綜放工作面停采煤柱留設研究

雷 明

(晉能控股集團 山西科學技術研究院雙創中心，山西 大同 037100)

綜放工作面煤柱留設位置，不僅直接影響著礦井煤炭資源的開采利用和生產效率，還影響著面臨開拓與回采的維護難易程度，尤其是綜放工作面停采線與采區巷道之間的煤柱寬度對采區巷道的穩定性起著決定性作用[1]。目前，對于研究綜放工作面停采線的合理位置相對較少，通常采用綜放工作面礦壓顯現規律預定停采方案，或者利用經驗制定硬性指標，如當煤層厚度≥8 m時，停采煤柱尺寸100～120 m；煤層厚度3.5～8 m時，停采煤柱尺寸80～100 m；煤層厚度<3.5 m時，停采煤柱尺寸50～80 m等。這些既定方案雖然能夠有效指導停采，但沒有考慮停采線合理位置的多重影響因素，容易造成停采煤柱寬度大而浪費資源。國內學者對停采煤柱留設也做出一定研究：馮國瑞等[2]根據塔山煤礦石炭二疊系不同層位煤巖層受火成巖侵入的地質情況，運用FLAC3D數值模擬軟件對不同覆巖類型條件下特厚煤層停采煤柱合理留設寬度進行探討；王志堅[3]以塔山煤礦8110 綜放工作面為工程背景，通過超前支承壓力極限平衡理論計算，FLAC3D數值模擬分析，結合現場實測的分析，對綜放工作面停采煤柱的寬度進行優化；孫興忠等[4]采用理論分析和數值模擬相結合的方法對塔山礦8105 工作面實施縮小煤柱試驗后進行進一步優化，將停采煤柱寬度最終縮減為150 m左右。韓吉宏等[5]分析了巖性、埋深和超前支承壓力對停采煤柱留設的影響系數和權重，通過現場實測結合數值模擬確定了采區工作面停采煤柱合理尺寸。以上研究僅針對工作面部分影響條件下停采煤柱留設，沒有全面考慮中深度埋深綜放工作面煤柱留設影響因素。因此，應依據工作面停采線外超前固定支承壓力影響范圍實測數據及采(盤)區巷道受力、變形實測數據，并結合埋深、采高、煤厚、覆巖結構、周期來壓步距等具體條件，尤其是工作面停采線位置對盤區巷道穩定性的影響等綜合性指標確定工作面停采煤柱尺寸[6]。本文將采用彈塑性理論分析某礦大采場綜放工作面停采線的合理位置，以保證盤區巷道的持續穩定及綜放工作面搬家撤退的高效性。

1 綜放工作面概況

該工作面煤層賦存穩定，工作面埋深486 m，煤層厚度6.23～8.39 m、平均6.86 m,純煤厚度6.10 m。工作面采用單一走向長壁后退式綜合機械化低位放頂煤開采，工作面采高與放煤厚度分別為3.3 m和3.56 m，采放比約為1∶1.07。初采不放頂煤距離20 m，末采不放頂煤距離30 m，結構復雜、含1～4層夾矸，平均兩層，以泥巖為主。煤層傾角1～4°，平均2°，屬近水平煤層。

2 綜放工作面超前支承壓力理論計算

隨著綜放工作面持續推進，超前支承壓力逐步向前轉移，直到對盤區巷道圍巖應力場發生擾動現象。盤區巷道與采場煤壁間的距離即為停采煤柱寬度[7]。參考巖石力學相關理論，選定彈性區和原巖應力交界點為原巖應力的5%，即盤區巷道剛開始受到擾動時。停采煤柱范圍包含原巖應力場和超前支承壓力范圍，超前支承壓力范圍包括塑性區和彈性區寬度[8]。具體計算如下：

塑性區內垂直應力：

(1)

設σz=KγH，則綜放采場前支承壓力峰值點距煤壁的距離X1為：

(2)

(3)

式中：X1為塑性區寬度，m；X2為彈性區寬度，m；M為煤層厚度，取6.86 m；φ為摩擦角，取30°；f為煤層與頂底板間的摩擦因數，取0.11；τ0為內聚力，取0.6 MPa；H為煤層埋深，取486 m；γ為覆巖平均容重，取25 kN/m3；K為最大應力集中系數，取3；β為側壓系數，取1.35。

代入參數得X1=23.18 m，X2=44.20 m，綜放工作面受到動壓影響超前支承壓力范圍為67.38 m，該范圍內礦壓基本處于穩定狀態。在考慮到實際的煤層賦存條件，需同步參考工作面現場實測數據。

