工作面末采段礦壓規律及回撤通道支護優化研究

馮沖

（陜北礦業涌鑫公司，陜西 咸陽 713100）

安山煤礦2004 綜采工作面停產期間遇到頂板周期來壓，老頂斷裂、架前頂板出現切頂壓架。綜合分析上述案例發生原因，主要是因為沒有準確掌握頂板的來壓規律，在回采工作面接近停采線位置時，沒有以一個合理的速度進行推進，支架回撤時機不當，對回撤通道頂板的支護時機、支護參數的選取等把握不準確。由于煤層頂板巖石強度變化大，末尾階段礦壓規律不清，受采動影響頂板極易破碎垮落，支護難度加大，延緩工作面回撤工期。以往回撤通道頂板的支護形式和參數并沒有從理論上進行分析研究，造成回撤頂板支護存在盲目性。在工作面搬家過程中，由于頂板控制不到位，導致支架被壓死，影響工程進度。本文以2006 綜采工作面未采段為研究對象，通過對2006 工作面末采段覆巖垮落特征進行研究，得出綜采工作面末采階段煤柱載荷分布特征，以及回撤通道礦壓顯現規律，結合上述分析，對現有回撤通道支護參數進行優化，并為礦井后續備采工作面安全回撤支護參數設計提供指導。

1 概況

安山煤礦2006 綜采工作面位于煤礦井田5-2煤二采區內，工作面南北兩側分別為井田邊界和水平回風大巷，東西兩側分別為未回采的2008 綜采工作面和2004 綜采工作面。工作面頂板巖性大致穩定，偽頂為炭質泥巖，厚度0.1～0.2 m；直接頂為泥質粉砂巖，厚度2.2～2.6 m；老頂為中細砂巖，厚度2.6～7.3 m；工作面直接底為粉砂巖，厚度為0.6～0.9 m，老底為中粒砂巖，厚度為7.9～8.5 m。

2 工作面末采段煤柱載荷分析

隨著工作面不斷回撤，在工作面與回撤通道之間逐漸形成一個條形煤柱，在“工作面剩余煤柱”不斷縮小的過程中，工作面末采段回撤通道受到工作面超前支承壓力影響分為2 個階段：第一階段，即當工作面剩余煤柱較寬時，回撤通道距工作面較遠，此階段回撤通道不會使產生明顯變形；第二階段，即當剩余煤柱寬度較小時，回撤通道受到工作面末采段的采動影響，導致圍巖產生了比較明顯的變形。

在回撤通道影響第二階段，工作面上方會形成冒落拱，拱腳分別位于液壓支架后方的采空區垮落矸石內和工作面前方未開采煤體，冒落拱隨著工作面開采前移，冒落拱如圖1 所示。

圖1 工作面上方冒落拱結構示意Fig.1 Indication of falling arch structure above working face

工作面剩余煤柱上所受載荷是由工作面后方頂板冒落拱上方巖體產生的載荷和回撤通道開挖后轉移的載荷共同作用的結果。

工作面上方冒落拱產生的載荷P1為：

式中：γ 為覆巖容重，kN/m3；W 為冒落拱跨度，m；φk為頂板巖層內摩擦角，φk=arctanfk；fk為巖石堅固系數，fk=σc/10（σc為直接頂單軸抗壓強度）；L 為工作面煤柱寬度，m；D 為工作面液壓支架控頂距，m；H 為冒落拱高度，m。

冒落拱跨度為：

式中：M 為支架高度，m。

冒落拱高度為：

因此，采空區一側的荷載P1為：

式中：h 為煤層埋深，m。

同理，回撤通道開挖后轉移至剩余煤柱的荷載P2為：

式中：a 為回撤通道跨度。

煤柱上的總荷載P 為：

因此，工作面煤柱的平均應力σ 為：

安山煤礦2006 綜采工作面支架控頂距D為5.7 m，直接頂單軸抗壓強度為21.6 MPa，回撤巷道寬、高分別為4.5 m、3.2 m。

由 單 軸 抗 壓 強 度 可 得fk為2.16，φk為65.16°，將上述參數及計算結果代入式（7），分析可得安山煤礦綜采2006 工作面剩余煤柱平均應力的分布規律，如圖2 所示。

圖2 工作面剩余煤柱平均應力分布示意Fig.2 Mean stress distribution of residual coal pillar in working face

由圖2 可知，工作面剩余煤柱上的應力會隨著工作面剩余煤柱寬度的減小不斷增大，但2 個階段的增幅顯然不同。當工作面剩余煤柱較寬時如圖2（a） 所示，工作面剩余煤柱由50 m 減小到20 m，煤柱的平均應力增幅較小，僅為0.59 MPa，當工作面剩余煤柱寬度由20 m 減小到5 m 時，煤柱平均應力增幅大，為2.94 MPa；當工作面剩余煤柱寬度較小時，如圖2（b） 所示，對比工作面煤柱由5 m 減小到2.5 m 和由2.5 m 減小到0.5 m 時，煤柱的平均應力增幅差異較大。由此可得，當工作面煤柱越小時，煤柱的應力增幅越快，煤柱強度會不斷降低，而且受工作面超前支承壓力的影響愈明顯，工作面剩余煤柱寬度小于2 m 時，煤柱發生屈服。

3 末采段礦壓規律模擬分析

通過FLAC3D 數值模擬軟件，模擬分析工作面采動時超前支承壓力的作用，得出工作面采動過程中超前支承壓力的影響范圍和回撤通道保持穩定需要的條件。根據實測研究分析，確定從距停采線25 m 的位置開始模擬。

