劉 暢，楊增強(qiáng)，弓培林，王 開(kāi)，張俊文，李玉琳，張小強(qiáng)

(1.中國(guó)礦業(yè)大學(xué)(北京) 資源與安全工程學(xué)院，北京 100083; 2.太原理工大學(xué) 礦業(yè)工程學(xué)院，山西 太原 030024; 3.黑龍江科技大學(xué) 礦業(yè)工程學(xué)院，黑龍江 哈爾濱 150022)

工作面過(guò)空巷基本頂超前破斷壓架機(jī)理及控制技術(shù)研究

劉 暢1,2，楊增強(qiáng)1，弓培林2，王 開(kāi)2，張俊文3，李玉琳3，張小強(qiáng)2

(1.中國(guó)礦業(yè)大學(xué)(北京) 資源與安全工程學(xué)院，北京 100083; 2.太原理工大學(xué) 礦業(yè)工程學(xué)院，山西 太原 030024; 3.黑龍江科技大學(xué) 礦業(yè)工程學(xué)院，黑龍江 哈爾濱 150022)

基本頂超前破斷及壓架研究對(duì)工作面過(guò)空巷、進(jìn)入回撤通道安全保障有重要意義。通過(guò)相似模擬得到了工作面過(guò)大斷面空巷基本頂超前破斷前后覆巖破斷特征、圍巖應(yīng)力及支架載荷。研究表明：在基于圣華煤業(yè)復(fù)采工作面圍巖條件的相似模擬實(shí)驗(yàn)中，工作面通過(guò)12 m寬不支護(hù)空巷時(shí)，基本頂會(huì)發(fā)生超前破斷。導(dǎo)致基本頂上方亞關(guān)鍵層隨基本頂破斷、滑落，支架上載荷由4 000 kN激增到12 500 kN再到16 200 kN，支承應(yīng)力升高并前移。從理論上研究了超前程度、圍巖條件、開(kāi)采技術(shù)對(duì)破斷后基本頂穩(wěn)定性的影響，結(jié)果表明：隨超前破斷距離增大，阻止關(guān)鍵塊所需阻力成倍增加;隨自由空間高度的增加、塊度的增加，基本頂結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性降低;亞關(guān)鍵層破斷會(huì)導(dǎo)致所需支架阻力激增，單從提高支架阻力來(lái)維持超前破斷后基本頂結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性不可行，應(yīng)當(dāng)從防止基本頂超前破斷來(lái)預(yù)防切頂壓架事故。提出了針對(duì)此類(lèi)工作面的控制技術(shù)，現(xiàn)場(chǎng)應(yīng)用效果明顯。

過(guò)空巷;超前破斷;壓架

工作面回采過(guò)程中，經(jīng)常會(huì)遇到前期為礦井或采區(qū)服務(wù)的廢棄施工措施巷、廢棄采區(qū)巷道[1-3];利用回撤通道搬家時(shí)，工作面前方會(huì)有平行于工作面的回撤巷道存在[4-7];采用長(zhǎng)壁綜采工藝對(duì)刀柱式、巷柱式舊采區(qū)殘留煤柱進(jìn)行復(fù)采時(shí)，工作面前方也會(huì)有巷道存在[8-10]。事實(shí)上，工作面前方存在巷道是長(zhǎng)壁綜采工作面常見(jiàn)的情況，而對(duì)此類(lèi)工作面壓架事故的報(bào)道并不鮮見(jiàn)于文獻(xiàn)，尤其以神東礦區(qū)、平朔礦區(qū)為主?，F(xiàn)場(chǎng)實(shí)踐發(fā)現(xiàn)，當(dāng)煤柱寬度小于5 m時(shí)，此類(lèi)工作面頂板容易發(fā)生破斷，破斷后頂板容易切頂，造成空巷或回撤通道被掩埋、頂板下沉、支架倒架、大塊矸石進(jìn)入回采空間，導(dǎo)致工作面推進(jìn)困難或回撤失敗。

