末采阶段回撤通道矿压显现特征及控制技术研究

刘天富

（霍州煤电集团吕梁山煤电有限公司方山店坪煤矿，山西 吕梁 033100）

1 工程概况

店坪煤矿现阶段主采9#煤层位于太原组中部，9-206 工作面井下位于二采区东翼，采区工作面双翼对称布置。工作面东至井田边界，南为吕梁环城高速保护煤柱，西为+830 m 水平系统大巷，北侧为9-204 回采工作面，工作面范围内煤体结构较稳定。根据回采巷道及开切眼揭露煤层厚度为2.69～3.48 m，均厚3.1 m。9-206 工作面位于+830 m 水平二采区，主采9#煤层，9-2061 巷辅运顺槽（原9-2042 沿空留巷）、9-2061 巷运输顺槽、9-2062 巷回风顺槽、9-206 切巷四条巷道均沿9#煤层布置。

2 回撤通道矿压显现特征研究

2.1 工作面回撤通道概况

9#煤层2 采区回采工作面末采阶段采用预掘单回撤通道回撤技术。该技术是在回采工作面距停采线一定距离时，在停采煤柱内沿工作面长度方向施工一条巷道，待回采工作面与其贯通后，通过该巷道将采煤机、刮板输送机、液压支架等设备运至接替工作面。该技术具有回撤速度快、经济效益较好的优点[1]，但是也存在预掘回撤通道表面变形严重、支护困难的问题。以9-204 工作面为例，停采线距回风大巷80 m，预掘回撤通道距回风大巷30 m。预掘回撤通道位置如图1（a）所示。回撤通道沿9#煤层顶板掘进，断面尺寸宽×高=4.5 m×3.0 m，工作面距停采线约150 m 时开始回撤通道的施工。掘巷期间采用锚网索联合支护技术，顶板采用锚杆+锚索+锚网联合支护，锚杆采用“五、五”布置方式，锚索采用“三一三”布置方式，与锚杆交替布置，每排一根锚索时布置在回采侧，靠近回风大巷一侧煤帮采用锚杆+锚网支护，采用“三、三”布置方式，靠近回采工作面一侧煤帮仅设置锚网。回撤通道掘进期间支护详情如图1（b）所示。

图1 工作面末采概况

2.2 回撤通道矿压显现规律

9-204 工作面中部对应位置布置测站B，距两侧顺槽30 m 处布置A、C 测站，工作面末采阶段对回撤通道表面变形量进行现场实测，结果如图2。

图2 回撤通道表面变形规律

根据回撤通道表面变形规律可知，巷道表面变形量随着与采煤工作面距离呈负相关，且巷道围岩变形速率随着与回采工作面距离的减小不断呈增大趋势。距工作面50～20 m 期间，回撤通道两帮及顶板变形量呈缓慢增大趋势，两帮移近量由40 mm 增大为90～130 mm，顶底板相对移近量由30 mm 增大至60～140 mm；与工作面距离由20 m 直至贯通期间，围岩变形量开始呈跳跃性增长，两帮移近量达到220～320 mm，顶底板相对移近量达到225～480 mm。整体而言，末采阶段回撤通道围岩变形破坏较严重。

2.3 垛式支架工作阻力变化规律

9-204 工作面末采期间回撤通道内采用垛式支架进行补强支护，额定工作阻力12 000 kN，监测支 架 编 号 为9#、22#、28#、60#、85#、98#。根 据 工作面末采阶段垛式支架工作阻力监测数据，整理得到各支架阻力开始突变时与工作面距离、最大工作阻力及发生位置见表1。距回采工作面20 m 附近，回撤通道内垛式支架载荷出现剧增。总体而言，垛式支架载荷由工作面上部至下部整体呈增长趋势，中下部支架工作阻力基本均大于额定工作阻力。根据现场实际情况，中下部多个支架出现漏液现象。综上表明，现有回撤技术及支护条件下，回撤通道围岩由于工作面采动影响变形破坏严重，矿压显现剧烈。

