胡 濱
(1.煤炭科學(xué)研究總院,北京 100013;2.中煤科工開采研究院有限公司,北京 100013)
伴隨綜采開采強度的加大、設(shè)備回撤速率的提高,目前國內(nèi)外煤炭資源回采逐步向工作面超長化、設(shè)備重型化方向發(fā)展,綜采設(shè)備的安全、快速回撤安裝是保障現(xiàn)代化大型礦井實現(xiàn)高產(chǎn)、高效的關(guān)鍵影響因素之一[1-3]。工作面回撤技術(shù)主要有采煤機(有時輔以綜掘機)自割回撤通道工藝和綜掘機超前預(yù)掘回撤通道工藝。國內(nèi)外許多學(xué)者對回撤通道在工作面末采期間的頂板結(jié)構(gòu)斷裂形態(tài)、礦壓顯現(xiàn)規(guī)律以及圍巖控制技術(shù)等方面進(jìn)行了大量研究工作。呂華文[3]、史超等[4]采用多種手段研究了綜采面末采期間頂板及殘余煤柱的應(yīng)力轉(zhuǎn)化現(xiàn)象;王艷軍[5]對以無軌膠輪化快速搬遷技術(shù)裝備為基礎(chǔ)的垛式支架支撐、輔巷多通道多點回撤工藝展開了細(xì)致研究;謝福星[6]、李杰等[7]、洪啟忠等[8]分別對大采高工作面回撤通道頂板破斷結(jié)構(gòu)進(jìn)行研究并提出了針對性的支護(hù)方案;孫志勇等[9]基于堅硬難垮頂板覆巖破斷特征提出采用水力壓裂切頂卸壓與高強支護(hù)相結(jié)合的回撤通道留設(shè)方法;龔勛等[10]、劉愛卿等[11]進(jìn)行了末采預(yù)掘多通道工藝和自采通道式工藝的對比研究;還有采用數(shù)值模擬、現(xiàn)場實測等手段研究了大采高工作面超前支承壓力分布規(guī)律和頂板破斷位置[12-18],但是不同煤礦地質(zhì)條件千差萬別,回撤通道失穩(wěn)現(xiàn)象時有發(fā)生,分析以往工程案例可將回撤通道變形失穩(wěn)分為兩種形態(tài):一種是部分區(qū)域存在小地質(zhì)構(gòu)造或頂板支護(hù)質(zhì)量不合格等因素導(dǎo)致回撤通道頂板發(fā)生局部下沉、垮落事故,對小范圍區(qū)域的設(shè)備回撤造成影響,通過采取綜合措施仍可以保證工作面設(shè)備正常回撤,稱為局部可修復(fù)失穩(wěn)形態(tài);另一種是由于存在較大地質(zhì)構(gòu)造、末采來壓步距調(diào)整不當(dāng)或通道支護(hù)設(shè)計存在重大失誤等因素,導(dǎo)致頂板關(guān)鍵巖層在回撤通道頂板上部或外側(cè)煤柱側(cè)壁上方發(fā)生斷裂,頂板結(jié)構(gòu)發(fā)生滑落失穩(wěn)或大范圍回轉(zhuǎn)變形,導(dǎo)致區(qū)域性回撤空間的急劇收縮引起壓架事故,此時整個工作面設(shè)備回撤將受到嚴(yán)重影響,大幅度增加回撤工期、工程費用,稱為區(qū)域性惡性失穩(wěn)形態(tài),尤其對于蒙陜礦區(qū)廣泛存在的淺埋深煤層,基巖厚度賦存情況差距較大,地表溝壑地形也會對工作面末采期間的礦壓顯現(xiàn)帶來很大影響,兩種失穩(wěn)形態(tài)都屬于煤礦“搬家倒面”期間應(yīng)該盡量避免的失穩(wěn)形式。
大采高綜采工作面回撤通道留設(shè)方式的選擇受眾多因素影響,如煤層埋深、煤體強度、地應(yīng)力水平、地質(zhì)構(gòu)造、工作面采高、回采速度以及回撤通道內(nèi)部支護(hù)結(jié)構(gòu)、外部支撐體的協(xié)同作用等,各留設(shè)方式在安全性、工期、工程費用、資源回收率等方面存在各自優(yōu)缺點,同時淺埋深厚煤層大采高工作面具有埋藏淺、煤層厚、基巖薄、覆蓋厚松散層等特點,導(dǎo)致其超前支承壓力的分布范圍、應(yīng)力峰值及峰值點與工作面煤壁的距離等具有特殊性,因此有必要對淺埋深大采高工作面回撤通道留設(shè)方式展開研究探討,為類似條件下綜采設(shè)備快速回撤提供工程借鑒。
