浅埋煤层预掘双回撤通道末采矿压显现调控技术研究

张 云，李 臣，江强强

(1.榆林市能源安全执法支队，陕西 榆林 719000；2.中煤科工集团 武汉设计研究院有限公司，湖北 武汉 430064)

随着采掘技术水平的提升，现代化矿井设备逐渐大型化，因此，越来越多的煤矿采用预掘双回撤通道的布置方式提升搬家倒面速度[1]。但末采时，受工作面超前支承压力影响，主回撤通道出现顶板断裂，引发顶板下沉、大面积片帮，甚至回撤漏顶灾害，巷道变形严重，支架损坏、压死，严重阻碍了高效回撤，并会造成安全隐患和经济损失[2-4]。

关于回撤通道的变形破坏机理、稳定性控制，国内专家已进行了一定的研究[5-8]。本文将在相关研究基础上，结合某矿22煤已采工作面的矿压显现经验，以22116工作面(宽300 m)为研究工作面开展矿压监测与理论分析，并以相邻工作面(宽300 m)为试验工作面进行围岩的稳定性控制工业性试验，为接下来的生产工作面实际生产提供参考。

1 末采回撤通道基本概况

1.1 工程基本概况

陕西神木某矿位于东胜煤田东南部，具有煤层埋藏较浅，煤层上覆基岩结构复杂、薄软基岩，关键层上是松散厚表土层等特点。该矿现主采2-2煤，煤层平均厚度2.1 m，平均埋深185 m，地质条件较复杂，煤层顶板依次为均厚2.3 m的砂质泥岩、均厚1.6 m的粉砂岩、均厚4.6 m的细砂岩、均厚3.3 m的粉砂岩，岩层软弱，强度低，岩体呈各向异性、稳定性差，覆岩稳定性较差。

为加快工作面搬家效率，采用预掘双回撤通道的布置模式，主、辅回撤通道间距25 m，采用锚杆索联合支护方式，距离贯通前300 m左右时主回撤通道及联络巷安装两排垛式支架。末采采掘布置如图1所示。

图1 末采布置示意

1.2 末采矿压显现概况

1) 末采期间压力变化。根据以往经验，距离贯通30 m左右时主回撤通道逐渐受到采动影响，因此，对研究工作面距离贯通50 m时，在主回撤通道依次共选取4组垛式支架(测点位置如图1所示)，连续监测其压力，结果如图2所示。

图2 末采垛式支架阻力监测

由监测结果可知：距离贯通30 m前垛式支架工作阻力处于稳定阶段，贯通前25 m开始变化，贯通前10 m急剧变化。煤壁帮压力读数区间为60～68 MPa，煤柱帮压力读数在64～72 MPa，煤柱帮平均值(68 MPa)大于煤壁帮(64 MPa)。

2) 末采顶板损伤探测。距贯通10 m时，对主回撤通道140 m、220 m处进行钻孔窥视，由窥视可得：顶板在2.1 m范围内围岩裂缝发育，破碎严重，逐渐向深部观测发现，破碎逐渐减轻，裂隙逐渐减少，此时，最大破坏深度为4.3 m，部分窥视截图如图3所示。

图3 部分窥视截图

3) 末采巷道变形监测。距贯通1 m时，对回撤通道内每隔25 m测量支架下缩量如图4所示，可见：末采阶段煤壁帮下沉量大于煤柱帮，两排支架平均值差距15.7 mm，最大下沉量为112 mm，末采期矿压显现强烈，对工作面顺利回撤具有一定的安全威胁。

图4 垛式支架下缩量

2 回撤通道变形破坏机理

2.1 末采顶板破坏形式

未受到采动影响时，回撤通道顶板与两帮实体煤结构完整性较好，因此可视为弹性结构，回撤通道顶板主要受到自重影响下的挠曲变形。末采阶段，根据基本顶破断位置与工作面支架的相对空间关系，可分为3种情形[9]，分别为贯通后基本顶在工作面支架后方、上方、前方断裂，如图5所示。

图5 基本顶破断形式

由图5可知：后方断裂时B块载荷由采空区承担，A块的悬臂挠曲变形将会是回撤通道失稳的主要因素，由于A块未断裂，因此围岩受到的扰动影响较小；上方断裂时B块载荷完全由采空区冒落矸石和支架共同承担，围岩动压大，将不利于回撤通道围岩的稳定性；前方断裂时，B块回转下沉不仅会影响回撤通道顶板稳定性，而且会诱发帮部大变形，不利于支架的安全回撤。

