毋會兵

(山西晉煤澤州天安宏祥煤業(yè)有限公司， 山西 澤州 048000)

煤炭開采過程中，經(jīng)常會遇到因之前小煤窯的開采而遺留的空巷問題。因此，研究空巷區(qū)煤炭資源的安全高效開采具有重要意義。工作面過空巷時，煤壁超前支承應(yīng)力和空巷煤幫側(cè)向支承應(yīng)力疊加作用會對超前煤柱體施加較大的疊加支承應(yīng)力，且隨著超前煤柱體尺寸的減小，其自身固有的支承能力也相應(yīng)的發(fā)生改變[1-4]. 針對工作面過空巷期間所存在的復(fù)雜多變的因素，有必要根據(jù)具體工程地質(zhì)條件進(jìn)行研究，為工作面回采過空巷提供理論基礎(chǔ)。

1 工程地質(zhì)概況

山西長治某礦在開采井田內(nèi)北翼采區(qū)時，由于采區(qū)內(nèi)遺留有多條空巷，對北翼采區(qū)內(nèi)工作面的開采造成了阻礙。北翼采區(qū)1303工作面主采1號煤層，平均厚度為6.7 m，煤層平均傾角為6°，采用綜采放頂煤開采方式，其北側(cè)為1305采空區(qū)，南側(cè)為未掘進(jìn)的1301工作面，東側(cè)為實體煤，西側(cè)為多條煤層上山大巷。1303工作面回采期間，將依次橫向通過各條空巷，其與空巷之間的平面位置關(guān)系見圖1.

圖1 1303工作面與空巷的平面位置示意圖

2 工作面過空巷礦壓顯現(xiàn)分析

當(dāng)1303工作面回采至空巷附近時，由于空巷煤幫與工作面煤壁之間的超前煤柱體尺寸較小，且其會因為屈服作用而發(fā)生失穩(wěn)，導(dǎo)致頂板因懸露面積過大而發(fā)生超前破斷與失穩(wěn)。工作面前方為實體煤和空巷時的頂板破斷力學(xué)簡化模型見圖2.

圖2 1303工作面頂板超前破斷與失穩(wěn)簡化模型圖

由圖2a)可知，當(dāng)工作面前方為實體煤時，基本頂在懸頂?shù)綐O限破斷步距時首先發(fā)生破斷，其破斷位置一般位于工作面煤壁位置處。由于基本頂破斷后的回轉(zhuǎn)失穩(wěn)，將會導(dǎo)致其上方的軟弱夾層跟著一起破斷，且考慮到巖層破斷角的存在，其上方軟弱夾層破斷位置隨著層高的增加而破斷位置向煤壁后方移動?；卷敾剞D(zhuǎn)失穩(wěn)穩(wěn)定后，將由液壓支架和后方采空區(qū)矸石共同支承，相對來說工作面礦壓顯現(xiàn)情況較小。當(dāng)高位亞關(guān)鍵層發(fā)生滯后破斷時，軟弱夾層與亞關(guān)鍵層之間存在離層現(xiàn)象，亞關(guān)鍵的破斷位置一般位于工作面后方的采空區(qū)上方，破斷后的回轉(zhuǎn)失穩(wěn)對工作面造成的影響也較小。

由圖2b)可知，當(dāng)工作面前方存在遺留空巷時，基本頂在懸頂?shù)綐O限破斷步距時發(fā)生破斷，其破斷位置一般位于空巷煤幫位置處。由于破斷巖梁體結(jié)構(gòu)較長，導(dǎo)致其上方高位亞關(guān)鍵層破斷時與下方的軟弱夾層之間不存在離層現(xiàn)象，且破斷位置均位于工作面煤壁的前方。

由圖2c)可知，當(dāng)發(fā)生圖2b)所示覆巖超前破斷后，由于破斷巖梁體尺寸較長，其破斷后將會發(fā)生滑落失穩(wěn)，其上方的軟弱夾層和更上方的高位亞關(guān)鍵層也隨之一起滑落失穩(wěn)，此時基本頂上方軟弱夾層和亞關(guān)鍵層通過自重向基本頂施加載荷，導(dǎo)致基本頂對其下方的工作面產(chǎn)生較大的壓力載荷。原本已經(jīng)發(fā)生屈服的超前煤柱體將會因為承載不住基本頂施加的較大壓力載荷而發(fā)生失穩(wěn)破壞，且工作面液壓支架被大面積壓壞，礦壓顯現(xiàn)十分劇烈。

