小煤窯空巷影響下采煤工作面礦壓顯現規律研究

張學亮

(北京天地瑪珂電液控制系統有限公司，北京 100013)

小煤窯殘留空巷的存在導致巖層的結構和應力環境發生改變，嚴重影響工作面布置[1]。殘留空巷被揭露時易引起瓦斯等有害氣體增多，使礦井通風系統出現一定的技術難題[2-4]。針對小煤窯無序開采形成的空巷給工作面推進帶來的各種問題，國內外學者進行了許多富有成效的研究[5-8]。柏建彪等[9]針對工作面過殘存遺棄空巷時頂板與支架阻力關系進行一定探索，建立了工作面過空巷過程中頂板來壓的計算力學模型，并提出了使用充填高水材料過空巷的技術措施；吳士良等[10]以神東礦區工作面過空巷的現場經驗和方法為基礎，提出了“小煤柱等壓”過空巷技術，確定了揭露空巷前的最佳位置，從而達到避開高應力釋放的時間節點；謝生榮等[11]針對綜放工作面過空巷頂板穩定性問題，提出“跨空巷長關鍵塊體”理論。

以崔家寨礦1號煤層E13103工作面為工程研究背景，從理論和實測兩個方面分析了過空巷時的頂板破斷特征、礦壓顯現規律，為工作面安全高效地通過小煤窯空巷提供理論依據。

1 工程背景與空巷影響

1.1 工作面概況

E13103工作面屬1號煤層，位于東三采區，北部為E13105工作面，南部為E13101工作面(已設計)，西為東三1號煤層集中進、回風巷，東部為井田邊界，上覆為E13501工作面(已回采)和E13501北部連采區(已回采)。

該工作面煤層厚度范圍0.8～4.4m，平均4.24m。煤層傾角0°～21°，平均7°?；卷敽穸葹?.5m、煤層埋深為320m、巖層內摩擦角23°、直接頂厚度為1.35m、巖層容重為25kN/m3。煤層質軟，極易碎，節理發育，頂部0.4m為塊煤，煤層由西向東逐漸變薄，至切眼區域煤厚變薄至0.8m。工作面設計走向為1086.5m，傾斜長110m，如圖1所示。

圖1 工作面概況

1.2 殘留空巷影響

E13103工作面內存在4條與工作面大致平行的空巷，與工作面夾角約為6°，從工作面兩條區段巷道揭露的情況看，4條空巷中相鄰兩條空巷間距在70m至80m之間。根據礦井設計的工作面接替順序，E13105工作面先進行回采，當推過橫穿于工作面的平行空巷時，出現了頂板大面積冒落的事故，致使工作面停產整修，嚴重影響礦井的安全生產。

小煤窯無序開采殘留的各個老空巷，使工作面應力分布狀態非常復雜，為有效控制殘留老空巷的破壞，對空巷周圍應力分布進行了深入研究，進而對整個空巷存在區域的應力狀態進行了分區。老空巷的應力分布狀態表明：殘余空巷周圍應力明顯增大，應力集中系數在1.4～1.7，其分布的區域范圍在傾向上位于老空巷前后6～12m，在走向上貫穿整個工作面，多個殘留的老空巷使工作面推進的難度大大增加。

2 工作面過空巷頂板破斷規律

2.1 頂板破斷力學結構

工作面前方無空巷時或工作面距離空巷較遠時(遠遠大于臨界煤柱的寬度)頂板破斷后形成穩定的支撐結構[12]，該結構周期性失穩對支架造成壓力作用形成周期來壓，工作面形成的力學結構模型如圖2所示。

圖2 正常頂板破斷結構

隨著工作面不斷推進殘余老空巷與工作面間的距離逐漸減小，即兩者之間的煤體逐漸減少進而形成煤柱，煤柱應力分布隨著工作面推進先后經歷馬鞍型、雙峰型、單峰型。導致工作面在接近空巷時的頂板壓力遠不同于工作面正?；夭蛇^程的頂板壓力[13，14]。

