近距離采空區下大傾角俯偽斜工作面礦壓顯現特征研究

肖家平，劉 帥，池小樓

(1.淮南職業技術學院，安徽 淮南 232001；2.東北大學 資源與土木工程學院，遼寧 沈陽 110819；3.安徽理工大學 深部煤礦采動響應與災害防控國家重點實驗室，安徽 淮南 232001)

大傾角煤層開采多布置為俯偽斜工作面，較真傾斜工作面布置有著頂板控制簡單等特點[1，2]，同時利于大傾角工作面支架-圍巖穩定性及支架防倒防滑控制[3]。在大傾角俯偽斜工作面回采中，近距離煤層的開采占有一定比重，回采過程中由上采空區支承壓力疊加誘發的大傾角工作面支架-圍巖系統失穩問題突出。現有研究表明：在近水平及緩傾斜煤層，兩煤層的合理錯距、巷道位置及頂板垂直應力的對稱分布是近距離煤層開采的主要影響因素[4-8]。而在大傾角條件下，上煤層回采后采空區兩側煤柱支承壓力具有非對稱性，引起下煤層回采煤壁前方支承壓力沿工作面傾向的不同，進而引起支架工作阻力的差異性，具體表現為大傾角煤層受采空區及采動應力影響與緩傾斜不同及頂板運移規律對巖層控制方式的差異[9-13]。特別對大傾角俯偽斜開采時下煤層相對采空區位置的變化，不同回采階段受到上采空區支承壓力不同，礦壓顯現更加凸顯。針對上述問題，本文以淮南潘北礦12124大傾角俯偽斜工作面為工程背景，對上煤層采空區兩側煤柱支承壓力分布規律、上煤層采空區對下煤層工作面不同區域影響規律、下煤層采動應力及上采空區支承壓力相互疊加進行了力學與理論分析，結合數值模擬探討了俯偽斜工作面回采過程中圍巖力學特征，獲得了俯偽斜開采階段的應力狀況，并針對頂板運移特征結合現場實測分析了工作面來壓步距及來壓強度，提出了工作面礦壓綜合防控措施。

1 礦井概況

12124工作面位于西翼采區，開采煤層為4煤，厚度為1.1～4.4m，平均厚度為3.8m，平均傾角為30°，上伏19.6m為5煤采空區，屬于近距離煤層群開采。俯偽斜初采上風巷埋深為400m，下機巷埋深為470m，屬于大傾角厚煤層，工作面走向長884m，傾向長140m，采用俯偽斜采煤法，偽斜角度25°，綜合機械化采煤，一次采全高，全部垮落法管理頂板。

2 下煤層應力集中系數確定

大傾角俯偽斜工作面開采第一個階段為俯偽斜開采初期，即工作面中上部位于采空區上部煤柱范圍內，該部分處于應力集中區，而工作面中下部位于采空區正下方，該部分區域處于卸壓區；由于俯偽斜工作面與采空區交叉布置，第二階段為隨著俯偽斜開采工作的不斷進行，工作面逐漸從采空區底板的中上部向采空區底板的中下部推進時，工作面中上部逐漸回采步入采空區正下方，而工作面中下部逐漸走出采空區正下方，進入采空區下方的煤柱內，如圖1所示。

圖1 工作面不同區域位置圖

圖2 不同階段工作面支承壓力分布模型

式中，σt為煤柱極限強度，σt=2.729(ηR0)0.729；η為煤巖軟化系數；R0為煤體單向抗壓強度，MPa；x1、x2分別為采空區上、下側至煤柱極限強度處距離，m；M為采高，m；λ0為極限強度所在面側壓系數，λ0=μ/(1-μ)，其中，μ為泊松比；φ為5煤與頂底板接觸處內摩擦角，(°)；α為煤層傾角，(°)；C0為5煤與底板接觸處粘聚力，MPa；γ為5煤平均體積力，MPa；Px為巷道支護對煤壁沿煤層傾向的約束力，MPa。

煤巖物理力學參數見表1，將表1中數據代入式(1)得到：上下側煤柱應力峰值距巷幫距離分別為1.51m、1.49m。

表1 煤巖物理力學參數

5煤回采完成后采空區上下側巷道U型棚撤除，導致煤柱支撐作用失效而圍巖松動破壞，進而煤柱應力往煤柱深部轉移，同時由于煤柱埋深不同，此時采空區兩側煤柱的破壞范圍為x=kixi，(k為支承壓力相對系數，i=1，2)可得采空區上下部煤柱應力峰值距巷幫4.53m、2.98m。俯偽斜工作面初采階段位于采空區上煤柱下的長度為60m，此時有俯偽斜工作面AB段處于原巖應力場下，未受到上煤柱應力集中影響，BC段與CD段處于應力集中區下，DE段為卸壓區下；當俯偽斜正常回采到第二階段時，即工作面位于下煤柱下長度為100m，此時有俯偽斜工作面A′B′段處于原巖應力場下，B′C′段與C′D′段處于應力集中區下，D′E′段為采空區下。