學(xué)者們對(duì)于類(lèi)似事故有一定的認(rèn)識(shí)[1-10]，也從巷道支護(hù)或現(xiàn)場(chǎng)實(shí)踐的角度研究了支護(hù)技術(shù)或覆巖活動(dòng)規(guī)律，并提出了相應(yīng)的防治措施。但是，關(guān)于此類(lèi)工作面覆巖破斷特征演化的實(shí)驗(yàn)研究及覆巖結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性分析則較少。尤其是對(duì)于此類(lèi)工作面可能會(huì)出現(xiàn)基本頂?shù)某捌茢嗪统捌茢鄬?duì)工作面切頂壓架影響的研究仍不夠深入。

本文通過(guò)文獻(xiàn)研究指出了過(guò)空巷工作面出現(xiàn)切頂壓架的可能，通過(guò)相似模擬實(shí)驗(yàn)?zāi)M了發(fā)生超前破斷后覆巖破斷特征、圍巖應(yīng)力演化規(guī)律及支架載荷的變化規(guī)律，指出了過(guò)空巷工作面切頂壓架的機(jī)理?；趯?shí)驗(yàn)結(jié)果并借助砌體梁理論建模計(jì)算分析了超前程度、圍巖條件、開(kāi)采技術(shù)對(duì)破斷后基本頂穩(wěn)定性的影響，指出了維持此類(lèi)工作面覆巖穩(wěn)定性的關(guān)鍵因素。基于研究的成果提出了此類(lèi)工作面的控制技術(shù)。

1 過(guò)空巷工作面事故案例

1.1 綜采工作面末采回撤階段壓架事故[4]

如圖1所示，安家?guī)X二號(hào)井B902綜放工作面采用預(yù)掘回撤通道進(jìn)行末采撤架，回撤通道內(nèi)采用單體液壓支柱和木垛進(jìn)行支護(hù)。當(dāng)工作面推至距回撤通道6.7 m時(shí)，巷道頂板發(fā)生整體下沉，數(shù)百根單體液壓支柱和20余架木垛均被推倒。工作面內(nèi)發(fā)生壓架，近30多架支架被壓死。工作面距回撤通道1.6 m時(shí)，回撤通道因冒落嚴(yán)重而報(bào)廢。

圖1 安家?guī)XB902切頂事故示意Fig.1 Roof cutting accident in Anjialing Coal Mine

1.2 大采高工作面過(guò)大斷面空巷切頂、壓架事故[1]

神東集團(tuán)上灣煤礦12211大采高工作面在進(jìn)入寬6.0 m，高4.4 m的空巷前發(fā)生了大面積切頂事故，如圖2所示。

圖2 上灣礦超前切頂示意Fig.2 Diagram of sliding of advance fracture main roof

1-2號(hào)煤層平均煤厚5.60 m，工作面推進(jìn)過(guò)程中需要過(guò)2條空巷。刮板輸送機(jī)機(jī)頭距離空巷8.5 m、機(jī)尾12.6 m時(shí)，頂板來(lái)壓。按正常來(lái)壓規(guī)律預(yù)計(jì)，來(lái)壓在距離空巷1.6～2.4 m時(shí)結(jié)束，工作阻力可恢復(fù)正常。實(shí)際自來(lái)壓開(kāi)始至空巷貫通支架工作阻力一直較大，快要貫通時(shí)整個(gè)工作面支架壓力急劇增加，活柱下沉最大可達(dá)1.6 m，支架頂梁破壞、倒架、下沉，大塊矸石冒落，上覆頂板出現(xiàn)了切頂冒落。

此外，其他文獻(xiàn)中也可見(jiàn)工作面過(guò)空巷期間發(fā)生壓架事故的報(bào)道。諸多事故表明，過(guò)空巷時(shí)工作面存在發(fā)生壓架事故的隱患，應(yīng)當(dāng)對(duì)此類(lèi)工作面進(jìn)行研究。

2 工作面過(guò)空巷相似模擬實(shí)驗(yàn)

2.1 工作面圍巖地質(zhì)條件

晉煤圣華煤業(yè)3101工作面為殘煤復(fù)采工作面，煤層平均埋深210 m，平均厚度6.5 m。采用綜采放頂煤工藝，采高2.2 m，放煤厚度4.3 m，工作面長(zhǎng)度80 m左右，推進(jìn)長(zhǎng)度500 m左右，工作面地質(zhì)條件簡(jiǎn)單，但舊采煤柱區(qū)中舊采巷道布置復(fù)雜、舊置時(shí)間較長(zhǎng)。