通過上述對工作面正常回采期間和過空巷期間的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律分析可知，當(dāng)工作面推進(jìn)至空巷附近時，有必要采取防護(hù)措施，避免劇烈礦壓顯現(xiàn)的發(fā)生。

3 理論計算與數(shù)值模擬研究

3.1 支承應(yīng)力理論計算

根據(jù)極限平衡理論，可以分別計算出工作面煤壁超前支承應(yīng)力和空巷煤幫側(cè)向支承應(yīng)力分布規(guī)律。支承應(yīng)力分布規(guī)律計算，可利用簡化后的支承應(yīng)力分布力學(xué)模型來進(jìn)行分析，見圖3.

圖3 工作面煤壁超前支承應(yīng)力分布力學(xué)模型圖

通過計算分析，可以得到超前支承應(yīng)力中峰值位置與煤壁的水平距離x1的計算表達(dá)式為：

(1)

式中：

k—超前支承應(yīng)力集中系數(shù)；

h—煤層可采厚度，m；

f—煤層與頂板巖層之間的摩擦系數(shù)；

φ—煤體內(nèi)摩擦角，(°)；

H—工作面平均埋深，m；

γ—覆巖平均容重，kN/m3；

N0—煤層殘余支承強(qiáng)度，MPa.

整個超前支承應(yīng)力的影響范圍x2的計算表達(dá)式為：

(2)

根據(jù)1303工作面的工程地質(zhì)條件及煤巖樣實驗室測試結(jié)果，取h=6.7 m，H=355 m，φ=26°，γ=25 kN/m3，f=0.35，λ=0.28，k=2.8，N0=5.6 MPa，將這些參數(shù)值代入式(1)和式(2)，計算得到x1=6.6 m，x2=40.3 m. 同理根據(jù)式(1)和式(2)，可以計算得到空巷煤幫側(cè)向支承應(yīng)力中峰值位置與煤壁的水平距離x1a=2.8 m，整個側(cè)向支承應(yīng)力的影響范圍x2a=9.5 m.

綜上分析可知，當(dāng)超前煤柱體寬度L的取值滿足L>(x2+x2a)=49.8(m)時，工作面與空巷之間相互沒有支承應(yīng)力疊加影響；隨著工作面的進(jìn)一步回采推進(jìn)；當(dāng)L的取值滿足L<(x1+x1a)=9.4(m)時，超前煤柱體處于完全屈服狀態(tài)(即塑性狀態(tài))，這時煤柱體極其不穩(wěn)定，極易失穩(wěn)發(fā)生礦壓顯現(xiàn)事故。

3.2 數(shù)值模擬分析

基于1303工作面的工程地質(zhì)條件，采用FLAC3D軟件建立三維數(shù)值模型對其工作面回采期間應(yīng)力演化規(guī)律進(jìn)行模擬研究。所建三維數(shù)值模型長300 m×寬200 m×高100 m，模型底部采取水平和垂直方向位移約束，模型四周采取水平方向約束，頂部施加覆巖重力的等效載荷p，p取值為7.1 MPa. 所建立的三維數(shù)值模型見圖4，其對應(yīng)的煤巖層物理力學(xué)參數(shù)見表1.

圖4 三維數(shù)值模型圖

分別對超前煤柱體寬度L取不同值時進(jìn)行數(shù)值模擬，可以得到L取值為70 m、50 m、30 m、20 m、10 m和5 m時的垂直應(yīng)力空間演化規(guī)律，見圖5.

表1 煤巖層物理力學(xué)參數(shù)表

通過對工作面做縱向剖面，可以得到超前煤柱體寬度L不同取值時垂直應(yīng)力曲線變化規(guī)律，見圖6.