目前國內(nèi)外大采高綜采工作面回撤通道主要有三種留設(shè)工藝,即超前預(yù)掘回撤通道工藝、采煤機自割回撤通道工藝和“雙機”配合分步分層自割回撤通道工藝[6-8],具體情況如圖1 所示。
圖1 大采高工作面回撤通道留設(shè)方式Fig.1 Design methods of retracement channel in large mining height working face
超前預(yù)掘回撤通道工藝是在工作面設(shè)計停采線附近采用掘進(jìn)機割煤工藝預(yù)先掘出一條或多條平行于回采工作面的輔助巷道,作為末采期間設(shè)備快速回撤作業(yè)空間以實現(xiàn)快速“搬家”的目的,預(yù)掘回撤通道因其遠(yuǎn)離回采工作面不受或少受超前采動應(yīng)力影響、支護(hù)質(zhì)量較可靠等優(yōu)勢逐步推廣開來,尤其在蒙陜寧礦區(qū)得到廣泛應(yīng)用,但預(yù)掘回撤通道先后承受掘進(jìn)期間的應(yīng)力重新分布和工作面回采期間超前支承壓力分布的多重影響,通常具有頂?shù)装遄冃瘟看?、易片幫等特點,甚至在末采期間由于地質(zhì)構(gòu)造、末采來壓步距調(diào)整不到位等因素影響引起上覆巖層基本頂斷裂線前移至回撤通道頂板上部或外側(cè)保護(hù)煤柱邊緣,導(dǎo)致通道頂板急劇下沉甚至發(fā)生大面積冒頂致使末采回撤空間大幅度收縮、無法正?;爻吩O(shè)備[9-13]。此時為控制回撤通道圍巖變形,需提前安設(shè)垛式支架或布置高強混凝土支柱配合錨桿(索)聯(lián)合支護(hù)系統(tǒng)維護(hù)通道頂板,并對外側(cè)保護(hù)煤柱采取注漿加固措施,工程費用投入高。
采煤機自割回撤通道工藝是工作面末采期間的一種傳統(tǒng)“搬家”方法,即在設(shè)計停采線位置前首先依據(jù)工作面周期來壓步距或采取讓壓開采技術(shù)、主動切頂卸壓、主動支護(hù)技術(shù)[14-25]合理調(diào)整末采區(qū)域圍巖應(yīng)力分布狀態(tài),然后當(dāng)工作面推采至末采區(qū)域后,支架開始掛網(wǎng),繼續(xù)割煤待支架后網(wǎng)片接觸采空區(qū)底板后,停止推移支架,拆開支架與刮板輸送機的連接,用成組單體配合推移刮板輸送機,采煤機繼續(xù)割煤直至達(dá)到回撤通道設(shè)計寬度。此時上覆巖層在末次周期來壓期間已充分垮落,自割回撤通道位于工作面超前支承壓力衰減區(qū),圍巖所處應(yīng)力環(huán)境良好,可由工作面支架液壓聯(lián)動護(hù)幫裝置配合錨桿(索)支護(hù)結(jié)構(gòu)聯(lián)合維護(hù)頂板穩(wěn)定性,不用架設(shè)垛式支架補強支護(hù)頂板。但采煤機割煤后通道頂板空頂面積較大,割煤與支護(hù)工序交叉作業(yè)、配合復(fù)雜,工期較長時通道煤體因承受超前動載損傷累積而易發(fā)生頂板冒落、煤壁片幫現(xiàn)象,存在較大安全風(fēng)險,因此,合理組織末采工藝、及時支護(hù)自割通道頂板是最為重要的環(huán)節(jié)。
