謝 晉
(開灤集團 林西礦業有限公司,河北 唐山 063103)
開灤集團林西礦1793工作面位于11水平1700采區,工作面走向長度514 m,傾斜長度131 m,處于8號、9號煤合并區域,8號煤層厚度0.9~2.3 m,平均1.6 m,已回采完畢,工作面主要開采9號煤層,煤層厚度0.60~8.00 m,綜合平均厚度5.50 m,煤層傾角16~30°,平均22°。1793工作面進風巷及回風巷均沿9號煤層頂板掘進,由于8號煤層已回采完畢(覆巖已運動穩定),故回采巷道區域頂板為再生頂板,由于再生頂初次垮落為隨采隨落,為保障1793工作面的回采安全,對回采巷道區段煤柱的合理寬度和巷道圍巖控制技術進行了分析。
為分析確定1793工作面回采巷道的區段煤柱尺寸,采用UDEC數值模擬軟件進行模擬,基于數值模擬結果確定回采巷道合理的煤柱寬度,為保障下分層復采工作面回采巷道圍巖穩定提供堅實的基礎。
根據1793工作面的地質條件,建立模型的尺寸為長×高=150 m×100 m,設置數值模擬模型中工作面長131 m,埋藏深度600 m,在模型的兩側各留設50 m的邊界尺寸,固定模型兩側邊和底邊施加固定約束,在模型上邊界施加上覆巖層的容重,設置下分層復采工作面的區段煤柱寬度分別為5 m、7 m、9 m和11 m,分別模擬不同煤柱寬度下圍巖變形量及塑性區分布特征。在數值模擬作業時,模擬順序為:初始地應力平衡—上分層工作面巷道開挖平衡—上分層工作面回采平衡—下分層工作面巷道開挖平衡。
根據數值模擬結果,得出不同區段煤柱寬度下垂直位移的分布規律如圖1所示。




圖1 不同區段煤柱寬度下圍巖垂直位移分布情況
由圖1可知,回采巷道頂底板移近量隨著區段煤柱寬度的增大呈現出逐漸減小的趨勢,在區段煤柱寬度為5 m時,回采巷道頂板下沉量及底板移近量的最大值分別為203 mm和40 mm;當區段煤柱寬度增大到7 m時,頂板下沉量和底板鼓起量分別為149 mm和33 mm,頂板下沉量的下降幅度達到26.6%;當區段煤柱寬度增大到9 m時,此時巷道頂板下沉量和底板鼓起量分別為93 mm和30 mm,該煤柱寬度下與煤柱寬度為7 m時相比,頂板下沉量的下降幅度為37.6%;當煤柱寬度進一步增大時,回采巷道頂板下沉量及底鼓量的下降值均逐漸減小,在煤柱寬度為11 m時,頂板下沉量降低為68 mm,底板鼓起量基本不再出現變化,表明當煤柱寬度大于9 m時,煤柱寬度的增大對巷道頂底板移近量的影響效果逐漸減小。同樣根據數值模擬,得出在區段煤柱寬度大于9 m時,當煤柱寬度進一步增大對保障巷道兩幫穩定的效果也逐漸衰弱。
根據數值模擬結果,得出巷道在不同區段煤柱寬度下圍巖塑性區的發育特征如圖2所示。




圖2 不同煤柱寬度下圍巖塑性區分布特征
由圖2可知,在區段煤柱寬度為5 m時,煤柱變形嚴重,煤柱在全寬上基本均處于塑性狀態,回采巷道右幫的塑性區發育寬度為1.5 m;當區段煤柱寬度增大為7 m時,此時煤柱在全寬范圍內仍存在著塑性破壞現象,巷道右幫的塑性區發育寬度為1.2 m;當區段煤柱寬度增大為9 m時,此時煤柱中部存在著未塑性破壞的區域,即彈性核區,其寬度為2 m,回采巷道右幫的塑性區破壞深度為1 m。
綜上分析,1793工作面回采巷道的區段煤柱寬度確定為9 m。
1793工作面進風巷和回風巷均為半圓拱形斷面,巷道寬×高=4.5 m×2.6 m,考慮到巷道頂板為再生頂板,直接頂在采掘作業下不穩定,結合數值模擬結果,為充分保障回采巷道圍巖體的穩定,確定巷道采用U型鋼棚架棚支護,U型鋼支護棚距為600 mm,拱梁和腿搭接長度為500 mm,搭接處各用兩個卡纜卡住,卡纜間距為400 mm,鋪設由D5.7 mm的金屬焊接的網,網孔規格為100 mm×100 mm(頂網4 000 mm×900 mm、幫網3 500 mm×900 mm)。同時每架棚按照850 mm的間距均勻布置11根剎桿,棚之間用5根拉桿(采用D18 mm、L=700 mm的圓鋼焊制)聯鎖,具體支護方式如圖3所示。


圖3 1793工作面回采巷道支護方案示意(mm)
在回采巷道過局部地質構造區段和超前工作面10~30 m的范圍內,為保障巷道圍巖的穩定,需采取加強支護的方式,在拱型棚梁下中間位置打單排單體柱,單體柱與棚梁接觸點要用薄木板墊實,柱頂要用鐵絲與棚梁拴牢,柱底穿柱鞋。
為檢驗上述方案在現場的實際應用效果,工作面回采期間,在進風巷超前工作面100 m的位置布置巷道表面位移監測站,監測巷道頂底板變形量和兩幫移近量,具體監測結果如圖4所示。
由圖4可知,在1793工作面回采期間,當測點與回采工作面間的距離大于30 m時,巷道頂底板及兩幫基本處于穩定狀態,頂底板及兩幫的最大變形速率分別為23 mm/d和17 mm/d;當測點與回采工作面間的距離小于30 m時,頂底板及兩幫的變形速率增大,尤其到距離10~15 m時,變形量突然增大,頂底板及兩幫最大移近量分別為169 mm和202 mm,變形速率分別為58 mm/d和41 mm/d,此時,要進一步加強礦壓觀測,分析原因,必要時進行補強支護。


圖4 1793工作面回采期間進風巷表面位移曲線
基于上述分析可知,進風巷在9 m煤柱寬度和現有支護方案下,雖然工作面前方10~15 m范圍頂底板及兩幫的變形量較大,但也在巷道允許范圍內,總體上巷道圍巖的變形很小,說明巷道圍巖在現有煤柱寬度和支護方案下能夠保持穩定。