解鵬雁，王 文

(1.山西潞安環(huán)保能源開發(fā)股份有限公司 王莊煤礦，山西 長治 046000；2.河南理工大學(xué) 能源科學(xué)與工程學(xué)院，河南 焦作 454003)

工作面回采結(jié)束后，需要預(yù)留一定空間的回撤通道，便于工作面內(nèi)采煤配套設(shè)備安全快速的搬到接替面，搬家時(shí)間的長短將會對煤礦安全高效生產(chǎn)產(chǎn)生直接影響[1-7]。因此，保證回撤通道的穩(wěn)定，實(shí)現(xiàn)工作面設(shè)備的快速、順利回撤亦是礦井安全、高效生產(chǎn)的基礎(chǔ)[8-10]。

針對回撤通道支護(hù)技術(shù)的研究，諸多專家學(xué)者作了大量的研究。呂坤等[11]基于特厚煤層綜放工作面背景，對回撤通道圍巖變形規(guī)律進(jìn)行模擬研究，并提出采用錨網(wǎng)索組合支護(hù)的方式控制回撤通道，現(xiàn)場應(yīng)用效果良好。李興華等[12]基于堅(jiān)硬頂板條件對不同支護(hù)方式下的回撤通道受力變形規(guī)律作進(jìn)行模擬研究，并得到合理的優(yōu)化支護(hù)方法，現(xiàn)場施工效果較好，且節(jié)約了成本。楊尚等[13]建立淺埋煤層情況的回撤通道錨固梁結(jié)構(gòu)力學(xué)模型，對錨固梁結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定性進(jìn)行了分析，并在現(xiàn)場進(jìn)行應(yīng)用。楊仁樹等[14]針對礦井特殊地質(zhì)條件、大采高等背景下的工作面回撤通道穩(wěn)定性控制機(jī)理進(jìn)行了分析研究。呂華文[15]運(yùn)用理論分析、數(shù)值模擬以及現(xiàn)場對應(yīng)力進(jìn)行觀測的手段，對回撤通道靠近工作面?zhèn)鹊拿褐鶓?yīng)力變化規(guī)律進(jìn)行了分析研究，形成預(yù)掘回撤通道的力學(xué)受力特征的機(jī)制。張金虎等[16-22]針對回撤通道受超前支承壓力影響而引起圍巖變形嚴(yán)重等難題均作了相應(yīng)的理論研究。

本文基于某煤礦9105工作面實(shí)際工程背景，采用理論分析、數(shù)值模擬及現(xiàn)場試驗(yàn)等手段，建立回撤通道圍巖結(jié)構(gòu)力學(xué)模型，確定回采通道頂板錨固梁承受的最大拉應(yīng)力，提出回撤通道合理支護(hù)參數(shù)，并在現(xiàn)場進(jìn)行了工程應(yīng)用，為類似條件下的回撤通道支護(hù)工程的實(shí)施提供技術(shù)參考。

1 工程背景

1.1 回撤工作面概況

某煤礦9105綜放工作面位于91采區(qū)，開采3號煤層，煤厚6.5 m左右，賦存較為穩(wěn)定。工作面標(biāo)高+377～+522 m，地面標(biāo)高+903～+932 m，平均埋深468 m。工作面東為礦界，西接540/3號膠帶巷，南為實(shí)體煤，北為設(shè)計(jì)工作面。煤層堅(jiān)固性系數(shù)為1～3，夾矸堅(jiān)固性系數(shù)為2～3，直接頂、直接底堅(jiān)固性系數(shù)均為3～8；可采指數(shù)為1，變異系數(shù)為8.42%。煤層傾角為2°～12°，工作面正常涌水量為25～30 m3/h，最大涌水量為50 m3/h。采煤方式為傾斜長壁后退式綜采低位放頂煤一次采全高全部垮落法。工作面回采走向長3 350 m，切眼長340 m，采高(3.3±0.1) m，放頂煤高度約3.2 m，割煤進(jìn)尺為0.8 m。9105工作面布置如圖1所示。

圖1 工作面平面布置Fig.1 Layout of working surface

1.2 回撤通道原支護(hù)形式

Z2335、Z2360型樹脂加長藥卷各1支，錨固長度為1.2 m；每根頂錨索采用(CK+Z)2360型樹脂藥卷1支、Z2360型2支，錨固長度為2.2 m。鋪設(shè)直徑4.5 mm的雙層金屬網(wǎng)，金屬網(wǎng)規(guī)格10 m×1 m。支護(hù)斷面參數(shù)如圖2所示。

圖2 回撤通道原支護(hù)方式示意Fig.2 Schematic of original supporting method of retracement channel