2.2 支架平衡的工作阻力測算

當工作面與空巷間的煤柱寬度小于臨界寬度時，煤柱失穩造成工作面上方的頂板跨空巷超前斷裂，形成過空巷的頂板破斷力學結構模型如圖3所示，此時基本頂破斷結構受力分析如圖4所示。

圖3 存在空巷頂板破斷結構模型

圖4 頂板結構受力

當工作面推進到與空巷間距小于臨界寬度時，懸臂長度達到頂板的周期破斷距，頂板發生超前破斷[15，16]。梁在固支端斷裂的懸臂長度為空巷寬度A、煤柱寬度B′與工作面基本頂上一次破斷的周期斷裂線Lx之和，由此可以確定頂板懸臂破斷的長度。即為關鍵塊體②的長度：

Lc=A+B′+Lx

(1)

砌體梁結構中關鍵塊體②與關鍵塊體③形成相互咬合的穩定結構決定了整個砌體梁的穩定性?？紤]到直接頂冒落后的松散系數Kp和直接頂厚度，則關鍵塊體②的下沉量W1為：

W1=M-∑h(Kp-1)

(2)

巖塊回轉的幾何關系：

關鍵塊體間的力矩的平衡關系：

式中，a為關鍵塊體間的咬合接觸長度，m；M為煤層開采厚度，m；h為基本頂巖層厚度，m；θ1為關鍵塊體的回轉角度，°；T為關鍵塊體間的水平推擠力，kN；Lc為超前破斷的關鍵塊體②的長度，m；L′為工作面支架在頂板上的作用點與煤壁間的距離，m；R1為工作面支架通過直接頂作用在基本頂上的力，kN；P1為關鍵塊體②的自重及作用在其上方的載荷重量之和，kN；A為空巷寬度，m；B′為煤柱的臨界寬度，m；φ為破斷塊體接觸面的內摩擦角。

此力學平衡結構中最大的剪應力Q2-3發生在關鍵塊體②③之間，為防止結構在②③咬合接觸面發生滑落失穩，則必須滿足以下條件：

Ttanφ≥Q2-3

(5)

Q2-3=P1-R1

(6)

聯立式(4)—(6)可得工作面支架通過直接頂作用在基本頂上的最低阻力應為：

則支架的最低工作阻力應為：

Pmin=R1+γhzLX

(8)

根據崔家寨礦的相關參數：基本頂厚度h為6.5m、煤層埋深H為320m、巖層內摩擦角23°、煤層厚度4m、直接頂厚度hz為1.35m、巖層容重γ為25kN/m3、最大空巷寬度A為4m、煤柱臨界寬度B′為9.6m、基本頂巖層周期破斷距LT為14.9m、基本頂巖層破斷的關鍵塊上方的均布載荷q取0.17MPa。

代入式(8)得支架過空巷時應具備的最低工作阻力Pmin為6300kN。

3 工作面過空巷的數值模擬分析

3.1 數值模型建立

根據崔家寨礦E13103工作面的布置情況，沿工作面布置方向設置200m，沿工作面推進方向設置300m，高100m的三維計算模型。模型尺寸300m×200m×100m，模型劃分了92000個塊體、108158個節點。通過FLAC3D軟件內嵌fix命令限制模型底部的水平位移和垂直位移，同時限制模型四周平面的水平位移，并且通過在模型頂部施加與上覆巖層重量等效的自重應力，模型的巖石力學參數見表1。

表1 煤巖層頂底板力學參數

3.2 工作面過空巷應力規律

隨著工作面不斷向前推進，距開切眼439m的位置揭露第一條空巷，以后每推進70m到80m便會揭露第二條、第三條、第四條空巷。工作面揭露第一條空巷過程應用數值模擬記錄了工作面支承壓力變化情況如圖5所示，并繪制了工作面推進至距空巷70m、50m、30m、20m、10m、5m時工作面前方支承壓力分布曲線，如圖6所示。