2.2 主回撤通道下沉分析

有学者对回撤通道下沉进行理论建模获得了回撤通道的下沉量影响因素的作用模式[10]，以最优断裂位置(后方断裂)为例，回撤通道跨中挠度如下式所示：

式中：E0为直接顶弹性模量；I0为直接顶截面惯性矩，I0=h03/12，h0为直接顶厚度；f1为垛式支架支护强度；f2为掩护式支架支护强度；W1为回撤通道宽度；W2为工作面支架控顶距；B0为附加跨度；h为回撤通道高度；φ为帮部围岩内摩擦角。

可见：①顶板弹模与下沉量为负相关关系，即：提高强度可减小下沉量；②直接顶厚度与下沉量为负相关关系，即：厚度大，承载能力强，可抑制下沉；③下沉量与液压支架的支护负相关；④下沉量与跨度正相关；⑤下沉量与采高正相关。

2.3 末采数值分析

采用FLAC3D建立大型采动模型，进行1∶1开挖仿真计算，分析末采50 m至贯通期间的塑性区分布特征，计算结果如图6所示。距离贯通50 m时主副回撤通道塑性区对称分布，可见工作面超前支承压力对回头通道的扰动较小；距离贯通10 m时主回采通道塑性区明显增加，且呈现非对称分布，顶板最大塑性区尺寸为3.5 m；距贯通5 m时，工作面与回撤通道之间的煤柱完全破坏，主回撤通道煤柱帮塑性区扩张；贯通时主回撤通道覆岩塑性区发育高度极大，这是造成顶板下沉的主要原因。

图6 不同贯通距离时主回撤通道塑性区

3 末采围岩调控原理与方法

1) 限高开采。前文分析采高与顶板下沉量为正相关关系，除此之外，降低采高有利于覆岩跨落时充分充填采空区，减小覆岩 “两带”破坏范围。因此，提前降低采高，有利于弱化贯通后的矿压显现强度，避免顶板的下沉加剧。

2) 停采让压。回采速度增加会使来压步距增长，覆岩破断时的压力增加，末采阶段合理减缓回采速度，加长悬臂梁承载时间可以缩短来压步距，尤其是在接近贯通时，停采让压可以人为预控基本顶断裂位置，实现贯通前最后来压，确保回撤通道顶板压力释放。

3) 强制放顶。在无法准确判定来压步距时，采用顶板预裂爆破、水压致裂等技术手段可以实现基本顶的定点断裂，减缓矿压显现。

4) 补强支护。回撤通道高延伸率锚索二次补强加固配合垛式支架高强支护，提高顶板的抗变形能力，减缓下沉速率，并在一定程度上降低围岩应力，确保工作面安全回撤。

4 工程实践

结合现场监测、理论分析、数值模拟，对试验工作面主回撤通道末采期间除垛式支架支护外，采取顶板补强1排D28.6 mm×8 300 mm高强大延伸率锚索，排距1 m，煤柱帮补强支护D21.6 mm×5 000 mm锚索，排距2 m，每排4根；末采距贯通40 m时放慢回采速度，适当进行停采让压措施，距贯通15 m时逐渐降低采高，留0.5 m左右的顶煤。

末采期垛式支架压力监测结果如图7所示。采取措施后，两组测点煤柱帮与煤壁帮的最大压力值分别为54 MPa、66 MPa，监测数据小于研究工作面(最大分别为60 MPa、72 MPa)，分别减小了10%和8.3%.

图7 试验面末采垛式支架阻力监测

末采期垛式支架下沉量监测结果如图8所示。12组测点煤柱帮与煤壁帮的支架评价下缩量分别为61.9 mm、75.8 mm，监测数据小于研究工作面(最大分别为71.4 mm、87.4 mm)，都减小了13.3%.监测数据和矿压显现强度均明显小于研究工作面末采。

图8 试验面垛式支架下缩量

可见，采取措施后，采取限高开采、停采让压、补强支护后的围岩控制效果明显，为本矿井末采回撤通道围岩稳定性控制提供了有益参考。

5 结 语

1) 贯通前25 m矿压逐渐剧烈，10 m内为急剧变化区，回撤通道煤柱帮压力和下沉量均小于煤壁帮，顶板破坏范围大于4.3 m，剧烈破坏区为2.1 m，受移动支撑压力影响，末采矿压显现强烈，对工作面顺利回撤具有一定的安全威胁。

2) 末采贯通后基本顶的三种破断方式中，在工作面支架后方断裂最有利于矿压控制，顶板下沉与顶板弹模、直接顶厚度、支护强度负相关，与跨度、采高正相关，贯通时塑性区高度极限发育造成了顶板下沉。

3) 提出限高开采、停采让压、强制放顶、补强支护等末采围岩调控原理与方法，现场应用后垛式支架压力、下沉量明显减小，回撤期间矿压显现不强，保证了工作面的安全回撤。