“雙機”配合分步分層自割回撤通道工藝即在距工作面停采線一定距離時,停止拉移工作面液壓支架,用掘進(jìn)機首先開挖回撤通道上層區(qū)域,按照支護(hù)設(shè)計及時支護(hù)通道頂板,并滯后一定距離利用單體液壓支柱成組配合推移刮板輸送機使得采煤機集中清刷下層區(qū)域至設(shè)計寬度,形成工作面設(shè)備回撤調(diào)向空間。該工藝具有明顯優(yōu)點:一是回撤通道處于超前支承壓力衰減區(qū)的應(yīng)力環(huán)境下,掘進(jìn)機截割頭的割煤擾動對煤壁影響小,錨桿(索)支護(hù)可及時有效控制通道圍巖變形量,有效避免通道承受多次采動動載影響問題;二是利用采煤機刷擴下層區(qū)域可有效提高施工效率,割落煤塊直接進(jìn)入工作面運輸系統(tǒng),進(jìn)一步縮減了末采工期,有效避免了超前煤體累計損傷引起的頂板垮落、煤壁片幫現(xiàn)象。相比另兩種工藝方式而言在施工效率、工程費用、工人勞動強度及安全性方面具有明顯優(yōu)勢,但此工藝受工作面地質(zhì)條件影響較大,需依據(jù)現(xiàn)場具體施工環(huán)境、煤體自身物理力學(xué)特性等參數(shù)合理確定回撤通道自割工藝流程及支護(hù)設(shè)計參數(shù)。
根據(jù)彈塑性理論可知煤炭開采過程中,工作面前后由于采動影響引起圍巖應(yīng)力狀態(tài)的重新分布,并在前方某區(qū)域產(chǎn)生明顯的應(yīng)力集中現(xiàn)象。依據(jù)應(yīng)力水平的大小可劃分成多個承載受力區(qū)間,區(qū)域分布如圖2 所示。超前預(yù)掘回撤通道工藝因其可在遠(yuǎn)離回采工作面提前實施,故不受或少受超前采動應(yīng)力影響,巷道開挖期間應(yīng)更多關(guān)注所處圍巖環(huán)境,如地質(zhì)構(gòu)造的影響,盡量將通道布置在煤層賦存穩(wěn)定、無地質(zhì)構(gòu)造的正常地帶;而采煤機自割回撤通道工藝、“雙機”配合分步分層自割回撤通道工藝設(shè)定開掘通道位于工作面煤壁前方,必然承受多重壓力影響,為避免開挖過程中因受超前支承壓力增壓區(qū)影響導(dǎo)致的巷道維護(hù)困難問題,一般將回撤通道設(shè)置于壓力衰減區(qū)內(nèi)[13-18]。
圖2 回采工作面前后方支承壓力分布區(qū)域圖Fig.2 Distribution of abutment pressure in front and rear of the working face
在距離回采工作面煤壁邊緣一定深度范圍內(nèi),存在著煤體承載能力與支承壓力處于極限平衡狀態(tài)的區(qū)域[13-18]。根據(jù)彈塑性理論模型設(shè)定工作面煤壁前方極限平衡區(qū)范圍下塑性區(qū)內(nèi)支承壓力為σy,則其簡化計算見式(1)。
式中:f為煤巖層面間摩擦因數(shù);φ為煤體內(nèi)摩擦角;x為煤體塑性區(qū)內(nèi)任一點到煤壁距離,m;M為煤層厚度,m;N0為煤幫支撐能力,MPa,取N0=τ0cot φ,τ0為煤體抗剪強度。
為求出超前支承壓力峰值點距煤壁距離x0,取支承壓力峰值處壓力KγH=σy,計算見式(2)。
式中:K為應(yīng)力集中系數(shù);H為煤層埋深,m;γ為煤層頂板上覆巖層平均容重,kN/m3。
由煤壁前方支承壓力峰值點繼續(xù)向煤體深處前移,煤體承載應(yīng)力值呈下降趨勢并逐步過渡到原巖應(yīng)力狀態(tài),此區(qū)域煤巖體整體完整性較好,處于穩(wěn)壓狀態(tài)的彈性區(qū)范疇[13-20]。根據(jù)彈性力學(xué)理論及相關(guān)研究可知彈性區(qū)內(nèi)某位置x處超前支承壓力計算見式(3)。
設(shè)彈性區(qū)分布范圍為x1,當(dāng)x=x0+x1,取此位置處支承壓力值為原巖應(yīng)力γH,則聯(lián)立求解見式(4)。
以工作面煤壁為坐標(biāo)原點,橫軸表示從煤壁向煤體深處的距離,縱軸表示應(yīng)力水平,由以上分析可知工作面煤壁前方不同區(qū)域的應(yīng)力分布如圖3 所示。
