綜放開采回風上山加固技術研究

石建軍 李新元

(1.華北科技學院安全工程學院，河北省三河市，065201；2. 中國礦業大學(北京)資源與安全工程學院，北京市海淀區，100083)

顯德旺礦回采1193綜放工作面(開采9#煤層)時，將一采區上方軌道上山作為回風道，同時也是礦井的總回風通道，大部分區域沿4#煤層頂板野青灰巖掘進，巷道經過多次整修，變形較大，與9#煤層間距為90 m。根據頂板巖層的活動規律，下方9#煤層的非充分開采或充分開采都將造成上方巖體不同程度的變形破壞，進而影響到巷道的變形和破壞程度，因此研究并采用合理的巷道加固技術，保證軌道上山的正常使用，對于高產高效開采具有重要的實踐意義。

1 地質條件

9#煤層厚度4.55 m，直接頂為粉細砂巖，平均厚度4.89 m，以粉砂巖為主，含細砂巖，薄-中厚層狀，夾層狀或橢球狀菱鐵質結核，易相變，不穩定。偽頂為黑灰色砂質泥巖，平均厚度1.63 m。直接底為深灰色鋁土質泥巖，平均厚度5.59 m，含鋁土質及較多炭化植物化石，中部夾一層厚度不均的粉砂巖。老底為灰-深灰色粉細砂巖，平均厚度13.32 m，鈣泥質膠結，中厚層狀，含菱鐵質結核。

一采區回風上山為礦井總回風通道，斷面尺寸3 m×2.5 m，沿4#煤層頂板掘進，4#煤層厚度為0.91 m，與9#煤層間距約為90 m。

9#煤層工作面采掘布置圖如圖1所示。

圖1 9#煤層采掘布置圖

2 冒落帶和裂隙帶高度估算

根據覆巖巖性及煤層埋藏條件，巖性中硬時，緩傾斜條件下厚煤層開采時的垮落帶hm和導水裂縫帶高度hl的計算經驗公式為：

式中：hm——垮落帶高度，m；

hl——垮落帶高度，m；

M——采高，m。

由表3可以看出，二級最小絕對差為0，二級最大絕對差為0.666667，代入關聯系數公式可得如下公式：εi(k)=(0+0.5×0.666667)/(Δi(k)+0.5×0.666667)=0.3333335/(Δi(k)+0.3333335)。把各點的絕對差值代入公式，便可得到X0對Xi各指標的關聯系數，見表4。

采用放頂煤一次采全高時，上覆巖層破壞高度與分層開采相比較為嚴重，為了安全起見，覆巖破壞高度取較大值。

因此，采高取4.55 m，9#煤層開采后，冒落帶高度為13.38 m，導水裂隙帶高度為47.4 m。

3 上覆巖層活動的數值模擬研究

3.1 計算模型的建立

數值模擬采用FLAC數值軟件進行分析研究。按照一采區工作面的巖層結構及開采順序關系，確定該工作面開采的數值模擬力學模型，如圖2所示。

圖2 FLAC數值模型圖

1193工作面走向長度584 m，考慮到邊界效益，兩端各加50 m作為力學邊界，9#煤層距回風上山間距為90 m，煤層下方取13 m，上山上方增加27 m作為邊界，因此模型尺寸設計為684 m×130 m，走向長度684 m，高度130 m。模型共分21168個單元塊，42966個節點。按照工作面回采工藝，9#煤層采用綜采放頂煤一次采全高開采，以此研究頂板覆巖活動規律。

3.2 頂板巖層冒裂帶的形成與發展

工作面推進到不同位置時水平應力變化情況如圖3所示。當工作面推進250 m時，在采空區后上方15.2 m高度范圍內出現拉應力區，拉應力最高值為1.25 MPa。在上方不同層位的巖層出現應力集中現象，可以分析裂隙帶高度為35 m。當工作面推進584 m時，可以得出相同的結論，裂隙帶高度為37.2 m。