3號(hào)煤層密度1 430 kg/m3，抗壓強(qiáng)度19 MPa;直接頂為粉砂巖或泥巖，厚度4.66 m左右，平均抗壓強(qiáng)度32.2 MPa;基本頂為粉砂巖與細(xì)粒砂巖，厚度3.61 m左右，平均抗壓強(qiáng)度47.45 MPa，平均抗拉強(qiáng)度5.44 MPa;視密度2 600 kg/m3。

2.2 模型設(shè)計(jì)及實(shí)驗(yàn)裝置

為探究切頂壓架事故出現(xiàn)的條件，在相似模擬實(shí)驗(yàn)[11-15]中設(shè)置不同寬度平行空巷進(jìn)行研究，如圖3所示?？障镩_(kāi)挖后不施加任何支護(hù)，巷內(nèi)發(fā)生垮落也不進(jìn)行處理。為直觀展現(xiàn)工作面過(guò)空巷時(shí)覆巖切頂、壓架過(guò)程，本文著重對(duì)工作面過(guò)大斷面空巷(400 mm)過(guò)程中覆巖破斷特征、圍巖應(yīng)力變化及支架載荷進(jìn)行分析。

圖4 微型液壓支架和實(shí)時(shí)監(jiān)測(cè)測(cè)試裝置Fig.4 Micro-support and real-time monitoring device

2.3 過(guò)空巷工作面覆巖破斷特征及支架阻力變化

圖5,6展現(xiàn)了覆巖破斷特征及支架工作阻力變化規(guī)律。圖5中彩色豎線表示工作面的位置，與該時(shí)刻支承應(yīng)力曲線(相同顏色曲線)對(duì)應(yīng)。曲線相應(yīng)時(shí)刻工作面位置為箭頭所指橫坐標(biāo)，且豎線與支架工作阻力曲線交點(diǎn)為該時(shí)刻支架工作阻力。工作面位置選取了工作面前方煤柱較寬(相當(dāng)于正常回采)、煤柱較窄(煤柱尚未失穩(wěn))及煤柱剛好失穩(wěn)3種情況。

圖5 工作阻力及圍巖應(yīng)力監(jiān)測(cè)結(jié)果Fig.5 Results of the working resistance of supports and the abutment pressure of surrounding rock

圖6 超前破斷基本頂覆巖破斷特征相似模擬Fig.6 Similar simulation of structural characteristics of advance fractured main roof

圖6的相似模擬實(shí)驗(yàn)展現(xiàn)了基本頂正常破斷、過(guò)空巷前基本頂超前破斷、過(guò)空巷期間覆巖切落特征。

圖6(a)中，煤柱較寬時(shí)基本頂正常破斷，破斷后關(guān)鍵塊形成三鉸拱結(jié)構(gòu)?；卷斂刂频妮d荷層隨基本頂破斷、回轉(zhuǎn)、下沉，而亞關(guān)鍵層滯后基本頂破斷，其回轉(zhuǎn)、下沉發(fā)生在采空區(qū)，表現(xiàn)在亞關(guān)鍵層和加載巖層間存在離層[16-18]。亞關(guān)鍵層破斷、回轉(zhuǎn)對(duì)基本頂破斷、回轉(zhuǎn)及工作面影響較小。對(duì)應(yīng)圖5中煤柱寬度較大，支承壓力集中程度低(I曲線)，基本頂正常來(lái)壓，支架載荷小;繼續(xù)回采煤柱中支承應(yīng)力升高(II曲線)，支架載荷略有增大。

圖6(b)中,煤柱失穩(wěn)，基本頂超前破斷，關(guān)鍵塊B長(zhǎng)度增加，三鉸拱結(jié)構(gòu)前拱腳豎向載荷激增，對(duì)應(yīng)圖5中支架載荷激增到12 500 kN/架。分析可知，由于此時(shí)煤柱已經(jīng)失穩(wěn)，而巷內(nèi)支護(hù)無(wú)法提供足夠控制基本頂?shù)闹ёo(hù)強(qiáng)度，故維持關(guān)鍵塊穩(wěn)定所需支架載荷激增。