2 回撤通道圍巖力學(xué)環(huán)境分析

綜放面在正常推進(jìn)過程中，采空區(qū)上方基本頂巖層將會出現(xiàn)周期性破斷，而在末采期間工作面將作為回撤通道隨工作面不斷推進(jìn)，前方的超前壓力會向前推移，回撤通道頂板壓力不斷增加。當(dāng)超前支承壓力峰值前移至回撤通道頂板中心時(shí)，頂板支護(hù)結(jié)構(gòu)受載最大，頂板支護(hù)結(jié)構(gòu)發(fā)生破壞的機(jī)率最大?；爻吠ǖ绹鷰r結(jié)構(gòu)如圖3所示。

圖3 回撤通道圍巖結(jié)構(gòu)Fig.3 Surrounding rock structure of retracement channel

根據(jù)相關(guān)研究，頂板巖梁結(jié)構(gòu)受超前支承壓力峰值作用于回撤通道中部，頂板錨桿(索)對頂板支護(hù)力簡化為均布載荷進(jìn)行回撤通道錨固梁結(jié)構(gòu)受力分析，如圖4所示。

圖4 回撤通道頂板結(jié)構(gòu)受力分析示意Fig.4 Schematic diagram of the force analysis of the roof structure of the withdrawal channel

圖4中，K為應(yīng)力集中系數(shù)，取2.1；γ為覆巖平均容重，取22 kN/m3；H為煤層埋深；P頂桿為頂錨桿工作面載荷，取126 kN；P頂索為頂錨索工作面載荷，取224 kN；n為單位面積上的錨桿根數(shù)；m為單位面積上的錨索根數(shù)。

根據(jù)計(jì)算分析，若原支護(hù)方案滿足要求則進(jìn)行優(yōu)化，不滿足要求則進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)。原支護(hù)方案錨固梁承受的最大拉應(yīng)力為：

(1)

式中，b為巷道的寬度；h為錨固梁的厚度，取頂錨索的有效長度；q為頂板巖梁所受的平均載荷；q1為錨桿、錨索對直接頂巖梁的均布載荷；σ為原支護(hù)方案錨固梁承受的最大拉應(yīng)力。

9105工作面回采通道寬度b為2.4 m，頂錨索有效長度h為6 m，經(jīng)計(jì)算頂板受覆巖的作用力均布載荷q為21.62 MPa，原支護(hù)方案錨桿、錨索對直接頂巖梁的均布載荷q1為0.12 MPa，因此得到原支護(hù)方案錨固梁承受的最大拉應(yīng)力為2.58 MPa。根據(jù)試驗(yàn)可知，頂板加錨巖層允許抗拉強(qiáng)度為3.52 MPa，而原支護(hù)方案錨固梁實(shí)際承受的最大拉應(yīng)力小于回撤通道頂板加錨巖層允許抗拉強(qiáng)度，說明原支護(hù)方案能夠有效對回撤通道圍巖進(jìn)行支護(hù)。因此，可以對回撤通道支護(hù)進(jìn)行優(yōu)化。

3 回撤通道支護(hù)方案優(yōu)化研究

3.1 原支護(hù)方案數(shù)值模擬分析

運(yùn)用FLAC3D模擬軟件，基于某礦9105工作面地質(zhì)情況建立計(jì)算模型，模型尺寸為長400 m、寬60 m、高200 m。其上邊界按照煤層覆巖重力情況施加均布荷載，四周為水平移動邊界，底部固定邊界，以空模型模擬采空區(qū)。本構(gòu)關(guān)系采用摩爾—庫侖準(zhǔn)則。煤層埋藏深度約450 m，覆巖載荷為11.25 MPa。巷道斷面為矩形，斷面尺寸為2.4 m×3.5 m。模擬煤巖物理力學(xué)參數(shù)見表1。

表1 各巖層物理力學(xué)參數(shù)Tab.1 Physical and mechanical parameters of each rock formation

回撤巷道采用原支護(hù)方案時(shí)進(jìn)行模擬，得到通道圍巖應(yīng)力、位置變化情況如圖5所示。由圖5可知，回撤通道的垂直應(yīng)力最大26.3 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)2.34，因工作面回采動壓影響，通道頂?shù)装宄霈F(xiàn)較大區(qū)域的應(yīng)力釋放現(xiàn)象，右部應(yīng)力集中主要是在距通道4 m處，其邊角處也出現(xiàn)應(yīng)力集中很容易發(fā)生通道邊角失穩(wěn)，因此此處應(yīng)該對其補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)；頂?shù)装逡平考s87 mm，煤壁移近量約42 mm，垂直位移主要發(fā)生在巷道左上角，無明顯底鼓現(xiàn)象。該方案下回撤通道圍巖在合理變形范圍內(nèi)，頂板能夠有效得到控制，可以滿足工程需要。

