特厚顶煤预掘回撤通道动压扰动支护技术研究

张 鑫

(山西西山晋兴能源有限责任公司， 山西 吕梁 033602)

随着采煤工艺的日趋成熟和采煤设备的更新换代，综采放顶煤工作面回采时间缩短，搬家倒面越发频繁。一个采煤面回采至停采线需要尽快回撤设备，通常采用预掘回撤通道技术提高回撤效率，但由于回撤通道提前掘出会受到末采期间来自工作面的动压影响，使回撤通道矿压显现强烈，严重的甚至会废弃，给回撤工作带来很大的难度，因此合理选择回撤通道位置与支护方案，成为回撤收尾工作顺利完成甚至采煤衔接交替正常进行的关键技术。

目前，回撤通道预掘技术在薄煤层、中厚煤层取得了成功的应用，尤其在沿空成巷无煤柱开采技术中具有技术优势，能产生较好的经济效益，但在综采放顶煤工作面的应用却很少[1-5]. 通过对斜沟煤矿23112回撤通道矿压变化情况进行研究，采用“躲压+抗压”的联合防治强矿压措施进行矿压控制。

1 工程概况

23112工作面位于21采区南翼，上部为18112采空区，东西部均为实煤区，工作面埋藏深度为121～269 m，与8#煤层层间距约为54.56 m，可采走向长度为2 819.4 m，倾向长度为242.4 m. 煤层普式系数大于2，属中硬煤层。煤层厚度平均为14.44 m，上覆直接顶为泥岩，厚度为3.74 m，基本顶为灰白色的细粒砂岩，厚度为6.8 m.

2 回撤通道设计方案

传统的巷道矿压控制方法多以“抗压”为主，此法常不能获得满意的护巷效果。后来逐渐发展了“让压”、“躲压”和“卸压”等新的巷道矿压控制原理，使巷道矿压控制的措施和手段更为灵活和多样化。这些原理和相应的措施目前已得到广泛的应用[4,6]，但由于每种矿压控制原理各有利弊，故有时两种原理也配合使用，以取得更为理想的护巷效果。

考虑到特厚顶煤回撤通道地质条件的特殊性，采用“躲压+抗压”的联合措施，选择地应力较低的地段和方向布置回撤通道；其次结合以往综放工作面收尾回撤经验，将回撤通道与工作面布置呈一定角度，实现逐步与回撤通道贯通，减少顶板跨度过大地段；最后采用高强度、高预应力的锚杆(索)支护，以满足末采期间持续抵抗强矿压的需要。

结合同采区相邻工作面地应力测试结果，23112工作面回撤通道布置在距21辅运上山199.9 m的位置，与23112材料巷呈91°，见图1.

图1 回撤通道布置图

3 末采矿压数值模拟

3.1 数值模型建立

根据斜沟煤矿23112综放工作面的地质条件，建立FLAC3D数值模拟弹性模型，模型尺寸为长280 m×宽30 m×高85 m，在模型上表面施加10.53 MPa均布载荷，其余面施加位移约束。该次模拟研究对象为回撤通道围岩，设置开挖步距为5 m，共开挖20 m. 利用摩尔库伦准则，模拟回撤通道围岩在工作面末采期间的应力、位移变化情况，得出应力的变化规律，结合此规律，对回撤通道采用针对性的补强支护措施。

23112回撤通道未受末采动压影响时初始垂直应力、位移分布见图2. 从图2可以看到，垂直应力集中分布在回撤通道顶帮交界处，工作面帮侧以压应力为主，煤柱帮侧以拉应力为主；回撤通道工作面帮的围岩位移呈现“抛物线”型带状分布。

图2 23112回撤通道初始垂直应力、位移分布图

3.2 末采矿压结果分析

随着工作面的开采，23112回撤通道围岩进入末采动压影响期，垂直应力分布、围岩位移分布分别见图3，图4.

