張 亮，曲秋揚，解興智

(1.煤炭科學研究總院 開采研究分院，北京 100013；2.天地科技股份有限公司 開采設計事業(yè)部，北京 100013)

空巷頂板結構特征及穩(wěn)定性因素分析

張 亮1，2，曲秋揚1，2，解興智1，2

(1.煤炭科學研究總院 開采研究分院，北京 100013；2.天地科技股份有限公司 開采設計事業(yè)部，北京 100013)

綜采工作面過空巷一直是影響安全高效回采的技術難題，通過構建過空巷時頂板結構力學模型，分析了基本頂斷裂位置、周期來壓步距、基本頂厚度及空巷寬度對空巷基本頂穩(wěn)定性的影響。研究結果表明：當基本頂斷裂線位于空巷上方時是最不安全的情況，并推出此種情況下安全過空巷時支架所需提供的工作阻力；空巷寬度與頂板穩(wěn)定性成反比，周期來壓步距與頂板穩(wěn)定成正比，基本頂厚度對頂板穩(wěn)定性的影響較小。

過空巷；頂板破斷特征；穩(wěn)定性因素

空巷是布置于綜采工作面回采范圍內(nèi)的巷道，根據(jù)空巷軸線和切眼軸向的相對位置，可分為平行空巷和斜交空巷。當工作面回采過程中過平行空巷時，頂板一次性揭露面積最大，空頂也最大，容易發(fā)生片幫冒頂事故，因此最為危險。雖然現(xiàn)在過空巷普遍采取調(diào)斜工作面快速推進，但效果卻有好有壞，有的空巷在不支護的情況下礦壓顯現(xiàn)也不明顯，而有的空巷在錨桿、錨網(wǎng)和單體聯(lián)合支護下也出現(xiàn)片幫冒頂情況，其主要原因是對空巷上方頂板結構研究不足及由此形成的礦壓規(guī)律不明，不能針對性地找到一套安全可靠的工藝措施[1-5]。

因此本文通過構建空巷頂板結構力學模型，分析影響空巷頂板穩(wěn)定性的幾個關鍵因素，特別是基本頂斷裂線位置、采空區(qū)充填情況、空巷寬度和支護情況對空巷頂板穩(wěn)定的影響，并采取3dec離散元數(shù)值模擬軟件分析過空巷時頂板礦壓規(guī)律及覆巖變形破壞特征，基于以上研究設計神府礦區(qū)某礦12103工作面過空巷方案。

1 空巷頂板結構特征分析

根據(jù)文獻[6-7]可知，工作面在回采過程中基本頂會超前工作面煤壁斷裂，斷裂后的巖塊與垮落的巖塊鉸接形成“砌體梁”結構，當工作面推進到鉸接點下方時該結構容易發(fā)生滑落失穩(wěn)或回轉(zhuǎn)失穩(wěn)，由此會導致臺階下沉或切頂事故，而當工作面存在空巷時，根據(jù)基本頂斷裂線和空巷的相對位置關系可將其分為兩種情況，一是斷裂線位于煤壁上方，見圖1(a)；二是斷裂線位于空巷上方，見圖1(b)，當基本頂斷裂線位于空巷上方時，巖塊鉸接點下方無煤柱支撐，此情況下鉸接巖塊極易發(fā)生滑落失穩(wěn)，因此以下對該情況下的頂板特征進行力學分析。

圖1 空巷頂板破斷類型

2 基本頂斷裂線位于空巷上方時的力學分析

從圖1(b)可以看出，巖塊A和巖塊B“鉸接結構”的穩(wěn)定性決定著工作面頂板礦壓的大小，是關鍵塊體，因此主要對巖塊A和巖塊B進行力學分析。巖塊A和巖塊B的長度L為基本頂周期來壓步距，P1和P2為塊體承受的載荷，θ1為巖塊A的轉(zhuǎn)角，θ2為巖塊B的轉(zhuǎn)角，T為鉸接點的水平力，Q為鉸接點的摩擦力，W1為巖塊A在采空區(qū)的下沉量，W2為巖塊B在采空區(qū)的下沉量，h為基本頂厚度，x為空巷寬度，R1為支架支撐力，R2為塊體受到矸石的支撐力(圖2)。