3 綜放工作面礦壓監測分析

3.1 超前壓力監測

綜放工作面回采期間，在巷道130 m處增設KJ216型礦用頂板離層儀，布置間隔20 m，通過巷道頂板發生位移確定超前支承壓力影響范圍。離層儀深、淺兩個監測基點分別設置在8.4 m和2.5 m處，分別對錨桿和錨索錨固區域離層位移進行監測，獲得頂板離層量特征如圖1所示。

圖1 巷道頂板離層量特征圖

隨著與回采煤壁距離不斷縮近，巖層在強采動影響下離層量持續增大。當距工作面74～130 m時，整體離層值較小，在74 m處深部離層值顯著增加，且超過離層報警界線；當距工作面0～74 m時，隨著距離繼續縮短，頂板離層值增加速率持續增大，在48 m處淺部離層值超過報警界限，之后淺部和深部離層值變化率趨于同步，離層值最終分別為142 mm和223 mm。

3.2 周期來壓監測分析

液壓支架在工作面回采過程中的阻力變化特征可分析確定周期來壓步距。由于液壓支架共142架，每隔5個支架布置1個測站，計28組測站，將測站內的支架作為觀測線。根據監測統計，老頂周期斷裂及周期來壓步距為15.5 m。

4 綜放工作面停采煤柱位置動態確定

工作面來壓是老頂斷裂回轉的循環過程，直接頂與液壓支架被動適應老頂的運動狀態。綜放工作面收尾撤架處在老頂斷裂線以外還是以內，其變形破壞狀況各異，對盤區巷道的穩定性有著舉足輕重的影響[9]。設能夠確保盤區巷道穩定的煤柱留設寬度(即工作面停采煤壁位置與盤區巷道間的煤柱尺寸) 為L，最后一次周期來壓結束后工作面距力學分析確定的超前支承壓力范圍為L0，周期來壓步距為l，則動態合理的停采線距離盤區巷道距離L為:

L=L0+(0.4～0.6)l

(4)

通過公式(4)計算可知，停采線位置能在確保盤區巷道穩定前提下(停采線位置與盤區段巷道之間煤柱寬度大于維護采區巷道穩定的煤柱寬度)，同時合理排除周期來壓對工作面搬家的影響[10]。根據力學計算結果，工作面回采前方煤壁支承壓力影響范圍為67.38 m。因此，為防止盤區巷道受綜放工作面停采影響而規劃的保護煤柱寬度L0至少為67.38 m。現場實際測得老頂周期斷裂及周期來壓步距約為15.5 m。最終綜放工作面停采煤柱位置即合理煤柱寬度L為73.58～76.68 m，與超前壓力數據監測結果74 m處觸發離層報警界線保持一致，可作為工程應用參考范圍。

5 工程應用

5.1 原停采線設備布置

巷道膠帶采用DSJ120/220/4×400型膠帶機，膠帶機頭段長66 m，調高架段45 m(15組調高架，每組間距3 m)，停采時需保留3組，共計9 m；轉載機型號SZZ1200/525，裝載機頭與煤幫距離41 m。根據設備配套尺寸，原停采線長度為：66+9+41=116 m。

5.2 停采位置合理化設計后設備布置

1) 拆除6組儲帶倉大架，每組大架間距3 m，共計18 m；

2) 拆除3號和4號驅動裝置(包括驅動滾筒、電機、減速器)15 m；

3) 拆除轉載機中部槽6節(每節長1.55 m)9.3 m。

根據設備配套，停采線長度為116-18-15-9.3=73.7 m。優化前后工作面停采線具體位置，如圖2所示。

5.3 泵站列車及單軌吊安排方式

正?；夭善陂g，泵站列車為30個車，長度164 m。停采前，拆除4個電纜車、高低壓反沖過濾站、2個噴霧泵、1個噴霧箱、2個乳化液泵、1個乳化液箱開關板車、回柱車后，剩余長度112 m。聯絡巷內存泵站列車長度87 m，輔運巷內放置泵站類車25 m，盤區輔運巷該區段內支架搬運車無法運行，但不影響其他車輛。

圖2 工作面停采線位置變更圖

6 結 語

1) 通過停采線合理化探究，綜放工作面最終確定停采煤柱的寬度為73.7 m，比原始設計停采線多推進42.3 m，多回收原煤9.8萬t，同時延長工作面回采時間，為礦井采掘接替提供保證。

2) 對于確定綜放工作面停采線合理位置的難題，通過綜合考慮多重影響因素，采用多種方法印證對比，理論計算數據符合工程實際要求，同時也為類似工程地質條件下綜放工作面停采煤柱位置的選擇提供參考思路。