8m超大采高綜采面末采貫通技術研究

劉兆祥，張立輝

(神東煤炭集團有限責任公司 補連塔煤礦，內蒙古 鄂爾多斯 017209)

大采高一次采全高具有生產能力大、資源回收率高、經濟效益好的特點，是國內外厚煤層開采的主要方向，從大采高開采研究和礦井生產實踐可知，大采高工作面具有來壓范圍廣、強度大、持續時間長的特點，采高越大、關鍵層距離煤層越近，越易形成“懸臂梁”結構，從而來壓持續長度越長[1]，同時采場來壓多呈現出非均勻性周期變化，出現了大小周期來壓[2]，工作面片幫、漏矸頻發且普遍呈現出臺階下沉現象[3]，回采貫通過程中常出現大面積漏矸冒頂事故，給工作面安全管理帶來了很大挑戰，嚴重影響工作面安全高效末采貫通工作，甚至會影響礦井產量和接續計劃。8.0m重型成套綜采設備在神東礦區補連塔煤礦1-2煤五盤區首次應用，提高了單刀產量及資源回采率，實現厚煤層高效開采，該面較7m采高工作面礦壓顯現明顯，來壓步距減小，來壓強度增大[4]，同時由于煤層變異性較大，通道頂底板起伏大不利于貫通工作的開展，高質量高效率低風險末采貫通顯得尤為重要。本文以補連塔煤礦8.0m超大采高12511綜采工作面末采貫通為工程背景，通過改進貫通工藝、改善支護工藝、采用科學監測措施，指導工作面貫通及頂板管理，為同盤區接續工作面末采貫通[5]提供借鑒，同時積累了大采高工作面貫通經驗。

1 工程概況

1.1 地質概況

12511綜采面位于1-2煤五盤區，上覆基巖厚度為262～289m，松散層厚度為0～27m，煤層底板標高1042.7～1044.96m。綜采面長319.1m，推采長度3139.3m。末采200m范圍內向回撤通道方向煤層變薄，在5.4～7.3m之間，松散層厚度20～28m，基層厚度260～267m。煤層基本頂以砂質泥巖為主，直接頂為細粒砂巖，直接底為砂質泥巖，煤層頂底板特征見表1。

表1 煤層頂底板特征表

1.2 支護概況

12511綜采面回撤通道采用雙通道布置，主回撤通道長度319.1m，寬度6.8m，凈高5.4m，掘進時沿頂掘進，局部留底煤或割底。距貫通200m之前對主通道進行支架支護，選用ZZ25000/35/65型支撐式垛式支架、ZY18000/32/70D型掩護式液壓支架聯合支護頂板，其中ZZ25000/35/65型垛式支架120臺，ZY18000/32/70D型掩護式支架42臺。主回撤通道與輔回撤通道間聯巷采用24臺ZZ18000/30/55型垛式支架支護。主回撤通道支護強度見表2。

表2 主回撤通道支護強度計算

主回撤通道頂幫采用錨桿索支護：通道頂板采用?22mm×2200mm螺紋鋼錨桿和?28.6mm×8150mm大直徑錨索支護；頂錨桿和頂錨索支護間距1.0m；通道正幫采用?27mm×2400mm玻璃鋼錨桿支護，錨桿支護間距500mm；副幫采用?22mm×2200mm螺紋鋼錨桿和?21.6mm×5000mm錨索支護，錨桿支護間距1000mm，錨索采用“井”型四橫六縱向布置，排距均為1m。通道支護布置如圖1所示。

圖1 主回撤通道支護參數(mm)

2 末采貫通技術

2.1 工程的特殊性

1)采用大尺寸(332m×17.5m)高強度聚酯纖維柔性網[6]進行貫通，網片規格型號為JD PET 1200×1200 MS，總重量高達36t，盤放在12.5m×3m×2.7m自制框架內，因框架尺寸大、網卷重量大，網卷的運輸、起網、撩網都存在很大困難。經研究，采用一臺80Y特種車和一臺ED25特種車運輸網卷至機尾，將網卷一端固定在刮板運輸機上并啟動刮板運輸機拉開網卷，采用30T絞車和?24mm鋼絲繩配合?22mm×6150mm頂錨索完成起網作業，采用改造大直徑絞盤配合2T滑輪完成撩網作業。