圖3 工作面煤壁前方應(yīng)力分布示意圖Fig.3 Diagram of stress distribution in front of coal wall in working face
研究表明采高對超前支承壓力分布范圍影響比較大,一般情況下煤層采高越大則超前支承壓力分布范圍就越廣,煤壁前方塑性區(qū)范圍(支承壓力峰值點與煤壁之間的距離)就越大;煤層埋藏越深、頂板上覆巖層平均容重越大則支承壓力峰值就越大,峰值點距工作面煤壁的距離就越遠(yuǎn)。由壓力衰減區(qū)逐漸過渡到最大壓應(yīng)力區(qū)時,塑性區(qū)內(nèi)的支承壓力值與該點距工作面煤壁距離呈指數(shù)函數(shù)形式變化,并最終遞增至支承壓力峰值KγH;由支承壓力峰值點向煤體深處繼續(xù)前移至彈性區(qū)時,支承壓力值呈負(fù)指數(shù)函數(shù)形式變化,并最終遞減至原巖應(yīng)力γH,即煤壁前方壓力衰減區(qū)是布置回撤通道的最佳位置。
大梁灣煤礦主采3 號煤層,屬低瓦斯礦井,采用中央并列式通風(fēng)系統(tǒng)、抽出式通風(fēng)方式,礦井設(shè)計生產(chǎn)能力500 萬t/a。30103 工作面設(shè)計傾向長度275 m,走向長度約1 850 m,煤層傾角為平均0.5°屬于近水平煤層。煤質(zhì)較硬、不易片幫,煤層層位穩(wěn)定、結(jié)構(gòu)簡單,平均厚度為6 m,平均埋深在115~140 m 之間,屬易自燃煤層。直接頂以中等穩(wěn)定的粗粒砂巖為主,局部夾矸為零星泥巖,平均厚度為1~2 m;基本頂以厚度、強度較大的細(xì)砂巖、粗砂巖為主,平均厚度為20.80~34.25 m;底板以粉砂巖、泥質(zhì)砂巖為主,平均厚度0.53~9.24 m。工作面安設(shè)ZY17000/34/72D 型掩護(hù)式液壓支架、KJ21 型在線礦壓監(jiān)測預(yù)警平臺,采用一次采全高綜合機械化采煤工藝、全部垮落法處理采空區(qū)頂板??紤]到煤層埋藏較淺,煤體單軸抗壓強度達(dá)14.3 MPa,煤質(zhì)較硬、不易片幫,選擇采用“雙機”配合分步分層自割回撤通道工藝,設(shè)計掘進(jìn)斷面為矩形。
對于淺埋深、薄基巖、厚松散層覆蓋的煤層,煤炭開采活動引起的頂板運動將涉及到整個上覆巖層,工作面推采前后難以形成穩(wěn)定的砌體梁結(jié)構(gòu),來壓期間地表甚至出現(xiàn)臺階整體下沉現(xiàn)象,基本頂巖層在工作面推采方向上傳遞動靜載荷的能力大大降低,相應(yīng)的工作面前方支承壓力的應(yīng)力集中系數(shù)、工作面前方極限平衡區(qū)范圍也將進(jìn)一步縮小[14-20]。由工作面回采期間礦壓監(jiān)測數(shù)據(jù)可知周期來壓步距為9.6~11.2 m,平均10.4 m,平均來壓持續(xù)長度為2~3 m;周期來壓動載系數(shù)為1.19~1.91,平均為1.55。根據(jù)30103 工作面煤層賦存情況,取煤厚M=6 m,埋深H=130 m,煤體內(nèi)摩擦角φ=35°,層間摩擦因數(shù)f=0.35,應(yīng)力集中系數(shù)K=2,上覆巖層平均容重γ=2.5 t/m3,取工作面煤幫承擔(dān)4 倍采高的上覆巖層重力計算煤幫支撐能力,經(jīng)計算回采面超前支承壓力峰值位于工作面前10.02 m,彈性區(qū)分布范圍為21.7 m,設(shè)計自掘回撤通道位于超前支承壓力衰減區(qū),當(dāng)工作面靠近末采區(qū)域按照設(shè)計要求逐步降低采高至通道高度,采用“雙機”配合分步分層自割回撤通道工藝,由工作面液壓支架三級護(hù)幫裝置配合高預(yù)應(yīng)力強力錨桿(索)聯(lián)合支護(hù)系統(tǒng)協(xié)同控制通道圍巖變形。