根據煤層開采過程中上方巖體內水平應力的分析表明，9#煤層放頂煤開采后，冒落帶高度為15.2 m，裂隙帶高度為37.2 m。

3.3 頂板巖層垂直應力的變化

工作面推采至回風上山附近時上山處巖層垂直應力變化情況如圖4所示。

圖3 工作面推進到不同位置時水平應力變化圖

4 回風上山沉降預計

采用國內成熟的概率積分法預計模型，采用中國礦業大學(北京)研制的MSAS開采沉陷分析系統，對此開采區域地表移動和變形進行計算分析。

1193工作面先開采，之后1195工作面、1197工作面后續開采時都會對地表造成影響，其巖層移動變形情況如圖5所示，最大下沉量為3717 mm，由于上山下沉導致傾斜度發生變化最大為67.7 mm/m、-89.2 mm/m，水平變形為1255 mm、-966 mm，最大水平方向移動為-45.2 mm/m，最大曲率為-3.22 km-1。圖中紅色曲線代表地表采動時下沉值W；綠色曲線代表地表傾斜變化I；藍色曲線代表地表采動時水平變形值U；天藍色曲線代表地表水平方向移動ε；粉色曲線代表地表曲率K。

圖5 1193、1195、1197工作面開采后上山位置巖層移動變形

1193、1195、1197工作面開采時上山兩側各50 m范圍內不放頂煤時巖層移動變形情況如圖6所示。

圖6 1193、1195、1197工作面開采上山兩側不放頂煤時巖層移動變形

最大下沉量為1680 mm，最大傾斜為30.1 mm/m、-39.7 mm/m，水平變形為608 mm、-431 mm，最大水平移動為21.3 mm/m，最大曲率為-1.42 km-1。

1193、1195、1197工作面開采后一次采全高時地表移動變形情況如圖7所示，最大下沉量為3055 mm，最大傾斜為19.8 mm/m、-21.8 mm/m，水平變形為1128 mm、-767 mm，最大水平移動為-17.5 mm/m，最大曲率為-1.42 km-1。

圖7 1193、1195、1197工作面開采后地表移動變形

分析表明，在上山兩側各50 m不放頂煤時，下沉量為放頂煤時的45.2%，最大斜率為放頂煤時的44.5%，留設頂煤使巷道破壞的程度降低。

5 回風上山加固方案設計

根據前述數值模擬結果，留煤柱時上山下沉較小，所以開采留設煤柱時根據計算上山兩側各留32 m煤柱。根據現場測定，上山的松動圈范圍為1.8～2.2 m，確定錨桿長度。

根據9#煤層開采時回風上山位置巖層的下沉曲線，確定回風上山的加固范圍，如圖8所示。

從圖8可以計算出，1193工作面開采前，巷道的影響加固范圍為238 m，為消除預計誤差造成的影響，兩側各加20 m加強支護，累計范圍為278 m。根據模擬結果并留安全距離，回風上山應在工作面推采至回風上山前30 m加固完畢。圖中W表示最大下沉量1658 mm。

回風上山為拱形斷面，錨桿長度為2.6 m，間排距為0.95 m×1.0 m，如圖9所示。

錨桿采用?20 mm的左旋螺紋鋼高強錨桿，采用K2360和Z2360型規格的錨固劑各一卷。鋼筋梯子梁采用?14 mm圓鋼制成，金屬網采用菱形網，頂網長度為3200 mm，幫網長度為2200 mm，寬度為1200 mm，網格為50 mm×50 mm。

圖8 回風上山加固范圍

圖9 巷道支護圖

6 結論

根據顯德旺煤礦+1100 m水平運輸大巷原支護巷道破壞嚴重，重新設計支護參數，滿足了使用要求，可以得出以下結論：

(1)根據經驗公式，煤層開采的冒落帶高度13.38 m，導水裂隙帶高度為47.4 m。根據數值模擬分析結果，煤層開采后，冒落帶高度為15.2 m，裂隙帶高度為37.2 m，與經驗計算結果基本一致。

(2)根據FLAC數值模擬分析結果，工作面開采未造成回風上山位置巖層的應力集中，仍保持原巖應力狀態，其巷道垂直變形表現為整體下沉，可以判斷回風上山位置在冒裂帶范圍之上，處于彎曲下沉帶內。

(3)利用MSAS開采沉陷分析系統，對此區域開采地表移動和變形進行計算分析。上山兩側留設煤柱可以改善巷道變形，并據此設計了巷道加固方案。

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