2)采用預掘特大斷面回撤通道進行回撤，主回撤通道巷道凈高度為5.4～6.13m，凈寬度為6.8m，因巷道斷面大，貫通過程中幫部易出現片幫、垮幫現象，為保障幫部煤體穩定，在正幫采用大直徑玻璃鋼錨桿支護，副幫采用“高密度錨桿索+縱橫π型鋼帶”進行支護，同時預制登高平臺和網片推桿解決貫通后聯網、壓網問題。

3)采用大阻力大行程垛式支架和大直徑錨索進行通道支護，通道安裝的ZZ25000/35/65型超大采高工作面回撤輔助巷道專用垛式支架為研制后首次使用，有效完成了支架設計指標的檢驗工作，頂板采用“Ф28.6mm×8150mm錨索+π型鋼帶”聯合支護，大幅度提高主動支護強度。

2.2 貫通工藝

結合五盤區采場條件及以往貫通經驗，貫通工藝主要分為三步[7]：

1)打錨索—穿繩—運網—連網—起網(掛網前)：工作面距離主回撤通道16m位置停機開始掛網作業，每隔3架在支架頂梁前端施工一顆?22mm×6150mm錨索，錨索外露長度200mm，安裝300mm×150mm×12mm帶吊環的錨索托盤，吊環方向統一朝向采空區側；錨索施工完畢后開始穿繩作業，將兩條?24mm鋼絲繩分別由機頭、機尾逐一穿過托盤吊環至工作面中部(82#—83#架)交匯點固定；運網前將網卷一端捆綁在刮板機鏈條上，開啟刮板機運輸網片并將其拉展；將網卷邊緣第一道鋼絲繩與?24mm鋼絲繩用U型環連接，并將絞盤鋼絲繩從網卷下方穿過鉤在網卷邊緣第一道鋼絲繩上；起網時采用機頭機尾雙向快速起網技術，通過工作面兩巷絞車收鋼絲繩完成起網工序，待鋼絲繩張緊后網片沿工作面方向全部鋪展，掛網作業全部完成。

2)割煤—放網—移架—撩網(掛網中)：掛網作業完成后，進入正常割煤作業環節。割煤前，通過固定在支架立柱上的絞盤將網卷撩起至不影響采煤機通過位置，采煤機開始正常割煤作業，放網工滯后煤機后滾筒3～5架將網卷放至電纜槽高度，支架工滯后放網工2～3架勾梁移架且降架高度不大于200mm，撩網工滯后支架工3～5架將網卷撩起至護幫板位置，推溜工滯后煤機15架調架、推溜，順序重復以上工作完成作業循環。

3)聯網—壓網—清煤—回收(掛網后)：貫通后，分組進行聯網、壓網作業，聯網時將柔性網與通道頂網雙層搭接綁扎，搭接長度不小于200mm，使用14#鐵絲雙排綁扎，間距不大于200mm，保證頂網無破損、無空頂；聯網后安裝“錨索鎖具+圓鋼鋼帶”進行壓網，錨索預緊力必須符合要求，分組壓網完成后方可進行挑梁清煤，由專人回收絞盤、卡箍及滑輪等材料。