結(jié)合前文對回撤通道圍巖力學(xué)分析和數(shù)值模擬結(jié)果，回撤通道原支護(hù)方案可以滿足工作面安全回撤要求，但錨桿(索)間排距較小，造成材料消耗量和工程量偏高，支護(hù)成本較高，延長工作面搬家時(shí)間，引起工作面接替緊張，也不符合工作面回撤快速、安全回撤的要求。因此，研究合理的巷道支護(hù)參數(shù)，力求在達(dá)到支護(hù)要求的同時(shí)、節(jié)約成本，使工作面快速完成。

3.2 優(yōu)化后支護(hù)方案及數(shù)值模擬分析

根據(jù)回撤通道圍巖受力分析情況，結(jié)合原支護(hù)方案模擬結(jié)果，根據(jù)工程類比、理論計(jì)算等方式，提出9105工作面回撤通道支護(hù)優(yōu)化思路，即在頂板和煤壁幫采用高強(qiáng)預(yù)應(yīng)力錨桿網(wǎng)梁綜合支護(hù)，使用加長或全長的錨固形式以保障煤體的錨固效果，并增加錨桿間排距；鋪設(shè)菱形金屬網(wǎng)體保障回撤通道的整體穩(wěn)定性，頂角錨桿傾斜安裝，形成結(jié)構(gòu)效應(yīng)；基于高強(qiáng)錨桿支護(hù)體系，擴(kuò)大頂板錨索的間距，同時(shí)讓錨桿、錨索起到協(xié)同的作用，保證圍巖的穩(wěn)定性。結(jié)合某煤礦9105工作面開采條件，提出2種回撤通道支護(hù)優(yōu)化方案。

圖5 回撤通道原支護(hù)方案模擬效果Fig.5 The simulation effect diagram of the original support plan of the withdrawal channel

優(yōu)化方案：頂錨桿加長、間排距適當(dāng)增加，頂錨索加長；煤壁側(cè)3排錨桿且加長、間排距適當(dāng)增加?；夭赏ǖ赖木唧w支護(hù)參數(shù)為：頂錨桿為φ20 mm×2 400 mm、HRB335型高強(qiáng)度螺紋鋼錨桿，間距為0.8 m，排距為1.2 m；頂板靠近煤壁側(cè)的錨桿距煤壁側(cè)0.2 m，并向煤壁側(cè)傾斜角度達(dá)到15°；頂錨索則采用φ18.9 mm×8 300 mm高強(qiáng)預(yù)應(yīng)力錨索線，頂錨索沿回撤巷道中心布置，設(shè)置1排錨索，排距為2.4 m；煤壁側(cè)錨桿使用φ20 mm×2 000 mm、HRB335高強(qiáng)度螺紋鋼錨桿，間排距均為1.2 m；煤壁幫最上方錨桿距離頂板0.5 m，且向上傾斜角度為15°；煤壁幫最下方一排錨桿距離底板0.6 m，且向下傾斜角度15°。錨桿(索)錨固、鋪網(wǎng)情況均與原方案一致，如圖6所示。

回撤巷道支護(hù)優(yōu)化方案時(shí)垂直應(yīng)力云圖、垂直位移云圖、水平位移云圖如圖7所示。與原方案相比錨桿錨索間排距進(jìn)一步增加，根據(jù)模擬結(jié)果可知，垂直應(yīng)力最大值為15.4 MPa，應(yīng)力分布基本未發(fā)生較大變化；頂?shù)装逡平考s107 mm，兩幫移近量約58 mm。盡管該方案下的巷道圍巖變形相對較大，但仍然能夠滿足工作面安全回撤的支護(hù)要求，成本進(jìn)一步降低。

圖6 回撤通道優(yōu)化支護(hù)方式示意Fig.6 Schematic diagram of optimized supporting method for retracement channel

4 現(xiàn)場應(yīng)用及效果分析

4.1 回撤通道施工工藝

工作面回采至終采線附近后，利用采煤機(jī)從機(jī)頭至機(jī)尾割出回撤通道，每割10 m停止割煤并進(jìn)行施工錨桿(索)，如若遇到頂板條件較差地段，應(yīng)適當(dāng)減小割煤距離；然后隨采煤機(jī)繼續(xù)割煤，將液壓支架導(dǎo)向桿上的連接環(huán)取下，再用單體液壓支柱從機(jī)頭向機(jī)尾頂移輸送機(jī)；反復(fù)操作此過程，待施工第5排錨桿時(shí)，施工頂錨索和煤壁幫錨桿；最后對機(jī)頭和機(jī)尾進(jìn)行擴(kuò)修。

圖7 回撤通道支護(hù)優(yōu)化方案模擬效果Fig.7 The simulation effect diagram of the support optimization plan of the withdrawal channel