結(jié)合圖5和圖6可知，當(dāng)L的取值為70 m時，煤壁超前支承應(yīng)力與煤幫側(cè)向支承應(yīng)力之間無疊加作用，此時工作面屬于正?；夭呻A段；當(dāng)L的取值為50 m時，根據(jù)圖6b)中煤壁超前支承應(yīng)力與煤幫側(cè)向支承應(yīng)力的影響范圍(分別為40.1 m和10.2 m)可知，煤壁超前支承應(yīng)力與煤幫側(cè)向支承應(yīng)力之間開始出現(xiàn)應(yīng)力疊加效應(yīng)，超前支承煤柱體內(nèi)開始出現(xiàn)應(yīng)力疊加的趨勢；隨著工作面的進(jìn)一步回采推進(jìn)，超前煤柱體內(nèi)的應(yīng)力疊加趨勢更加明顯；當(dāng)L的取值為10 m時，超前煤柱體內(nèi)的應(yīng)力集中程度最高，隨后隨著超前煤柱體尺寸的減小，煤柱體的承載性能開始大幅度下降，容易發(fā)生失穩(wěn)破壞。

綜上理論分析和數(shù)值模擬結(jié)果可知，當(dāng)超前煤柱體尺寸在10 m時，處于臨界屈服狀態(tài)，如果工作面進(jìn)一步回采，則超前煤柱體將會發(fā)生失穩(wěn)破壞，造成嚴(yán)重的礦壓顯現(xiàn)。因此，在1303工作面回采期間，當(dāng)其回采至距離空巷10 m位置處時，有必要采取一定的防護(hù)措施。為了能夠更加安全的回采，再乘以安全系數(shù)1.5，即當(dāng)工作面煤壁與空巷煤幫距離L的取值為15 m時，就應(yīng)當(dāng)及時采取對應(yīng)的防護(hù)措施。

4 解危防護(hù)措施

通過上述分析可知，當(dāng)1303工作面回采至距離空巷15 m位置處，需要及時采取一系列的解危防護(hù)措施。從頂板礦壓防治的角度考慮，可以對頂板進(jìn)行深孔卸壓爆破，人工干預(yù)頂板的斷裂位置，讓頂板斷裂后一部分壓力由采空區(qū)后方的矸石承載，能有效防止頂板超前破斷對于超前煤柱體和工作面造成的較大壓力載荷；從超前煤柱體的角度考慮，可以對工作面煤壁及兩側(cè)超前巷道段進(jìn)行補(bǔ)強(qiáng)加固，提高超前煤柱體的整體承載性能，防止煤柱體在較大的礦壓作用下瞬間失穩(wěn)破壞；對于工作面內(nèi)的液壓支架，需要相應(yīng)地提高支架的工作阻力，防止頂板瞬間滑移失穩(wěn)造成壓架事故；同時工作面在過空巷期間，要提高日回采進(jìn)尺，確保工作面能夠盡快穿過空巷區(qū)。

圖5 垂直應(yīng)力空間演化規(guī)律圖

圖6 垂直應(yīng)力曲線分布規(guī)律圖

5 結(jié) 論

1) 工作面過空巷時頂板破斷位置一般位于工作面前方，這將導(dǎo)致基本頂對其下方的工作面產(chǎn)生較大的壓力載荷，致使原本已屈服的超前煤柱體受較大壓力載荷影響而發(fā)生失穩(wěn)破壞，且工作面液壓支架被大面積壓壞，礦壓顯現(xiàn)十分劇烈。

2) 理論計算分析表明：當(dāng)超前煤柱體L取值大于49.8 m時，工作面與空巷之間沒有支承應(yīng)力疊加影響；當(dāng)L取值小于9.4 m時，超前煤柱體處于完全屈服狀態(tài)，煤柱體極易失穩(wěn)發(fā)生礦壓顯現(xiàn)事故。

3) 數(shù)值模擬結(jié)果表明：當(dāng)L取值為50 m時，超前支承煤柱體內(nèi)開始出現(xiàn)應(yīng)力疊加；當(dāng)L取值小于10 m時，超前煤柱體內(nèi)的應(yīng)力集中程度最高。

4) 綜合理論分析和數(shù)值模擬結(jié)果，指出當(dāng)超前煤柱寬度為15 m時，需要采取頂板深孔爆破、對超前煤柱體進(jìn)行補(bǔ)強(qiáng)加固、提升液壓支架工作阻力和提高回采日進(jìn)尺等方法，實現(xiàn)工作面安全高效通過空巷的目的。