馮沖

（陜北礦業(yè)涌鑫公司，陜西 咸陽 713100）

安山煤礦2004 綜采工作面停產(chǎn)期間遇到頂板周期來壓，老頂斷裂、架前頂板出現(xiàn)切頂壓架。綜合分析上述案例發(fā)生原因，主要是因為沒有準(zhǔn)確掌握頂板的來壓規(guī)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(dāng)，對回撤通道頂板的支護時機、支護參數(shù)的選取等把握不準(zhǔn)確。由于煤層頂板巖石強度變化大，末尾階段礦壓規(guī)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(shù)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(dǎo)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(xiàn)規(guī)律，結(jié)合上述分析，對現(xiàn)有回撤通道支護參數(shù)進行優(yōu)化，并為礦井后續(xù)備采工作面安全回撤支護參數(shù)設(shè)計提供指導(dǎo)。

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(qū)內(nèi)，工作面南北兩側(cè)分別為井田邊界和水平回風(fēng)大巷，東西兩側(cè)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(wěn)定，偽頂為炭質(zhì)泥巖，厚度0.1～0.2 m；直接頂為泥質(zhì)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(dāng)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(chǎn)生明顯變形；第二階段，即當(dāng)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(dǎo)致圍巖產(chǎn)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(qū)垮落矸石內(nèi)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(jié)構(gòu)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(chǎn)生的載荷和回撤通道開挖后轉(zhuǎn)移的載荷共同作用的結(jié)果。

工作面上方冒落拱產(chǎn)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(nèi)摩擦角，φk=arctanfk；fk為巖石堅固系數(shù)，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(qū)一側(cè)的荷載P1為：

式中：h 為煤層埋深，m。

同理，回撤通道開挖后轉(zhuǎn)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(yīng)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(shù)及計算結(jié)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(yīng)力的分布規(guī)律，如圖2 所示。

圖2 工作面剩余煤柱平均應(yīng)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(yīng)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(dāng)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(yīng)力增幅較小，僅為0.59 MPa，當(dāng)工作面剩余煤柱寬度由20 m 減小到5 m 時，煤柱平均應(yīng)力增幅大，為2.94 MPa；當(dāng)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(yīng)力增幅差異較大。由此可得，當(dāng)工作面煤柱越小時，煤柱的應(yīng)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(fā)生屈服。

3 末采段礦壓規(guī)律模擬分析

通過FLAC3D 數(shù)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(wěn)定需要的條件。根據(jù)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(yīng)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(yīng)力分布情況如圖3～圖6 所示。

圖3 最大主應(yīng)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(yīng)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(dāng)工作面距停采線分別為25、15、10 和5 m時，最大主應(yīng)力峰值均位于工作面煤壁前方5 m處，應(yīng)力峰值分別約為18、17.1、17.1、17.8 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)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(yīng)力峰值距工作面煤壁的位置基本相同，應(yīng)力峰值有所減小，但變化幅度不大，應(yīng)力集中系數(shù)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(wěn)定。頂板最大主應(yīng)力隨工作面的推進向前延伸。

圖4 最大主應(yīng)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(yīng)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(yīng)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(yīng)力分布情況，如圖7～圖10 所示。

圖7 頂板應(yīng)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(yīng)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(yīng)力值明顯增加，最大值處于回撤通道區(qū)域，為12 MPa 左右，工作面推過后，頂板應(yīng)力急劇下降，直至降為0。

圖8 頂板應(yīng)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(yīng)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(yīng)力峰值出現(xiàn)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(qū)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(lián)合支護，頂錨桿為φ20 mm×2400 mm 的鋼筋錨桿，鋼托盤規(guī)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(jù)目前的條件制定的，可依據(jù)后期不同的條件進行加強支護。對回撤通道優(yōu)化后，其最大主應(yīng)力、剪切應(yīng)力以及垂直應(yīng)力的分布情況如下。

4.1 最大主應(yīng)力

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

圖11 回撤通道最大主應(yīng)力Fig.11 Maximum principal stress of withdrawal channel

4.2 剪切應(yīng)力

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

圖12 回撤通道剪切應(yīng)力Fig.12 Shear stress of withdrawal channel

4.3 垂直應(yīng)力

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

圖13 回撤通道垂直應(yīng)力Fig.13 Vertical stress of withdrawal channel

4.4 數(shù)值模擬驗證結(jié)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(yīng)力顯現(xiàn)和位移變形量減小，減輕了塑性區(qū)破壞范圍。

（2） 回撤通道進行錨網(wǎng)索聯(lián)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(yīng)力分布均勻，應(yīng)力釋放特征不明顯，使回撤通道煤壁幫頂角應(yīng)力集中狀況得到改善。

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

5 結(jié) 論

（1） 對工作面末采段煤柱平均應(yīng)力擬合曲線分析，當(dāng)煤柱越小時，煤柱應(yīng)力增幅越快，即煤的強度不斷降低，煤柱寬度小于2 m 時發(fā)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(yīng)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(lián)合支護，最大主應(yīng)力為3.1 MPa，應(yīng)力集中程度不大，回撤通道幫部受剪切應(yīng)力較小，幫部最大主應(yīng)力位于正前方中部區(qū)域為5.26 MPa，回撤通過整體支護效果良好。