàn)證

在不連溝煤礦F6216工作面進(jìn)行主回撤通道進(jìn)行錨-梁-注綜合控制技術(shù)現(xiàn)場試驗(yàn)，為驗(yàn)證巷道支護(hù)效果，參照F6207主回撤通道位移監(jiān)測，在類似位置布置3個新位移測站，進(jìn)行末采期間圍巖位移監(jiān)測，監(jiān)測結(jié)果如圖9所示。

圖9 F6216主回撤通道表面位移監(jiān)測結(jié)果

由監(jiān)測結(jié)果可以得出，F(xiàn)6216主回撤通道距工作面70m左右位移開始明顯增長，距工作面30m左右位移開始大幅增長，變形趨勢與F6207主回撤通道基本相同，但圍巖變形量大幅減小，頂板和兩幫的變形量降低50%以上，底鼓量降低約30%，并且煤體鼓包破碎現(xiàn)象明顯減少。工作面最終順利回撤，縮短了搬家時間，整體效益得到提升。

5 結(jié) 論

1)末采期間主回撤通道圍巖變形趨勢主要分為三個階段，即不受采動影響階段、采動影響階段和劇烈采動影響階段。采動影響階段為距離工作面60～70m開始，劇烈采動影響階段為距離工作面30m左右直至貫通。主回撤通道距工作面30m開始，頂板塑性區(qū)高度開始明顯增大，與工作面貫通后，頂幫煤體形成大面積塑性區(qū)。

2)針對特厚煤層預(yù)掘回撤通道提出錨-梁-注綜合控制技術(shù)，通過錨桿索支護(hù)實(shí)現(xiàn)強(qiáng)力護(hù)表，通過長錨索配合剛性工字鋼梁，形成具有強(qiáng)托頂能力的錨吊梁結(jié)構(gòu)，通過對兩幫進(jìn)行注漿加固，增強(qiáng)幫部煤體完整性，加強(qiáng)煤體承載能力，

3)錨-梁-注綜合控制技術(shù)在F6216主回撤通道進(jìn)行應(yīng)用驗(yàn)證，結(jié)果表明，該技術(shù)能夠大幅降低圍巖變形量，煤體完整性保持良好，有利于工作面順利、快速回撤。