圖2 空巷頂板結構力學分析

根據(jù)巖塊回轉(zhuǎn)的幾何接觸關系，巖塊端角擠壓接觸面高度近似為[8]：

a=0.5(h-Lsinθ1)

(1)

鑒于巖塊間是塑性鉸接關系，圖2水平力T作用點可取0.5a。

取A點力矩MA=0，并近似認為R2=P2，可得：

Q(Lcosθ1+hsinθ1+L)-P1(0.5Lcosθ1+hsinθ1)+T(h-a-W2)+R1X=0

(2)

由幾何關系可得：

W1=Lsinθ1

(3)

W2=L(sinθ1+sinθ2)

(4)

根據(jù)文獻[8]，sinθ1=4sinθ2

(5)

Q=Ttanφ，tanφ=0.5

(6)

取豎直方向的合力為0，可得：

2Q+R2=P1

(7)

將式(3)、(4)、(5)、(6)、(7)代入到式(2)中可得：

R1=P1[ (L-hsinθ1+h)-1.5Lsinθ1]/

(Lcosθ1+hsinθ1+L+h-1.5Lsinθ1-2X)

(8)

從式(8)中可以直接看出，空巷寬度X與支架所需支撐力成反比，空巷越寬，支架需要提供的支撐力越大，上覆載荷P1與支架所需支撐力成正比，而周期來壓步距L、基本頂厚度h和支架所需支撐力的關系不能直觀看出。

現(xiàn)采用單一元素分析法，分別分析以上3個因素對過空巷時支架所需提供支撐力的影響。根據(jù)實踐經(jīng)驗可知：周期來壓步距L一般在15～30m之間，基本頂厚度h在5～25m之間，空巷寬度一般在3～10m之間，巖塊角度θ1在1～5°之間。

2.1 空巷寬度對過空巷的影響

取基本頂周期來壓步距為25m，基本頂厚度為10m，巖塊轉(zhuǎn)角為3°，當空巷寬度分別從3m到9m取值時，支架所需提供支撐力從0.62P1提高到0.8P1(圖3)，空巷寬度越大，過空巷時頂板穩(wěn)定性越差。

圖3 空巷寬度對過空巷時頂板穩(wěn)定性的影響

2.2 基本頂厚度對過空巷的影響

取周期來壓步距為25m，巖塊轉(zhuǎn)角為3°，空巷寬度為6m，當基本頂厚度從5m增加到19m時，支架所需提供支撐力從0.67P1緩慢提高到0.73P1(圖4)，可以看出基本頂厚度對過空巷頂板穩(wěn)定性影響較小。

圖4 基本頂厚度對過空巷時頂板穩(wěn)定性的影響

2.3 周期來壓步距對過空巷的影響

取基本頂厚度為10m，巖塊轉(zhuǎn)角為3°，空巷寬度為6m，當周期來壓步距從15m逐步增加到30m時，支架所需支撐力從0.85P1下降到0.65P1(圖5)，可以看出周期來壓步距越長，過空巷時風險越小。

圖5 周期來壓步距對過空巷時頂板穩(wěn)定性的影響

3 過空巷安全性分析

3.1 空巷工作面概況

神府礦區(qū)某礦12103綜采工作面，走向1200m，傾向250m，距切眼150m處存在一個平行切眼的空巷，空巷尺寸為5m×3m，采用直徑18mm，長度為2.2m的錨桿支護；工作面采用ZY10000kN液壓支架支護頂板，支架高度2～4m，全垮落法管理頂板；12103煤層厚度3m，堅固性系數(shù)f=1.2，埋深180m，直接頂為6m的砂質(zhì)泥巖，基本頂厚度為8m的細粒砂巖；基本頂周期來壓步距為23m。

3.2 過空巷安全性分析

根據(jù)直接頂厚度H=6m，采高m=3m，基本頂來壓步距L=23m，巖石碎漲系數(shù)Kp=1.3，可得巖塊轉(zhuǎn)角θ1=arcsin[(m-(Kp-1)H)/L]=3°