表1 垛式支架工作阻力变化

3 末采阶段采前顶板预裂技术

参考国内外类似地质条件下工作面生产实例，减小工作面末采阶段矿压显现的措施主要有控制采高、停采让压、强制放顶技术[2]。9#煤层回采工作面采用一次采全高，采高2.5～3.5 m，不具备采高控制的条件，而停采让压技术需准确掌握顶板周期来压步距，由于顶板来压步距影响因数众多，具备较大的不确定性，因此仅采用停采让压措施无法保证矿压控制效果，因此可选择强制放顶技术来控制9#煤层回采工作面末采阶段矿压显现强度，其原理如图3。

图3 强制放顶技术原理示意图

工作面末采阶段，采场上覆直接顶岩层随采随垮，但无法将采空区充填压实，基本顶悬而不垮。随着工作面与回撤通道间距离减小，顶板下沉量不断增大，超出巷道内支护及围岩载荷极限，导致回撤通道围岩失稳破坏。在工作面顶板施工预裂钻孔使基本顶提前垮落，减小悬顶长度，进而控制末采矿压显现。预裂切缝垂直高度计算经验公式[3-4]：

式中：H煤为工作面采高，m；K为上覆岩层碎胀系数，1.3～1.5，结合店坪煤矿9-206 工作面覆岩岩性碎胀系数K取1.4。工作面采高为3.1 m，因此计算可得预裂钻孔垂直高度为7.75 m。

4 9-206 工作面顶板爆破预裂方案设计

结合9-204 工作面末采阶段矿压显现规律，设计9-206 工作面末采阶段采取钻孔预裂爆破强制放顶措施，预裂钻孔沿工作面煤壁侧走向方向布置。考虑9-204 工作面末采期间，距工作面20 m 附近矿压显现开始明显增大，因此设计切顶位置与回撤通道垂直距离25 m。工作面回采至距回撤通道20 m时停采，进行顶板预裂钻孔及爆破施工。钻孔直径75 mm，煤壁顶角处共布置62 个爆破钻孔，间距4.0 m，向回撤通道方向偏斜10°，切顶垂直高度7.9 m，钻孔总长度8.0 m，两侧回采巷道内各布置两个钻孔，间距4.0 m，向工作面中部偏斜30°，切顶垂直高度10.4 m，钻孔总长度12.0 m。预裂钻孔布置详情如图4。

图4 预裂钻孔布置俯视图（m）

爆破选用乳化炸药，药卷直径60 mm，长度350 mm，重量1.2 kg，聚能管直径70 mm，每节长1500 mm，聚能管间采用定制连接件连接，采用孔底不耦合间隔装药方式，工作面煤壁侧每个爆破孔装药量18 kg，两侧顺槽装药量22 kg，采用毫秒延期雷管，采用炮泥封孔，采用导火索正向起爆方式，每次进行5 个钻孔的起爆，炮孔之间采用串联起爆方式。切顶由工作面上部至下部依次，最后进行两侧顺槽预裂钻孔的起爆，每次爆破时间间隔不小于0.5 h。钻孔装药方式如图5。

图5 聚能管装药结构示意图

5 矿压控制效果分析

在9-206 工作面末采期间，监测回撤通道内垛式支架载荷变化规律及表面变形情况，整理得到垛式支架工作阻力变化规律如图6。

图6 垛式支架载荷变化规律

以工作面中下部位置垛式支架为例，距工作面约20 m 时矿压显现程度开始剧增，直至工作面与回撤通道贯通。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，均小于支架额定工作阻力。根据现场调研情况，未发现支架出现漏液现象，说明垛式支架工作状态良好，工作面末采阶段矿压显现剧烈程度显著降低。根据回撤通道表面变形量现场调研结果可知，两帮相对移近量稳定在50～100 mm，顶底板相对移近量稳定在60～120 mm，围岩整体稳定，能够满足工作面正常安全回撤的要求。

6 结论

通过对店坪煤矿9-204 工作面末采期间矿压显现监测，回撤巷道距工作面约20 m 时，回撤通道内矿压显现剧烈程度明显增大，贯通后围岩过度变形失稳破坏，威胁工作面的安全高效回撤。据此，设计在9-206 工作面进行顶板预裂强制放顶技术措施，确定切顶钻孔的垂直距离应不小于7.75 m，设计具体的预裂钻孔施工参数。垛式支架工作阻力在其额定工作阻力范围内，回撤通道围岩稳定性良好，有效减弱了末采阶段回撤通道矿压显现，取得了良好的工程实践效果。