2.3 貫通質量控制措施

2.3.1 頂板控制

工作面回采過程中沿頂沿底回采，推采過程中煤層厚度發生變化時可適當調整采高，留底或破底回采，保證貫通采高控制在6.0m左右[9-11]。

2.3.2 底板控制

主回撤通道設計巷高5.4m，實際凈高度為5.26～6.17m，整體上呈坑狀，局部過渡較急，貫通過程中底板控制難度大，需要采取多項措施：①底板高程控制，在貫通前對回撤通道底板高程進行測量，測點設置與工作面支架編號相對應，貫通過程中每班對工作面支架大腳前底板高程進行測量，與通道相應位置的高程數據進行對比，以關鍵支架處的底板高差數值指導煤機司機割煤；②導向標識鉆孔，提前在主回撤通道正幫打導向標識鉆孔(長15m，孔徑102mm)，鉆孔高度與煤機搖臂水平時滾筒中心位置相同，鉆孔內安裝填滿白灰的PVC管，采煤機司機在鉆孔揭露后能夠通過標識鉆孔的位置判斷層位，掌握底板提臥量，③固定反光標志，在主回撤通道內距底板2.1m位置設定固定的反光標識，此高度與刮板運輸機溜槽擋板上沿一致，工作面與主回撤通道部分連通后可以通過反光標識位置控制煤機掃底。

末采貫通期間工作面與通道底板高程對比曲線如圖2所示，分析圖2可知，3月11日早班(距貫通22m)，工作面70#—100#支架底板高于通道底板1.0m左右，工作面底板下行，掛網時工作面底板繼續下行，距離貫通7m時煤層底板繼續下行，煤層厚度在6.0m左右，局部56#—65#支架段煤層厚度在4.8～5.0m之間，至貫通煤層底板仍舊下行，最終通過向下調整工作面底板呈正臺階貫通，工作面底板中部高于通道底板0.4m左右，其余區段均在0～+200mm范圍內。

圖2 末采貫通期間工作面與通道底板高差對比曲線

2.4 頂板管控措施

2.4.1 巷道布置

1)綜采回撤通道布置時盡可能避開斷層、破碎帶等特殊條件的影響，為綜采面的優質貫通提供良好地質條件。

2)大采高工作面采用雙通道回撤時，主輔撤通道間的煤柱寬度留設不宜小于30m，聯絡巷距離不宜小于50m，且主通道內聯巷盡量不進行抹角，減少頂板懸露面積。

2.4.2 通道支護

1)綜采面貫通前對回撤通道進行加強支護，根據臨近工作面開采經驗和理論分析，確定合理的支護強度，采用高強度錨桿索進行頂幫支護，增強頂幫穩定性[9]，錨索布置應能滿足后期垛式支架安裝間距要求，支護工作應在通道受采動影響前完成。

2)采用高阻力大行程垛式支架進行支護，通道寬度較大時可采用多排垛式支架進行支護，支護時應避免破壞頂板錨索，支護工作應在通道受采動影響前完成且保證支架初撐力。

3)通道內聯巷及前后巷道在受采動影響前進行加強支護，支護長度應大于10m，尤其是巷道交叉點的支護強度應相應提高。

4)原則上回撤通道的支護強度不低于工作面支護強度的80%。

2.4.3 礦壓觀測

1)工作面生產期間，技術人員應當進行礦壓規律觀測和總結分析，根據工作面周期來壓情況調整工作面推采進度[9]，使工作面在掛網和貫通使處于非來壓狀態，為安全高效貫通提供條件。

2)對于部分礦壓顯現較為強烈的工作面，在采取增加支護強度措施后仍不能有效控制頂板時，可以采取水力預裂頂板等泄壓措施。

3)綜采面推采剩余200m 時，礦井應組織進行礦壓觀測預測預報，根據來壓情況必要時在距離貫通4～6m時采取等壓措施[10]，確保安全貫通。

3 末采期間頂板管控技術

3.1 礦壓管理

12511工作面圓班推進距離約12.1m，通過對正常生產時礦壓顯現規律分析可知，工作面礦壓顯現明顯，周期步距為8.8～12.8m，來壓時工作面局部出現頂板破碎漏矸、安全閥開啟現象，來壓強度并不劇烈，未發生支架活柱行程下降300mm以上的現象。

