工作面跨采過空巷礦壓顯現規律仿真研究

毋會兵

(山西晉煤澤州天安宏祥煤業有限公司， 山西 澤州 048000)

煤炭開采過程中，經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，煤壁超前支承應力和空巷煤幫側向支承應力疊加作用會對超前煤柱體施加較大的疊加支承應力，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的發生改變[1-4]. 針對工作面過空巷期間所存在的復雜多變的因素，有必要根據具體工程地質條件進行研究，為工作面回采過空巷提供理論基礎。

1 工程地質概況

山西長治某礦在開采井田內北翼采區時，由于采區內遺留有多條空巷，對北翼采區內工作面的開采造成了阻礙。北翼采區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，其北側為1305采空區，南側為未掘進的1301工作面，東側為實體煤，西側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分析

當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生失穩，導致頂板因懸露面積過大而發生超前破斷與失穩。工作面前方為實體煤和空巷時的頂板破斷力學簡化模型見圖2.

圖2 1303工作面頂板超前破斷與失穩簡化模型圖

由圖2a)可知，當工作面前方為實體煤時，基本頂在懸頂到極限破斷步距時首先發生破斷，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失穩，將會導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。基本頂回轉失穩穩定后，將由液壓支架和后方采空區矸石共同支承，相對來說工作面礦壓顯現情況較小。當高位亞關鍵層發生滯后破斷時，軟弱夾層與亞關鍵層之間存在離層現象，亞關鍵的破斷位置一般位于工作面后方的采空區上方，破斷后的回轉失穩對工作面造成的影響也較小。

由圖2b)可知，當工作面前方存在遺留空巷時，基本頂在懸頂到極限破斷步距時發生破斷，其破斷位置一般位于空巷煤幫位置處。由于破斷巖梁體結構較長，導致其上方高位亞關鍵層破斷時與下方的軟弱夾層之間不存在離層現象，且破斷位置均位于工作面煤壁的前方。

由圖2c)可知，當發生圖2b)所示覆巖超前破斷后，由于破斷巖梁體尺寸較長，其破斷后將會發生滑落失穩，其上方的軟弱夾層和更上方的高位亞關鍵層也隨之一起滑落失穩，此時基本頂上方軟弱夾層和亞關鍵層通過自重向基本頂施加載荷，導致基本頂對其下方的工作面產生較大的壓力載荷。原本已經發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生失穩破壞，且工作面液壓支架被大面積壓壞，礦壓顯現十分劇烈。

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規律分析可知，當工作面推進至空巷附近時，有必要采取防護措施，避免劇烈礦壓顯現的發生。

3 理論計算與數值模擬研究

3.1 支承應力理論計算

根據極限平衡理論，可以分別計算出工作面煤壁超前支承應力和空巷煤幫側向支承應力分布規律。支承應力分布規律計算，可利用簡化后的支承應力分布力學模型來進行分析，見圖3.

圖3 工作面煤壁超前支承應力分布力學模型圖

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

(1)

式中：

k—超前支承應力集中系數；

h—煤層可采厚度，m；

f—煤層與頂板巖層之間的摩擦系數；

φ—煤體內摩擦角，(°)；

H—工作面平均埋深，m；

γ—覆巖平均容重，kN/m3；

N0—煤層殘余支承強度，MPa.

整個超前支承應力的影響范圍x2的計算表達式為：

(2)

根據1303工作面的工程地質條件及煤巖樣實驗室測試結果，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，將這些參數值代入式(1)和式(2)，計算得到x1=6.6 m，x2=40.3 m. 同理根據式(1)和式(2)，可以計算得到空巷煤幫側向支承應力中峰值位置與煤壁的水平距離x1a=2.8 m，整個側向支承應力的影響范圍x2a=9.5 m.

綜上分析可知，當超前煤柱體寬度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力疊加影響；隨著工作面的進一步回采推進；當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(即塑性狀態)，這時煤柱體極其不穩定，極易失穩發生礦壓顯現事故。

3.2 數值模擬分析

基于1303工作面的工程地質條件，采用FLAC3D軟件建立三維數值模型對其工作面回采期間應力演化規律進行模擬研究。所建三維數值模型長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. 所建立的三維數值模型見圖4，其對應的煤巖層物理力學參數見表1.

圖4 三維數值模型圖

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

表1 煤巖層物理力學參數表

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

結合圖5和圖6可知，當L的取值為70 m時，煤壁超前支承應力與煤幫側向支承應力之間無疊加作用，此時工作面屬于正常回采階段；當L的取值為50 m時，根據圖6b)中煤壁超前支承應力與煤幫側向支承應力的影響范圍(分別為40.1 m和10.2 m)可知，煤壁超前支承應力與煤幫側向支承應力之間開始出現應力疊加效應，超前支承煤柱體內開始出現應力疊加的趨勢；隨著工作面的進一步回采推進，超前煤柱體內的應力疊加趨勢更加明顯；當L的取值為10 m時，超前煤柱體內的應力集中程度最高，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，容易發生失穩破壞。

綜上理論分析和數值模擬結果可知，當超前煤柱體尺寸在10 m時，處于臨界屈服狀態，如果工作面進一步回采，則超前煤柱體將會發生失穩破壞，造成嚴重的礦壓顯現。因此，在1303工作面回采期間，當其回采至距離空巷10 m位置處時，有必要采取一定的防護措施。為了能夠更加安全的回采，再乘以安全系數1.5，即當工作面煤壁與空巷煤幫距離L的取值為15 m時，就應當及時采取對應的防護措施。

4 解危防護措施

通過上述分析可知，當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措施。從頂板礦壓防治的角度考慮，可以對頂板進行深孔卸壓爆破，人工干預頂板的斷裂位置，讓頂板斷裂后一部分壓力由采空區后方的矸石承載，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超前巷道段進行補強加固，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破壞；對于工作面內的液壓支架，需要相應地提高支架的工作阻力，防止頂板瞬間滑移失穩造成壓架事故；同時工作面在過空巷期間，要提高日回采進尺，確保工作面能夠盡快穿過空巷區。

圖5 垂直應力空間演化規律圖

圖6 垂直應力曲線分布規律圖

5 結 論

1) 工作面過空巷時頂板破斷位置一般位于工作面前方，這將導致基本頂對其下方的工作面產生較大的壓力載荷，致使原本已屈服的超前煤柱體受較大壓力載荷影響而發生失穩破壞，且工作面液壓支架被大面積壓壞，礦壓顯現十分劇烈。

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

3) 數值模擬結果表明：當L取值為50 m時，超前支承煤柱體內開始出現應力疊加；當L取值小于10 m時，超前煤柱體內的應力集中程度最高。

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