（1） 最大主應力。采場分別距停采線25、15、10 和5 m 時，工作面走向最大主應力分布情況如圖3～圖6 所示。

圖3 最大主應力分布（工作面距停采線25 m）Fig.3 Maximum principal stress(25 m from working face to stop line)

圖6 最大主應力分布（工作面距停采線5 m）Fig.6 Maximum principal stress(5 m from working face to stop line)

當工作面距停采線分別為25、15、10 和5 m時，最大主應力峰值均位于工作面煤壁前方5 m處，應力峰值分別約為18、17.1、17.1、17.8 MPa，應力集中系數分別約為1.87、1.75、1.75、1.85 MPa，超前支承壓力影響范圍分別為20、25、25、30 m，強烈影響范圍分別為15、20、20、20 m。隨著工作面距停采線的距離不斷減小，最大主應力峰值距工作面煤壁的位置基本相同，應力峰值有所減小，但變化幅度不大，應力集中系數先減后增，也是小幅度變化，超前支撐壓力影響范圍不斷增大，變化幅度較大，強烈影響范圍在距離停采線15 m 處增加至20 m，后趨于穩定。頂板最大主應力隨工作面的推進向前延伸。

圖4 最大主應力分布（工作面距停采線15 m）Fig.4 Maximum principal stress(15 m from working face to stop line)

圖5 最大主應力分布（工作面距停采線10 m）Fig.5 Maximum principal stress(10 m from working face to stop line)

（2） 頂板應力曲線特征。

工作面距停采線25、15、10 和5 m 時，工作面走向頂板應力分布情況，如圖7～圖10 所示。

圖7 頂板應力分布（工作面距停采線25 m）Fig.7 Roof stress distribution(25 m from working face to stop line)

圖10 頂板應力分布（工作面距停采線5 m）Fig.10 Roof stress distribution(5 m from working face to stop line)

由圖可知，隨著工作面推進，頂板超前應力值明顯增加，最大值處于回撤通道區域，為12 MPa 左右，工作面推過后，頂板應力急劇下降，直至降為0。

圖8 頂板應力分布（工作面距停采線15 m）Fig.8 Roof stress distribution(15 m from working face to stop line)

圖9 頂板應力分布（工作面距停采線10 m）Fig.9 Roof stress distribution(10 m from working face to stop line)

隨著工作面推進，末采段超前支承壓力峰值逐漸增大，應力峰值出現在工作面煤壁前方3～5 m，超前支承壓力影響范圍為19～28 m，強烈影響范圍約10 m。工作面推進到停采線位置時，工作面超前支承壓力集中區域大幅減小，對回撤通道影響較小。

4 回撤通道支護效果模擬分析

回撤通道采用“錨桿+錨索”聯合支護，頂錨桿為φ20 mm×2400 mm 的鋼筋錨桿，鋼托盤規格為120 mm×120 mm×10 mm。錨桿間距為800 mm×1200 mm，采用Z2360 藥卷進行錨固。錨索為φ15.24 mm×6000 mm 的鋼絞線錨索，間排距2000 mm×2400mm，每根錨索采用1 支Z2360 和1 支S2360 藥卷進行錨固，錨固長度不小于1200 mm。并使用11 號礦用工字鋼配合支護。此支護方案根據目前的條件制定的，可依據后期不同的條件進行加強支護。對回撤通道優化后，其最大主應力、剪切應力以及垂直應力的分布情況如下。

4.1 最大主應力

最大主應力峰值仍位于回撤通道煤壁前方5 m左右，最大主應力值為4.6 MPa；回撤通道幫部最大主應力位于工作面順槽兩側5m 左右處，最大主應力值為3.1 MPa，如圖11 所示。

圖11 回撤通道最大主應力Fig.11 Maximum principal stress of withdrawal channel

4.2 剪切應力

回撤通道幫部與工作面順槽相交的兩角處，出現明顯的剪應力集中核，偏向工作面一側，應力峰值約為1.2 MPa，如圖12 所示。

圖12 回撤通道剪切應力Fig.12 Shear stress of withdrawal channel

4.3 垂直應力

垂直應力峰值位于回撤通道煤壁前方，最大主應力為5.95 MPa；回撤通道幫部最大主應力位于正前方中部區域，最大主應力值為5.26 MPa，垂直應力靠兩邊依次減小，如圖13 所示。

圖13 回撤通道垂直應力Fig.13 Vertical stress of withdrawal channel

4.4 數值模擬驗證結果分析

（1） 合理確定回撤通道的位置，可減輕回撤通道受超前壓力的影響，回撤通道應力顯現和位移變形量減小，減輕了塑性區破壞范圍。

（2） 回撤通道進行錨網索聯合支護后，位移量明顯減小，幫部圍巖與頂部圍巖得到了整體加固，且圍巖應力分布均勻，應力釋放特征不明顯，使回撤通道煤壁幫頂角應力集中狀況得到改善。

（3） 對于回撤通道幫部中間圍巖應力較大的區域，通道變形量較大，必須根據現場具體情況對該區域進行加強支護。

5 結 論

（1） 對工作面末采段煤柱平均應力擬合曲線分析，當煤柱越小時，煤柱應力增幅越快，即煤的強度不斷降低，煤柱寬度小于2 m 時發生屈服。

（2） 工作面末采階段，安山煤礦2006 綜采工作面在回采過程中，超前支承壓力峰值逐漸增大，應力峰值位于工作面煤壁前方3～5 m，超前支承壓力影響范圍19～28 m，強烈影響范圍約10 m。

（3） “錨索+錨桿”聯合支護，最大主應力為3.1 MPa，應力集中程度不大，回撤通道幫部受剪切應力較小，幫部最大主應力位于正前方中部區域為5.26 MPa，回撤通過整體支護效果良好。