末采期間對工作面進行礦壓觀測，3月10日中班，工作面距回撤通道26m時機頭段和機尾段來壓，隨后整體來壓，持續5刀后工作面無壓(距離回撤通道21.5m)；3月12日夜班，工作面距回撤通道16m時停機掛網，工作面時處于無壓狀態，頂板完整，為錨索施工提供良好條件；3月12日中班，割第2刀煤時工作面來壓(距離回撤通道15.2m)；3月13日夜班，帶壓割煤2刀，早班帶壓割煤1刀后工作面無壓(距離回撤通道9.1m)，來壓持續距離6.1m，距上次周期來壓的步距為12.4m，之后至貫通工作面處于無壓狀態，頂板較為完整。

工作面距主回撤通道11m時，通道內頂板無下沉；距主回撤通道9m位置，通道內礦壓顯現明顯，煤炮聲較為劇烈，對應90#支架至機尾區域的垛架壓力達到40～46MPa，通道內頂板下沉50～100mm，兩幫出現垮幫、鼓幫現象；距回撤通道6m位置，通道頂板下沉量達到50～200mm之間，垛架壓力增至50MPa；隨工作面繼續推進，支承壓力前移，垛架阻力逐漸變小，下降至38～45MPa；貫通后，通道兩端對應5#—32#、140#—160#支架段頂板下沉量在100～150mm之間，中部對應50#—120#支架段頂板下沉量在200～240mm之間。

3.2 超前支承壓力規律

通道垛式支架自安裝至掛網時壓力值未發生明顯變化，在貫通期間對通道垛架壓力進行跟蹤監測，分別在工作面距回撤通道11m、8.5m、5.6m、2.5m和0m位置觀測垛架壓力值，為便于分析以工作面支架序號記錄對應垛架壓力數值，壓力曲線如圖3所示。通過曲線變化和數值分析得出，貫通期間工作面兩端壓力小于中部，超前支承壓力隨工作面推采先增高后降低，超前支承壓力影響范圍約為3～9m，動載系數1.1～1.3，均值1.19。

根據現場觀測情況，貫通前8.5m回撤通道頂板下沉量大約在50mm；貫通前5.6m回撤通道頂板下沉量大約在50～200mm；貫通前2.5m回撤通道頂板下沉量大約在50～240mm；貫通后通道兩端頭10m范圍內頂板下沉量約50mm，中部頂板下沉達200～240mm。工作面回風巷在貫通前5.6～8.5m時兩幫出現不同程度的幫鼓[13-15]，正幫幫鼓達0.5m左右，副幫幫鼓量達0.3～0.4m，距通道2m時正幫出現垮塌現象。觀測結果表明：通道及工作面巷道受超前支承壓力影響產生下沉變形現象，在貫通前6～9m時變化較為明顯。結合支架壓力情況確定超前支承壓力影響范圍為3～9m，超前支承壓力峰值影響范圍為6～8m。

圖3 末采貫通期間通道支架壓力變化曲線

4 結 論

補連塔煤礦12511工作面采用大尺寸高強度聚酯纖維柔性網、預掘特大斷面回撤通道、高阻力垛式支架和大直徑錨索支護技術，完成了末采貫通工作，通過改變末采工藝和技術裝備，取得了良好的工程實踐效果，為8.0m及以上超大采高工作面快速貫通回撤提供技術借鑒。

1)從末采前的準備工作、貫通工藝、礦壓監測和貫通質量控制等方面，形成超大采高綜采工作面安全高效貫通成套技術。

2)總結分析工作面礦壓顯現規律，通過調整推進速度，保證工作面在掛網和貫通關鍵節點時處于無壓狀態，為末采貫通提供一個良好作業條件。

3)確定工作面超前支承壓力影響范圍為3～9m，超前支承壓力峰值影響范圍為6～8m，通道頂板最大下沉量240mm，為后續工作面安全回采提供數據支撐。

4)采用大阻力支架、大直徑錨索進行通道支護，末采期間頂板管控效果明顯，同時采用高分子材料維護頂幫，防止冒頂事故的發生。

5)預先施工導向標識鉆孔、設置固定反光標志，貫通時采用底板高程控制并進行多頻次測量，實現工作面頂板齊平、底板呈正臺階貫通，工作面中部底板高于通道底板約0.4m，其余段均在0～+200mm范圍內，有利于快速回撤。