圖6(c)中,關(guān)鍵塊B滑落失穩(wěn)，對(duì)應(yīng)圖5中支架載荷激增到16 200 kN/架，支承應(yīng)力前移且增大(Ⅲ曲線)。

2.4 基本頂切頂壓架機(jī)理分析

由圖5,6可知，基本頂發(fā)生超前破斷支架需要提供的支護(hù)強(qiáng)度遠(yuǎn)大于正常來(lái)壓需要提供的支護(hù)強(qiáng)度，遠(yuǎn)超過(guò)支架選型富余的安全系數(shù)，通常工作面難以提供這么大的支護(hù)阻力。因此基本頂關(guān)鍵塊容易失穩(wěn)，發(fā)生整體性切頂。由于此時(shí)基本頂破斷長(zhǎng)度較大，且發(fā)生整體的切頂下沉，導(dǎo)致基本頂與上覆亞關(guān)鍵層之間的離層迅速向前發(fā)展，離層長(zhǎng)度增加，上覆亞關(guān)鍵層懸露長(zhǎng)度迅速達(dá)到極限破斷長(zhǎng)度，不再像正常來(lái)壓時(shí)滯后基本頂破斷，而是隨基本頂破斷而同時(shí)破斷。而此時(shí)基本頂及其載荷層位于破斷的亞關(guān)鍵層關(guān)鍵塊下方。亞關(guān)鍵層以載荷的形式作用在基本頂上。支架所需控制破斷巖層厚度、長(zhǎng)度大大增加。

分析可知，空巷的存在造成煤柱失穩(wěn)，引發(fā)了基本頂超前破斷和更高層位巖層的破斷，單次來(lái)壓破斷巖層厚度和長(zhǎng)度增加。這兩種破斷特征的變化均要求支架承載能力成倍提升來(lái)阻止前拱腳滑落，若支護(hù)強(qiáng)度不足基本頂容易發(fā)生切頂。而以目前支護(hù)技術(shù)水平，支架很難具有控制亞關(guān)鍵層的工作阻力。

此外，由于破斷位置前移，而支架受限于煤柱不能在前拱腳處對(duì)頂板進(jìn)行及時(shí)支護(hù)，降低了支護(hù)的效率，可按下式計(jì)算：

對(duì)圖6(b)關(guān)鍵塊B后拱腳求矩可得：

而正常破斷時(shí)的求矩公式為

式中，R1為前拱腳豎向載荷;L為巖塊長(zhǎng)度;P為支架阻力;LZ為支架對(duì)后拱腳距離;T為巖塊間擠壓力;b為前后拱腳垂距;q為載荷集度;W為煤柱寬度;Wa為空巷寬度。

對(duì)比可知，相比正常破斷發(fā)生超前破斷后支架阻止巖塊回轉(zhuǎn)的力矩降低了P(W+Wa)，支架的支護(hù)效率降低。

盡管實(shí)驗(yàn)已經(jīng)說(shuō)明了切頂壓架事故出現(xiàn)的可能，也測(cè)量了支架需要承擔(dān)的載荷，但由于實(shí)驗(yàn)是在特定條件下進(jìn)行的(圍巖條件、空巷寬度)，對(duì)于其他圍巖、空巷條件下這種切頂壓架是否發(fā)生、如何量化超前破斷對(duì)工作面的影響、采取什么控制技術(shù)還需從理論上進(jìn)一步深入研究。

3 超前破斷關(guān)鍵塊穩(wěn)定性分析

布置開(kāi)切眼時(shí)通常會(huì)避免在空巷附近，因此超前破斷通常發(fā)生在周期來(lái)壓階段。砌體梁理論指出：砌體梁位于采空區(qū)的破斷巖塊由冒落矸石支撐，對(duì)上覆載荷的轉(zhuǎn)移和支撐起輔助作用。而采場(chǎng)上方尚未觸矸的兩巖塊是影響工作面安全的關(guān)鍵塊，形成三鉸拱結(jié)構(gòu)。據(jù)此建立超前破斷砌體梁模型進(jìn)行分析穩(wěn)定性[16]，如圖7所示。

圖7 周期來(lái)壓期間拱式平衡及受力分析Fig.7 Analysis of forces arc structure of main roof in periodic weighting period