圖5 工作面應力的分布情況

圖6 工作面前方支承壓力的分布曲線

數值模擬結果表明：工作面超前支承壓力影響范圍在40m至45m，工作面距空巷50m以上時，峰值點在煤壁4m至5m之間，支承壓力峰值在19MPa以下，支承壓力未影響到空巷。工作面距空巷50m以下時，工作面超前支承壓力與空巷側所形成的支承壓力開始相互疊加，工作面距空巷20m時，超前支承壓力峰值急劇增加，工作面距空巷10m時，工作面前方支承壓力峰值達到最大值。工作面與空巷間距小于10m時，煤柱將進入塑性屈服階段，此時應采取措施加強煤壁的支護，對頂板及時支護。

4 礦山壓力實測研究

過空巷礦壓顯現選取了工作面15號支架數據進行分析，對工作面距第一條空巷前50m到工作面推過第四條空巷后，即選取工作面推進390m至690m之間的數據進行分析，并作出工作面位置與支架支護阻力的關系。工作面內先后揭露了4條平行的小煤窯巷道，分別位于工作面距切眼439m、509m、592m、674m處，工作面推進距離與支架工作阻力之間的關系如圖7所示。

圖7 工作面15號支架平均工作阻力與推進距離關系

統計分析E13103工作面15號支架揭露前空巷各參數，見表2。監測結果表明：支架推進到距離空巷20m處支護阻力逐漸增加，推進至距空巷7到9m時支架工作阻力出現了峰值區，約為5800kN，穿過空巷的過程當中，支架工作阻力維持在一個較低的水平，平均約為2254kN。推過空巷之后，隨著頂板懸露長度的增加，支架工作阻力逐漸上升，并且在推進約15m后出現二次壓力峰值，為4200kN。距第二個空巷約11m至8m處，支架支護阻力進入一個峰值區域，最高峰值為6282kN，揭露空巷過程中支架阻力為2678kN，空巷右側約15m出現壓力峰值，為4173kN。距第三個空巷約9m至7m處為出現壓力峰值，為6100kN，揭露空巷過程中為3168kN，工作面推過空巷后約10m出現下一個壓力峰值，為4491kN。距第四個空巷約8m處出現壓力峰值，為5859kN，揭露空巷過程中為2342kN。

表2 工作面揭露空巷過程支護阻力統計表

工作面推進到距空巷7m至10m時支架的支護阻力明顯升高，工作面發生大面積來壓。過空巷的過程中支架出現較長距離的高水平壓力，主要原因是上覆關鍵層在揭露空巷過程中，空巷與工作面間的煤柱失去穩定支撐能力，造成工作面上方的頂板超前破斷，基本頂的頂板破斷距突然加大，對支架造成沖擊，從而使支架工作阻力大幅增加，造成工作面壓力增大。同時小煤窯空巷的存在使頂板較為破碎，關鍵層發生破斷后的沖擊，導致煤壁前方的頂板發生一定的擾動，給工作面造成一定的壓力。

5 結 論

1)基于殘余空巷周邊應力場分布，對全工作面的應力狀態進行了有效分區。在殘余空巷周圍應力明顯增大，應力集中系數在1.4～1.7，其分布的區域范圍在傾向上位于空巷前后6m～12m，在走向上貫穿整個工作面。

2)根據正?；夭晒ぷ髅娴捻敯迤茢嗟牧菏狡茢嗔W模型以及失穩與變形失穩的機理和條件，建立了存在空巷頂板來壓的力學結構模型，并推導出支架工作阻力的理論計算公式。

3)工作面超前支承壓力影響范圍在40m至45m之間，工作面距空巷50m以上時，峰值點在煤壁4至5m之間，支承壓力峰值在19MPa以下，支承壓力未影響到空巷。工作面距空巷20m時，超前支承壓力峰值急劇增加，工作面距空巷10m時，工作面前方支承壓力峰值達到最大值。工作面與空巷間距小于10m時，煤柱將進入塑性屈服階段。

4)實測過空巷工作面的礦壓顯現結果表明，工作面在揭露空巷前的支護阻力最大，位置在工作面揭露空巷前7m到10m區間，有效確定了支護加強的位置，保障了工作面安全高效生產。