將上述參數(shù)代入公式(8)可得：

R1=0.62P1

根據(jù)組合梁理論可知基本頂及載荷層重量P1=5857.6kN/m

R1=0.62P1=3631.7kN/m

支架工作阻力p應為：

p=(R1+rHc)b

式中，b為支架寬度，1.75m；r為直接頂巖石容重，21.2kN/m3；c為支架頂梁長度，5.5m。

p=7579.8kN<10000kN

根據(jù)上述分析可知，支架額定工作阻力10000kN大于過空巷時所需的支撐力，因此只要保證支架良好工作狀態(tài)，過空巷時基本頂不會發(fā)生臺階下沉或切頂事故。

4 結 論

(1)基本頂斷裂位置是影響空巷頂板穩(wěn)定性的關鍵因素，當基本頂斷裂線處于空巷上方時，頂板鉸接結構最易失穩(wěn)，容易導致切頂或臺階下沉。

(2)空巷寬度和頂板穩(wěn)定性成反比，基本頂周期來壓步距和頂板穩(wěn)定性成正比，基本頂厚度對頂板穩(wěn)定性的影響較小。

(3)定量分析了過空巷基本頂穩(wěn)定性和支架工作阻力的關系，可以得出過空巷時保持頂板穩(wěn)定所需支架工作阻力，理論上解決了工作面過空巷的技術難題。

[1]劉 暢，弓培林，王 開，等.復采工作面過空巷頂板穩(wěn)定性[J].煤炭學報，2015，40(2)：314-322.

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[6]黃慶享.淺埋煤層長壁開采頂板結構及巖層控制研究[M].徐州：中國礦業(yè)大學出版社，2000.

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[責任編輯：潘俊鋒]

云南省政府召開煤礦安全生產(chǎn)集體約談會

近日，云南省政府召開煤礦安全生產(chǎn)集體約談會議，深刻分析當前煤礦安全生產(chǎn)工作中存在的突出問題，強調(diào)全面落實企業(yè)主體責任、地方屬地管理責任、部門監(jiān)管責任，扎實做好煤礦安全生產(chǎn)工作，堅決遏制重特大事故，為黨的十九大勝利召開營造穩(wěn)定的安全環(huán)境。

約談會上，副省長董華代表省政府對近期發(fā)生煤礦安全事故、隱患突出的重點產(chǎn)煤州市縣政府和企業(yè)負責人進行了約談。被約談對象深入分析問題原因，并提出了整改措施。董華要求，各級各部門要認清當前煤礦事故抬頭、違法違規(guī)行為較突出、責任不落實、隱患排查治理不到位的嚴峻形勢，始終緊繃煤礦安全生產(chǎn)這根弦，提高政治站位，切實履行職責，確保全省煤礦安全生產(chǎn)形勢持續(xù)穩(wěn)定好轉(zhuǎn)。

摘自：《煤炭信息》周刊2017.9.21

AnalysisofStabilityFactorsandAbandonedRoadwayRoofStructureCharacters

ZHANG Liang1,2，QU Qiu-yang1,2，XIE Xing-zhi1,2

(1.Mining Institute，China Coal Research Institute，Beijing 100013，China；2.Coal Mining & Designing Department，Tiandi Science & Technology Co.，Ltd.，Beijing 100013，China)

Fully mechanized working face pass abandoned roadway was difficulty technology problem that influence safety and high effective mining，then roof mechanized model during pass abandoned roadway was built，then the influence factors to roof stability were analyzed，which included main roof broken position，periodic weighting distance，main roof thickness and abandoned roadway width and so on，the results showed that it was unsafe as main roof broken line located above abandoned roadway,then the working resistance of support that pass abandoned roadway safety was put forward，the abandoned roadway width and roof stability presented as inverse ratio，the periodic weighting distance and roof stability presented as directly ratio，the influence that main roof thickness to roof stability was small.

pass abandoned roadway，roof broken characters；stability elements

TD327.2

A

1006-6225(2017)05-0086-03

2017-05-27

10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2017.05.022

國家青年科學基金：黃隴侏羅紀煤田松軟富水頂板災變機理研究(51504136)

張 亮(1987-)，男，河北邯鄲人，碩士，助理工程師，主要研究方向礦山壓力與巖層控制。

張 亮，曲秋揚，解興智.空巷頂板結構特征及穩(wěn)定性因素分析[J].煤礦開采，2017，22(5)：86-88.