3.1 超前破斷關(guān)鍵塊鉸接計(jì)算

圖7中B,C關(guān)鍵塊穩(wěn)定性進(jìn)行計(jì)算如下：

其中，字母含義如圖7所示。正常周期來(lái)壓階段，可按相似三角形法結(jié)合相關(guān)運(yùn)算將關(guān)鍵塊間擠壓力T近似為T(mén)=ql2/(H-lsinα)。而對(duì)于超前破斷模型，巖塊回轉(zhuǎn)相似三角形不存在。此時(shí)，即便對(duì)LB，LC取近似值L，l，上述方程組也還是由3個(gè)方程、4個(gè)未知數(shù)(R1，T，b，c)構(gòu)成。因此需對(duì)巖塊間幾何關(guān)系進(jìn)行嚴(yán)格推導(dǎo)來(lái)求解方程[19-20]。

圖7中，關(guān)鍵塊C兩鉸接點(diǎn)連線與其上邊近似平行，可得：

此外，由圖7(b)可得：

因此

圖8 幾何關(guān)系及受力分析Fig.8 Force analysis and geometric relations analysis

圖7中還可得：

將式(9)～(11)代入式(12),(13)的化簡(jiǎn)過(guò)程如下：

為了簡(jiǎn)化算式，設(shè)i=H/L為關(guān)鍵塊塊度、m=Δ/H為自由空間高度系數(shù)、n=L/l為兩關(guān)鍵塊長(zhǎng)度比，代入可得

其中，Gi可按回轉(zhuǎn)前后嚴(yán)格按幾何關(guān)系算得，為i和θ1，θ2的函數(shù)[14]：

θ2按下式算得，為θ1和i，m，n的函數(shù)：

此外，考慮巖塊鉸接須符合實(shí)際情況，需加入對(duì)θ1角合理取值范圍的約束條件：

(1)三鉸拱拱頂要高于兩拱腳：

(2)關(guān)鍵塊B以右上角與關(guān)鍵塊C左上角鉸接，兩巖塊間夾角θ1-θ2>0，即

可以看出，關(guān)鍵塊間擠壓力T、豎向載荷R1是關(guān)于加載層荷重qL，ql和回轉(zhuǎn)角θ1函數(shù)，而i，m，n則是表征基本頂發(fā)生超前破斷后基本頂關(guān)鍵塊破斷特征、開(kāi)采條件的參數(shù)。

將i=0.5，i=0.25，i=1/6，m=0.5，m=1，m=1.5，n=2，n=1.5，n=1共27種條件下關(guān)鍵塊B擠壓力與加載層荷重比T/Q、豎向載荷與加載層荷重比R1/Q隨關(guān)鍵塊B回轉(zhuǎn)角θ1變化的規(guī)律繪制成圖9(Q=2ql為正常周期來(lái)壓時(shí)兩關(guān)鍵塊的荷載)。

分析圖9可得關(guān)鍵塊B塊度i、自由空間高度系數(shù)m、塊體長(zhǎng)度比n對(duì)關(guān)鍵塊間擠壓力T及前拱腳豎向載荷R1的影響。由于i,m,n能表征不同圍巖條件(i)、開(kāi)采方式(m)、超前程度(n)，因此圖9可以表征超前破斷對(duì)工作面的影響。

3.2 超前破斷關(guān)鍵塊鉸接特征分析

圖9中虛線表示擠壓力，其縱坐標(biāo)軸位于左側(cè);實(shí)線表示豎向載荷，其縱坐標(biāo)軸位于右側(cè)。曲線長(zhǎng)度由式(20)～(22)決定，表示三鉸拱穩(wěn)定回轉(zhuǎn)的范圍。其中，關(guān)鍵塊B回轉(zhuǎn)角θ1小于圖9曲線中最小橫坐標(biāo)時(shí)的約束條件為θ1-θ2<0，表示兩關(guān)鍵塊仍在回轉(zhuǎn);θ1大于圖9曲線中最大橫坐標(biāo)時(shí)約束條件為θ2<0或b<0。其中，θ2<0表示關(guān)鍵塊C垮落在采空區(qū)，關(guān)鍵塊B形成拱頂在關(guān)鍵塊C右上方、拱腳在關(guān)鍵塊B右下方的半拱;b<0則表示三鉸拱拱頂?shù)陀谇肮澳_，拱結(jié)構(gòu)徹底失穩(wěn)。分析圖9可知：

