陳 凱
(西山煤電西曲礦通風五隊,山西 古交 030200)
為解決工作面瓦斯超限問題,某礦擬采用沿空雙巷布置,即在孤島面端頭布置兩條巷道。采空區一側巷道作為專用回風巷。此方法的優勢在于:一方面改善了工作面通風情況,另一方面也提高了煤炭的回收率,避免了資源浪費。但是這種布置方式也帶來了沿空煤柱和巷間煤柱確定合理留設寬度的問題,煤柱過窄,會導致巷道圍巖變形過大,管理控制困難,容易引發冒頂等安全事故;煤柱過寬,又會造成不必要的資源浪費。因此,確定合理的煤柱寬度,對礦井的安全、高效開采十分必要。本文以某礦綜放工作面為研究背景,利用FLAC3D數值模擬軟件,確定沿空雙巷窄煤柱的合理寬度,為相似條件下煤柱尺寸的確定提供了一定的借鑒價值。
該礦4305工作面主采3#煤層,埋深約440 m,煤層厚度為4.85 m~6.73 m,平均6 m,采用綜合機械化放頂煤的方法開采,采3 m,放3 m,采放比為1∶1;工作面走向長約1 600 m,傾向長約220 m,煤層傾角為3°,屬于近水平煤層,煤層直接頂為2.6 m厚的砂質泥巖,基本頂為5.4 m厚的細砂巖,直接底為1.6 m厚的泥巖,基本底為6.8 m厚的石灰巖。其主要巖層物理力學參數如表1所示。
根據4305工作面綜合柱狀圖和表1所示參數,利用FLAC3D數值模擬軟件,建立數值模型。模型長300 m,寬200 m,高80 m,模擬時,首先將鄰近工作面采空,再對沿空巷道進行模擬研究,巷道長4.0 m,高3.0 m,模型如圖1所示。

表1 主要巖層物理力學參數

圖1 FLAC3D數值模型
首先,要確定沿空煤柱(鄰近采空區一側)的寬度,保持其他條件不變,分別模擬煤柱寬度為4 m、8 m、12 m和16 m時,沿空煤柱的破壞情況[1]。
第162頁圖2為不同沿空煤柱寬度下,巷道圍巖的塑性破壞情況。由圖2可以看出,當煤柱寬度為4 m時,巷道圍巖的塑性破壞區與采空區形成的塑性破壞區貫通,煤柱內全部受到塑性破壞,不利于巷道的管理控制;當煤柱寬度為8 m時,煤柱內塑性區并未貫通,出現2 m左右的彈性核區,巷道穩定性得到明顯改善;當煤柱寬度增加至12 m~16 m時,煤柱內的彈性核區增至5 m~8 m,但實體煤一側的塑性區范圍,略有增加[2]。

圖2 不同沿空煤柱寬度時的塑性破壞區
圖3為不同沿空煤柱寬度下的巷道頂板下沉量及兩幫移近量的變化曲線。由圖3可以看出,巷道頂板與兩幫的位移變化趨勢基本相同,隨著煤柱寬度的增加,巷道圍巖的位移逐漸減小。當煤柱寬度由4 m增加至8 m時,圍巖位移明顯減小,當煤柱寬度由8 m增加至12 m時,減小幅度有所降低,當煤柱寬度由12 m增加至16 m時,巷道圍巖位移基本持平,沒有發生明顯變化。

圖3 不同沿空煤柱寬度下圍巖位移曲線
綜合上述分析,當沿空煤柱寬度為8 m時,巷道圍巖破壞和位移情況較好,既能保證巷道的安全穩定,又能最大限度的回采煤炭資源,避免浪費。
在確定沿空煤柱合理寬度后,接下來就要確定巷間煤柱的寬度。在模擬中,要保持沿空煤柱為8 m不變,分別模擬巷間煤柱寬度為4 m、6 m、8 m和10 m時巷道圍巖的破壞和變形情況[3]。
圖4為不同巷間煤柱寬度時巷道圍巖塑性破壞的情況。由圖4可以看出,在巷間煤柱寬度為4 m時,煤柱內塑性區連成一片,煤柱變形較大,不利于巷道的支護;當煤柱寬度增加至6 m時,煤柱內塑性區未貫通,出現約1 m左右的彈性核區;當煤柱寬度增加至8 m和10 m時,彈性核區寬度進一步增加,分別為3 m和5 m,巷道穩定性得到明顯改善。隨煤柱寬度的增加,巷道底板的變形情況基本不變[4]。

圖4 不同巷間煤柱寬度時的塑性破壞區
圖5為不同巷間煤柱寬度下巷道頂板下沉量和兩幫移近量的變化曲線。由圖5可以看出,其變化趨勢基本相同,都隨煤柱寬度的增加而逐漸減小。

圖5 不同巷間煤柱寬度下圍巖位移曲線
其中,當煤柱寬度由4 m增加至6 m時,位移變化速率較快,煤柱由6 m增加至8 m時,變化幅度就明顯減小,當煤柱寬度由8 m增加至10 m時,變化幅度進一步縮小。由此推測,隨煤柱寬度增加,圍巖位移變化幅度逐漸縮小,最終保持穩定,因此,沒有必要進一步增加煤柱的寬度[5]。
綜合前面的分析,巷間煤柱為6 m時,巷道圍巖破壞變形較小,可以滿足礦井正常生產的需要。
根據某礦綜放工作面的實際情況,利用FLAC3D數值模擬軟件,得出以下結論:
1) 隨煤柱寬度的增加,巷道頂板和兩幫的變形破壞逐漸減小,其變化的幅度也逐漸變緩;
2) 沿空煤柱為8 m,巷間煤柱為6 m時,基本可以保持巷道圍巖的穩定,保障工作面的正常生產。
在礦井實際生產中,留設煤柱寬度,通過合理的支護設計,巷道圍巖變形很小,未發生安全事故,在保證安全生產的基礎上,最大限度的回采了煤炭資源。
參考文獻:
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