图3 23112回撤通道受末采动压垂直应力分布图

图4 23112回撤通道受末采动压围岩位移分布图

1) 垂直应力分析。

从图3中可以看到，当工作面回采至距回撤通道15 m时，在煤壁前方产生了明显的超前支承压力，回撤通道工作面帮开始出现应力集中现象；当工作面回采至距回撤通道10 m时，煤壁前方的超前支承压力有所减弱，部分应力发生了转移，而回撤通道工作面帮的应力集中现象得到了加强；当工作面回采至距回撤通道5 m，煤壁前方的超前支承压力和回撤通道工作面帮的应力均有较大程度地减弱，大部分应力转移到了采空区和周围煤岩体；当工作面与回撤通道贯通时，煤壁前方的超前支承压力和回撤通道工作面帮的应力都转移到了采空区和周围的煤岩体。

2) 围岩位移分析。

从图4中可以看到，当工作面回采至距回撤通道15 m时，回撤通道围岩位移并未发生明显变化；当工作面回采至距回撤通道10 m时，回撤通道煤柱帮顶角处开始出现较大位移；当工作面回采至距回撤通道5 m时，回撤通道围岩均产生了较大位移；当工作面与回撤通道贯通时，回撤通道上方出现剧烈矿压显现。

4 支护参数设计及效果分析

4.1 支护参数设计

根据数值模拟结果，采用“强帮强顶”的方案抵抗末采动压影响。通道断面设计为倒梯形，上顶宽4.9 m，下底宽4.4 m，巷道高3.6 m，采用锚网索的联合支护形式，顶部锚杆采用d22 mm×2 600 mm的高强度螺纹钢锚杆，锚索采用d21.6 mm×12 000 mm的钢绞线；帮部锚杆采用d20 mm×2 200 mm的螺纹钢锚杆，锚索采用d21.6 mm×3 500 mm的钢绞线，见图5.

图5 回撤通道断面设计图

4.2 支护效果分析

为掌握回撤通道在末采至贯通期间的围岩变形特征及巷道支护效果，采用十字布点法对巷道围岩的变形破坏特征进行观测。该次观测共布置6个观测点，观测从回撤通道开始贯通到完全贯通围岩变形稳定期间的围岩变形破坏。

1) 顶底板移近量观测数据分析。

23112回撤通道顶底板移近量变化曲线见图6.从图6中可以看出，顶底板移近量在工作面整体与回撤通道贯通后走向基本达到稳定，27#支架、43#支架、61#支架、67#支架、73#支架、109#支架处的观测点顶底板移近量峰值分别为910 mm、1 120 mm、1 350 mm、1 420 mm、1 170 mm、1 120 mm. 由于工作面采用机头→机尾的逐段方式与回撤通道贯通，各观测点的最大变形速率均在距贯通10 m处开始呈现逐段显现，最大变形速率达到405 mm/d.

图6 顶底板移近量变化曲线图

2) 两帮移近量观测数据分析。

23112回撤通道两帮移近量变化曲线见图7. 从图7中可以看出，两帮移近量在工作面整体与回撤通道贯通前10 m出现剧烈变化，27#支架、43#支架、61#支架、67#支架、73#支架、109#支架处的观测点两帮移近量峰值分别为60 mm、68 mm、90 mm、109 mm、78 mm、110 mm. 其中，工作面中部和机尾段的最大变形速率分别达到41 mm/d、23 mm/d. 此外，工作面采用机头→机尾的逐段方式与回撤通道贯通，对两帮移近量无明显影响。

图7 两帮移近量变化曲线图

综合顶底板移近量和两帮移近量数据分析结果，可得出回撤通道围岩变形规律：相较掘巷支护初期受掘进开挖影响，贯通阶段的围岩处于剧烈变形阶段，通过支护结构与围岩的二次耦合调整，在经历强矿压之后，变形最终趋于平缓。

5 结 论

1) 结合特厚顶煤回撤通道地质条件的特殊性，采用“躲压+抗压”的联合措施控制矿压。基于此思路，选择地应力较低的地段和方向布置回撤通道，通道采用倒梯形断面，并选用高强度、高预应力的锚杆(索)支护，增加了对顶板、两帮的控制强度。

2) 特厚顶煤预掘回撤通道在收尾期间受动压扰动影响，围岩变形破坏特征是顶肩和帮角产生应力集中，随后部分超前支承压力开始转移到回撤通道应力集中区，形成应力二次叠加，超出围岩强度极限，围岩开始产生剧烈变形；伴随着围岩的进一步变形破坏，应力继续重新分布，造成回撤通道围岩矿压显现强烈。

3) 现场实践表明，采用“强帮强顶”方案设计的回撤通道抵抗住了末采动压的影响，表面位移变化范围正常，较以往回撤通道围岩变形破坏有了较大程度地减弱，高强度、高预应力的锚杆(索)支护作用显著，保证了岩层的整体性，有效地控制了围岩变形破坏，回撤前期仅需对巷道底板进行拉底硬化即可满足回撤作业的需求，提高了回撤效率。