(1)擠壓力T隨關(guān)鍵塊B回轉(zhuǎn)增大、隨塊度i減小而增大、隨B,C塊長(zhǎng)度比n的增大而增大、隨自由空間高度系數(shù)m的增大而增大。擠壓力的增大增加了巖塊間摩擦力，降低了關(guān)鍵塊發(fā)生滑落失穩(wěn)的可能;但過(guò)大的擠壓力也會(huì)造成鉸接點(diǎn)破壞，引發(fā)回轉(zhuǎn)失穩(wěn)。

(2)隨塊度i的減小，關(guān)鍵塊豎向載荷變化不大，但擠壓力增大，結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性提高。

圖9 拱式平衡下關(guān)鍵塊穩(wěn)定性分析Fig.9 Key block stability analysis in a balanced arc structure

(3)豎向載荷R1的變化受長(zhǎng)度比n影響較大。隨兩關(guān)鍵塊長(zhǎng)度比n的增大，前拱腳豎向載荷R1增大、關(guān)鍵塊B允許回轉(zhuǎn)的角度減小，而擠壓力變化不大。因此，一旦基本頂超前破斷，支護(hù)強(qiáng)度增大，而由于允許回轉(zhuǎn)角度較小，支護(hù)質(zhì)量要求較高，拱結(jié)構(gòu)容易發(fā)生失穩(wěn)。

(4)豎向載荷R1的變化受自由空間高度系數(shù)m影響也較大。隨自由空間高度增大豎向載荷的減小、擠壓力的增大，所需支架阻力降低。但結(jié)合關(guān)鍵塊回轉(zhuǎn)角θ1的取值范圍可知，結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性卻大幅降低，分析如下：隨m的增大正常破斷巖塊(n=1)保持穩(wěn)定角度范圍減小，巖塊極易垮落在采空區(qū);而超前破斷時(shí)(n=1.5,n=2)，保持穩(wěn)定角度范圍增大。結(jié)合式(20)～(22)，自由空間較小時(shí)(m=0.5)，關(guān)鍵塊B回轉(zhuǎn)角超過(guò)最大角度時(shí)形成半拱結(jié)構(gòu)，三鉸拱雖然失穩(wěn)，但形成了半拱結(jié)構(gòu)，頂板結(jié)構(gòu)更加穩(wěn)定;而隨自由空間高度的增大(m=1.5)，雖然超前破斷形成的三鉸拱更加穩(wěn)定，但一旦回轉(zhuǎn)過(guò)大三鉸拱會(huì)徹底失穩(wěn)而不再形成半拱結(jié)構(gòu)。這也是大釆高工作面動(dòng)載較大的原因。此外，圖示可知隨自由空間增大和巖塊回轉(zhuǎn)，巖塊間擠壓力激增(可達(dá)到正常情況的2～5倍)，極易擠壞拱腳，發(fā)生回轉(zhuǎn)失穩(wěn)。故整體來(lái)看隨自由空間高度系數(shù)m的增大頂板結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性降低。

3.3 過(guò)空巷工作面頂板控制原則

綜上可知，隨基本頂超前破斷距離的增大，阻止關(guān)鍵塊所需阻力激增、隨自由空間高度的增加(表征開(kāi)采技術(shù)，釆高越大自由空間越高)、塊度的增加(表征圍巖條件，塊度越大頂板越破碎)結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性降低。需要特別注意的是，超前破斷會(huì)引發(fā)亞關(guān)鍵層破斷，進(jìn)而會(huì)導(dǎo)致上覆載荷翻倍。類(lèi)似于實(shí)驗(yàn)中，一個(gè)正?；夭善陂g工作阻力為3 000 kN/架左右的工作面，即便考慮1.5的備用系數(shù)也不過(guò)4 500 kN/架左右。而當(dāng)發(fā)生超前破斷時(shí)，工作阻力升高到了16 200 kN/架，按此選型顯然在經(jīng)濟(jì)上不合理。更何況工作面前方空巷寬度不一、亞關(guān)鍵層是否破斷不確定，單從提高支架阻力來(lái)控制此類(lèi)頂板關(guān)鍵塊失穩(wěn)面臨很多不確定因素;自由空間較大時(shí)超前破斷工作面頂板穩(wěn)定性也降低。因此，預(yù)防此類(lèi)工作面出現(xiàn)切頂壓架的技術(shù)從防止基本頂出現(xiàn)超前破斷來(lái)入手更為有效。