3 支承壓力對下煤層開采影響分析

3.1 支承壓力峰值點確定

大傾角煤層開采后，煤壁前方出現支承應力集中，為求支承壓力作用范圍，其計算公式為[15]：

式中，E為峰值點位置，m；G為彈性區寬度，m；f為煤層與頂底板摩擦因數，f=sinφ/4=0.175；p為護幫板對煤壁的支護阻力，取p=0MPa；Ki為工作面各區域應力集中系數；Hi為各集中系數所在區域的埋深，m；β為側壓系數。

為研究大傾角俯偽斜工作面在采空區下支承應力的動態變化。現以初采時俯偽斜工作面距上采空區上煤柱60m處點作為研究點，對該研究對象在A點、B點、C點、D點、E點、E′點、D′點、C′點、B′點、A′點的支承壓力變化。將其相關參數值代入式(2)得到支承壓力作用煤壁前方范圍，如圖3所示。

圖3 煤壁前方支承壓力作用范圍

由圖3可知，第二階段 (A′E′段)煤壁支承壓力作用范圍總體大于第一階段(AB段)作用范圍；對于DD′段工作面處于上采空區卸壓區下，煤壁支承壓力作用范圍較其他區域減小；工作面回采過程中受到了上采空區上下側煤柱內支承壓力峰值作用，出現煤壁前方作用范圍增大現象，最大點在采空區下煤柱支承壓力峰值點處，達到21.25m；由于埋深不同，回采過程中采空區煤柱原巖應力場下部A′B′段支承應力大于AB段；同時反映出由于上煤層回采完畢，采空區應力釋放，導致下煤層煤壁前方支承壓力遠遠低于原巖應力，具體為：工作面中上部支承壓力最大，上部次之，下部最小；對于第一階段回采煤壁前方支承應力最大出現在工作面中上部(傾向-5m處)，第二階段回采煤壁前方支承應力最大出現在工作面偏上部(傾向133m處)；工作面回采煤壁前方支承壓力呈“馬鞍型”特征。

3.2 數值模擬分析

FLAC數值模擬結果如圖4所示。俯偽斜開采初期，由于受到采空區的影響，整個4煤應力場呈現“鞍型”特征，隨著工作面的不斷回采推進，俯偽斜工作面煤壁前方頂板的應力特征曲線逐漸呈現上小下大的“鞍型”特征，且越來越明顯。將逐漸出現工作面上風巷支護容易，而工作面下巷支護難度，同時工作面中下部煤層的開采難度加大。

圖4 垂直應力曲線

4 頂板運移特征

4.1 頂板運移影響因素

已有結果表明，大傾角煤層回采后頂板圍巖空間結構具有非對稱性特征，從而導致工作面支護系統失穩，具體表現為液壓支架的傾倒下滑[16]。因此研究大傾角頂板運移規律以支架工作阻力的變化為標準。現從采高、埋深、傾角3個影響因素來對頂板運移進行確定。

該工作面采高為1.1～4.4m，平均為3.8m；埋深平均為475m，根據已有研究成果可知，預測工作面初次來壓步距17～60m，周期來壓步距Lz=7～13m。對于大傾角俯偽斜工作面，隨著煤層傾角的增大周期來壓步距逐漸減小，取煤層傾角對來壓步距的影響系數為-0.2[17]，則周期來壓步距為5.6～10.4m。

4.2 頂板來壓步距理論分析

4.2.1 頂板厚度確定

為確定頂板厚度，采用“考慮巖梁本身沉降”計算頂板巖層厚度[18]，計算式為：

式中，HD為頂板厚度，m；SA為巖層沉降值，SA=0.2M；KA為冒落系數，取1.20～1.25。

代入工作面具體參數得HD=12.2～15.2m，為采高的3.2～4.0倍。根據鉆孔可知，頂板總厚度為13.7m，為采高的3.6倍。

根據現場鉆孔實測得到煤層上部5.8m厚為粉砂巖構成了直接頂，采用垮落法管理采空區，直接頂不能全部充填，基本頂冒落，其厚度為7.9m，上覆巖層將以傳遞巖梁結構運動。