錨桿施工時(shí)一定要達(dá)到預(yù)緊力要求，需要打設(shè)錨索時(shí)應(yīng)及時(shí)施工；施工最后1排頂錨桿及煤壁側(cè)錨桿的同時(shí)，定要確保采煤機(jī)的割煤深度達(dá)到0.8 m，若達(dá)不到則需采取措施保證達(dá)到要求。擴(kuò)幫結(jié)束后需對其封幫，采用雙層金屬網(wǎng)聯(lián)合幫錨桿進(jìn)行支護(hù)，金屬網(wǎng)相互搭接長度要大于0.2 m，網(wǎng)與網(wǎng)連接扣要均勻。

4.2 支護(hù)方案對比分析

根據(jù)回撤通道原支護(hù)方案、優(yōu)化后支護(hù)方案數(shù)值模擬分析可知，各支護(hù)情況下的回采通道均可以滿足安全要求，因此從材料消耗、施工量及成本等方面分析。不同支護(hù)方案成本對比見表2。

表2 支護(hù)方案成本對比Tab.2 Cost comparison table of support schemes

根據(jù)方案對比分析可知，優(yōu)化后的支護(hù)方案在保證支護(hù)強(qiáng)度的前提下支護(hù)材料用量減少，僅錨桿(索)成本降低了近45.7%；施工進(jìn)度加快，回撤時(shí)間縮短。因此，優(yōu)化后的方案在滿足安全生產(chǎn)的前提下能夠確保回撤通道支護(hù)強(qiáng)度，具有明顯的經(jīng)濟(jì)優(yōu)勢。

4.3 支護(hù)效果分析

為了驗(yàn)證9105工作面回撤通道支護(hù)方案是否滿足安全生產(chǎn)要求，在回撤通道內(nèi)每隔60 m布置巷道變形、頂板錨索受力及頂板離層監(jiān)測等5個(gè)測點(diǎn)，以便掌握回撤通道的變形情況，通道圍巖變形觀測結(jié)果如圖8所示。

根據(jù)觀測數(shù)據(jù)分析可知，頂板錨索受力最大載荷為234 kN，平均221 kN，說明頂幫錨索能夠起到強(qiáng)初撐、高工作阻力、急增阻的效果，盡可能保證圍巖強(qiáng)度滿足要求。頂板離層量基本為11～16 mm，平均13 mm，說明頂板未發(fā)生明顯離層且比較穩(wěn)定。工作面在搬家期間，回撤通道頂?shù)装逡平孔畲?13 mm，平均98.2 mm，變形速率4.46 mm/d；煤壁幫移近量最大62 mm，平均54 mm，變形速率2.45 mm/d；回撤通道變形量較小，通道相對比較穩(wěn)定，優(yōu)化后的組合支護(hù)方案達(dá)到回撤通道圍巖的加固、強(qiáng)化效果，對圍巖變形起到抑制作用，為工作面的安全回撤提供了安全保障。

圖8 回撤通道變形曲線Fig.8 Deformation curve of retracement channel

5 結(jié)論

(1)通過理論分析回撤通道圍巖受力分析，構(gòu)建回撤通道圍巖結(jié)構(gòu)力學(xué)模型，結(jié)合現(xiàn)場實(shí)際情況，經(jīng)計(jì)算分析可知，回撤通道圍巖允許抗拉強(qiáng)度大于原支護(hù)方式下的回撤通道圍巖實(shí)際承受的最大拉應(yīng)力，原支護(hù)方式是可以對回撤通道圍巖進(jìn)行有效支護(hù)的。因此，對原支護(hù)方案進(jìn)行優(yōu)化，以便提高工作效率。

(2)回撤通道支護(hù)方案優(yōu)化后，支護(hù)間排距擴(kuò)大后，通過數(shù)值模擬分析可知，回撤通道邊角位置的垂直應(yīng)力集中，應(yīng)對回撤通道的邊角處進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)；從巷道位移變形情況及塑性區(qū)區(qū)域可知，通道變形不明顯，說明支護(hù)方式下的巷道變形較小，應(yīng)力值不大，頂?shù)装寮皟蓭臀灰戚^小，無明顯底鼓現(xiàn)象。

(3)現(xiàn)場應(yīng)用效果可知，9105工作面回撤通道頂?shù)装逡平?8.2 mm，煤壁幫移近量54 mm，回撤通道變形均變形較小且相對穩(wěn)定，優(yōu)化后組合支護(hù)方案對圍巖起到支撐作用，有效抑制了圍巖變形。上述方案在滿足支護(hù)要求的基礎(chǔ)上，增大了錨桿、錨索的間排距，降低了經(jīng)濟(jì)成本。

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