通常針對(duì)此類(lèi)工作面的控制技術(shù)有：停采重布工作面、停采等壓、人工切頂、降低采高、調(diào)斜工作面、巷內(nèi)密集支柱、巷內(nèi)木垛支護(hù)、錨網(wǎng)索及鋼帶等加固空巷頂板和兩幫、注漿加固巷道圍巖。此外，適當(dāng)提高支架支護(hù)阻力、采用鋼釬及木垛接頂也是工作面過(guò)空巷較為實(shí)用的技術(shù)。這些技術(shù)較好地解決了工作面過(guò)單條空巷的問(wèn)題，但對(duì)于復(fù)采工作面需要連續(xù)過(guò)空巷，采用上述技術(shù)很難從根本上解決問(wèn)題(例如：調(diào)斜后工作面可能與其他空巷平行;久置空巷垮落嚴(yán)重人員難以進(jìn)入，支護(hù)難以施加等)。

4 工程實(shí)踐

針對(duì)工作面過(guò)平行空巷的問(wèn)題提出了分層不接頂局部充填技術(shù)，對(duì)舊采區(qū)垮落巷道進(jìn)行采前注漿充填，旨在形成由支護(hù)木料、冒落頂煤、矸石和漿液膠結(jié)體構(gòu)成的截割層和強(qiáng)度較高的承載層如圖10所示。

圖10 空巷處理方案及效果Fig.10 Scheme and effect of roadway supporting

其技術(shù)要點(diǎn)如下：

(1)巷內(nèi)注漿充填不接頂。截割層厚度為釆高，采用一般材料，只需保證工作面進(jìn)入巷道后不垮塌;承載層采用高強(qiáng)度材料，需保證不被掉落巖塊砸穿和支架接頂。要點(diǎn)在于為煤柱提供側(cè)護(hù)力，將“煤柱群”改造為“實(shí)體煤”，使煤柱由單向受力變?yōu)槿蚴芰?，從而避免煤柱失穩(wěn)而引發(fā)基本頂超前破斷。

(2)非全長(zhǎng)注漿。舊置空巷內(nèi)情況復(fù)雜，注漿充填整條空巷技術(shù)難度大?？紤]到工作面長(zhǎng)度短礦壓顯現(xiàn)強(qiáng)度低的規(guī)律只需充填靠近風(fēng)巷20 m長(zhǎng)度范圍內(nèi)空巷。要點(diǎn)在于規(guī)劃舊采區(qū)復(fù)采工作面時(shí)便設(shè)置短工作面(80 m左右)，并在此基礎(chǔ)上通過(guò)注漿進(jìn)一步降低實(shí)際過(guò)空巷工作面長(zhǎng)度。

(3)此外，采用來(lái)壓強(qiáng)度相對(duì)較低的綜放技術(shù)、在工作面接近巷道時(shí)停止放煤(降低自由空間高度系數(shù)m)等綜合性手段預(yù)防切頂壓架。

圖11為注漿充填巷道后工作面中部26號(hào)支架阻力現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)。其中，最大工作阻力2 482 kN，為額定工作阻力3 800 kN/架的65.3%;周期來(lái)壓步距介于10.2～11.6 m?？梢钥闯龉ぷ髅嬖谶M(jìn)出巷道時(shí)未發(fā)生異常來(lái)壓，頂板得到有效控制。

圖11 26號(hào)支架工作阻力實(shí)測(cè)Fig.11 Field measurement of the resistance of No.26 support