4.2.2 來壓步距確定

巖梁周期來壓步距[18]計算式為：

式中，Lz為巖層周期來壓步距，m；HK為巖層厚度，m；[σ]為抗拉強度，MPa。

把具體數值代入式(4)得到頂板周期來壓步距12.8m，根據上述煤層傾角對來壓步距的影響系數可知，頂板周期來壓步距為10.2m。與上述頂板運移影響因素分析結果(5.6～10.4m)相比超出2%，說明理論分析結果有較好的準確性。

4.2.3 懸頂系數確定

懸頂系數fa的計算公式[18]為：

式中，LO為工作面控頂距，m；Ls為懸頂距，m。

各巖層運動參數見表2。

表2 巖層運動參數

4.3 頂板來壓強度分析

頂板來壓強度大小是支架選型的決定因素。因此本文主要對工作面正常回采期間頂板來壓強度P1[18]進行理論分析預測。

頂板來壓強度主要包括頂板壓力(工作面來壓前壓力)及周期運動產生的壓力，計算式為：

式中，J為頂板巖重分配參數，取J=3。

由于理論計算中忽略了傾角對頂板壓力的影響，因此為保障工作面生產安全，取P1=0.77+0.77×0.3=1.0MPa。

4.4 頂板來壓現場實測分析

該工作面為大傾角俯偽斜工作面，由于頂板圍巖的非對稱性，在工作面上中下區域的來壓步距也存在一些差異。為進一步分析頂板周期斷裂規律，分別從工作面上部、中部、下部取4個具有代表性支架(20#、40#、60#、80#)的KJ345-F2礦用本安型壓力表的讀數進行分析。

觀測期間共經歷了6～7次周期來壓，且上風巷退尺為500.5～550.8m，下機巷退尺為453～496.9m。工作面頂板來壓特征見表3。由表3可知，整個俯偽斜工作面初采時期支架工作阻力及初撐力較小，隨著工作面的推進支架工作阻力周期變化，即基本頂的周期來壓步距平均為7.44m、8.44m、8.91m、9.54m。大傾角俯偽斜工作面上中下區域頂板周期來壓步距全部位于5.6～10.4m范圍內，進一步佐證了理論計算的準確性。

根據表3可反映出工作面回采受到上采空區應力集中影響較大，引起頂板破碎滑移，支架工作阻力增大。具體表現出工作面80#支架工作阻力最大，20#支架工作阻力最小，這是由于俯偽斜工作面中上部位于采空區煤柱下，應力集中程度較大，而下部位于采空區卸壓區內引起。這與前述支承壓力的理論分析相一致。

表3 工作面頂板來壓特征

4.5 工作面頂板壓力控制措施

上述分析了采空區下煤層回采支承壓力分布情況以及頂板運移規律，得到俯偽斜頂板破碎嚴重以及頂板來壓為1.0MPa。為控制俯偽斜工作面頂板破碎、采空區煤柱支承壓力、頂板壓力以及充分發揮周期來壓階段支架的阻力問題，選取ZZ7200-22/45綜采液壓支架(支架可支撐頂板來壓1.2MPa)，并配套使用MG500/1130-WD采煤機、SGZ800/1050刮板輸送機，對頂板采用鋪設金屬網、增設單體液壓支柱等技術措施以加強應力集中區和頂板破碎問題。直至俯偽斜回采完成，沒有發生頂板冒落等事故，取得了較好的經濟效益。

5 結 論

1)上煤層回采后，建立了不同回采階段工作面支承壓力分布模型，并根據現場實測及理論分析得到下煤層俯偽斜回采不同區域的應力集中系數。

2)為分析上采空區及煤柱作用下工作面煤壁前方支承壓力影響，通過理論分析得到工作面回采中支承壓力對煤壁的作用呈現出第二階段大于第一階段的特點，同時呈現“馬鞍型”特征；數值模擬顯示，受到采空區的影響，整個4煤應力場呈現“鞍型”特征，同時工作面中上部位于采空區煤柱下，應力集中程度較大，應力峰值較高，而下部位于采空區卸壓區內，應力峰值較低，但隨著俯偽斜開采，中上部將逐漸進入采空區卸壓區內，應力峰值逐漸降低。

3)通過理論計算及現場觀測分析得到，工作面周期來壓步距及頂板來壓強度；同時分析現場數據得到，工作面自下而上支架工作阻力逐漸增大，這與上述支承壓力分析結果一致。工作面自下而上來壓步距為7.44～9.58m；循環末最大工作阻力為6876kN，為額定工作阻力的95.5%；動載系數1.22～1.38。

4)通過選用合理的三機配套設備、頂板鋪設金屬網、在應力集中區增設單體液壓支柱等技術措施，提高了頂板整體穩定性，保證了俯偽斜工作面的安全回采。