設(shè)計回撤通道掘進(jìn)斷面為矩形,巷寬×巷高=5.2 m×5 m,采用高預(yù)應(yīng)力強力錨桿(索)聯(lián)合支護(hù)系統(tǒng)[25]。頂板采用樹脂加長錨固Φ20 mm×L2 400 mm 型錨桿,設(shè)計間排距為900 mm×1 000 mm,預(yù)緊力矩為200 N·m,配套W 鋼帶、Φ6.5 mm 焊接鋼筋網(wǎng)護(hù)表構(gòu)件加強預(yù)應(yīng)力擴散,并與末采掛網(wǎng)做好聯(lián)網(wǎng)搭接;錨索規(guī)格為Φ18.9 mm×L6 300 mm,間排距為2 000 mm×2 050 mm,采用樹脂加長錨固、錨固力不低于200 kN;煤壁側(cè)幫部錨桿規(guī)格為Φ18 mm×L2 000 mm,間排距為1 200 mm×1 000 mm,每排布置4 根,配套Φ4 mm焊接鋼筋網(wǎng)護(hù)表,具體支護(hù)形式如圖4 所示。
圖4 自掘回撤通道支護(hù)參數(shù)Fig.4 Support parameters of the self-driving retracement channel
依據(jù)工作面正常回采過程中監(jiān)測到的周期來壓數(shù)據(jù),采取讓壓開采技術(shù)合理調(diào)整末次來壓位置及來壓持續(xù)長度。當(dāng)工作面回采至設(shè)計停采線前23 m位置開始掛網(wǎng)并逐步降低采高至設(shè)計回采通道高度,待最后一次基本頂周期來壓后再向前推采5 m 度過來壓持續(xù)長度,確保支架充分接頂并給足初撐力后停止推移,采用“雙機”配合工藝自割回撤通道,此時由于基本頂在最后一次周期來壓期間充分垮落,支架后方采空區(qū)冒落矸石形成的壓力拱趨于穩(wěn)定,自掘回撤通道位于工作面超前支承壓力衰減區(qū),圍巖承受超前支承壓力較小,同時工作面支架液壓聯(lián)動護(hù)幫機構(gòu)配合錨桿(索)聯(lián)合支護(hù)系統(tǒng)充分保證了掘進(jìn)期間的施工安全。整個自割成巷工程歷時15 d,期間通道頂板最大下沉量不足20 mm,煤幫平直、無網(wǎng)兜,通道成型良好,有效保證了工作面設(shè)備回撤空間。
1)超前預(yù)掘回撤通道工藝、采煤機自割回撤通道工藝和“雙機”配合分步分層自割回撤通道工藝是目前國內(nèi)外大采高綜采工作面常用的三種回撤技術(shù),各工藝均有一定適用條件,需依據(jù)現(xiàn)場具體施工環(huán)境、煤體自身物理力學(xué)特性等參數(shù)綜合選擇施工工藝流程及支護(hù)設(shè)計參數(shù)。
2)由彈塑性理論可知,煤層采高、埋深、頂板上覆巖層等因素對工作面超前支承壓力分布具有重要影響。在回采面前方隨著距煤壁位移的增加,超前段支承壓力值先是呈指數(shù)函數(shù)形態(tài)遞增變化至支承壓力峰值,然后呈負(fù)指數(shù)函數(shù)形態(tài)最終遞減至原巖應(yīng)力狀態(tài),其中煤壁前方壓力衰減區(qū)是布置回撤通道的最佳位置。
3)理論計算大梁灣綜采面超前支承壓力峰值位于煤壁前方約10.02 m,待工作面末次基本頂周期來壓后再向前推采5 m 度過來壓持續(xù)長度,在支承壓力衰減區(qū)內(nèi)選用“雙機”配合自割回撤通道工藝,采用高預(yù)應(yīng)力強力錨桿(索)支護(hù)系統(tǒng)配合液壓支架護(hù)幫結(jié)構(gòu)有效維護(hù)了通道頂板穩(wěn)定性,保證了工作面設(shè)備正常回撤空間。