5 結(jié) 論

(1)實(shí)踐表明，工作面過(guò)大斷面空巷、進(jìn)入回撤通道容易發(fā)生基本頂超前破斷、切頂壓架事故。相似模擬表明，空巷的存在導(dǎo)致煤柱容易失穩(wěn)，進(jìn)而引發(fā)基本頂超前破斷和更高層位巖層的破斷，單次來(lái)壓破斷巖層厚度和長(zhǎng)度增加。這兩種破斷特征的變化均要求支架承載能力成倍提升來(lái)阻止前拱腳滑落(12 500 kN)，若支護(hù)強(qiáng)度不足基本頂容易發(fā)生切頂(16 200 kN)。另一方面，破斷位置前移，而支架受限于煤柱不能在前拱腳處對(duì)頂板進(jìn)行及時(shí)支護(hù)，也降低了支護(hù)的效率。

(2)理論分析表明：隨基本頂超前破斷距離的增大，阻止關(guān)鍵塊所需阻力增加;隨自由空間高度的增加、塊度的增加，頂板結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性降低;亞關(guān)鍵層破斷導(dǎo)致加載層厚度增加，所需阻力再次增大。故單從提高支架阻力來(lái)阻止此類(lèi)頂板失穩(wěn)難度大，應(yīng)當(dāng)從防止發(fā)生超前破斷來(lái)入手。

(3)針對(duì)工作面過(guò)平行空巷的問(wèn)題提出了分層局部充填技術(shù)，在巷柱式舊采區(qū)進(jìn)行了現(xiàn)場(chǎng)實(shí)踐，現(xiàn)場(chǎng)效果較好。

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Mechanismandcontroltechnologyofsupportscrushinginducedbymainroof’sbreakingaheadofworkfacewhencrossingabandonedroadway

LIU Chang1,2，YANG Zengqiang1，GONG Peilin2,WANG Kai2,ZHANG Junwen3, LI Yulin3,ZHANG Xiaoqiang2

(1.CollegeofResourcesandSafetyEngineering,ChinaUniversityofMiningandTechnology(Beijing),Beijing100083,China; 2.CollegeofMiningEngineering，TaiyuanUniversityofTechnology，Taiyuan030024,China; 3.InstituteofMiningEngineering，HeilongjiangUniversityofScienceandTechnology，Harbin150022，China)

It has a safety significance to investigate the advance fracture of main roof and support crushing mechanism when workface crossing abandoned roadway or accessing to removal gateway.Similar simulation experiment was used to study the breaking characteristic of overlying strata,the stress on the surrounding rock and the load on the supports.Result shows that in the similar simulation of Shenhua Coal Mine,when the workface passing though the 12 m-wide roadway,the main roof was broken ahead of workface.Worse yet,the inferior key strata was broken at once and slid soon afterwards.The load exerted on the support increased from 4 000 kN to 12 500 kN then to 16 200 kN.The abutment pressure increased and moved forward.Impact of ahead distance,surrounding rock conditions and mining technology on the stability of main roof was studied by mechanical model.Result shows that with the increase of ahead distance,the working resistance increased sharply,with the increase of the height of free space or blockness,the stability of main roof structure decreased.The break of inferior key strata also leaded to working resistance increase sharply.It is better to prevent the advance fracture than increase the working resistance when it comes to maintaining the main roof’s stability in a similar workface.Above all,the control technology was put forward and the effect of site application was obvious.

crossing abandoned roadway;advance fracture;support crushing

10.13225/j.cnki.jccs.2016.1718

TD355

:A

:0253-9993(2017)08-1932-09

國(guó)家“十二五”科技支撐計(jì)劃資助項(xiàng)目(2012BAB13B04);國(guó)家自然科學(xué)基金資助項(xiàng)目(51574114);國(guó)家重點(diǎn)研發(fā)計(jì)劃資助項(xiàng)目(2016YFC0600901)

劉 暢(1990—),男,山西偏關(guān)人,博士研究生。E-mail:TBP150101004@student.cumtb.edu.cn。

:楊增強(qiáng)(1987—),男,山西長(zhǎng)治人,博士研究生。E-mail:zengqiang5@126.com

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LIU Chang，YANG Zengqiang，GONG Peilin,et al.Mechanism and control technology of supports crushing induced by main roof’s breaking ahead of workface when crossing abandoned roadway[J].Journal of China Coal Society,2017,42(8):1932-1940.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2016.1718