旧采区复采采场围岩应力分布研究

刘 畅 李颂奇 樊秀志

(1.太原理工大学矿业工程学院,山西 太原 030024；2.煤炭工业太原设计研究院，山西 太原 030001)

旧采区复采采场围岩应力分布研究

刘 畅1李颂奇1樊秀志2

(1.太原理工大学矿业工程学院,山西 太原 030024；2.煤炭工业太原设计研究院，山西 太原 030001)

通过对望田煤业旧采区赋存结构的调研，总结了3种不同的旧采区顶板力学模型，对力学模型进行理论分析，得到顶板最大应力出现在靠近煤柱处。采用PFPA软件对旧采区复采过空巷、过煤柱时复采采场顶板和煤柱进行数值模拟，初步给出了过空巷、过煤柱时应通过注浆、充填、提前支护空巷控制顶板的技术措施。

旧采区 复采采场 围岩应力 数值模拟

山西忻州神达望田煤业有限公司8号煤平均厚度为5.6 m，旧采时一直采用巷柱式开采。初次开采时沿煤层顶部开拓巷道，留2.0 m左右的底煤作底板。现场调研得，8号煤层硬度系数较大，旧采时形成的空巷大部分处于完整状态，局部巷道发生片帮，较少数巷道出现顶板垮落。煤层空巷及煤柱较多，空巷宽度3～5 m，有时可达4～20 m，煤柱宽度2～20 m，空巷高度1.8～4 m。在准备资源再回收的区域内，实体煤、空巷、冒落区共存，但主要以实体煤和空巷为主，工作面煤帮稳定性较好。在拟采区域残煤开采选用长壁一次采全高综采采煤方法开采。

由于复采面回采过程中遇到空巷较多，工作面前方的煤壁不再是实体煤壁而是纵横交错的煤柱，回采过程所面临的矿压显现规律和开采实体煤壁有所不同，因此应该对复采面煤柱和顶板应力分布进行研究。

1 旧采残煤区顶板力学分析

根据对望田旧采残煤区煤层赋存结构的调研，旧采残煤区遗留煤炭资源出现以下3种顶板类型，对应建立3种顶板力学模型[1]来研究望田旧采残煤区残煤开采时工作面顶板应力分布情况。

(1)实体煤开采顶板力学模型。旧采残煤区煤层初次开采由于其他原因在个别区域遗留下来没有开采的实体煤，顶板与常规回采工作面的情况基本一致。在煤层赋存结构中与之对应的是实体煤状态，如图1(a)所示。

(2)直接顶完整或直接顶垮落、老顶未发生破断落空巷的顶板力学模型。旧采残煤区形成纵横交错的沿煤层顶部布置的巷道，在采动影响及矿山压力作用下基本顶尚未发生破断。空巷顶板成为多煤柱支撑的悬臂梁，简化顶板为多煤柱支撑状态下的顶板力学模型。如图1(b)、图1(c)所示。

(3)直接顶垮落、老顶发生破断空巷的力学模型。顶煤全部回采后一段时间后空巷直接顶垮落，由于空巷顶板岩层及煤柱自身性质、空巷跨距较大的原因，导致空巷顶板垮落高度大，冒落岩石充填空巷未接顶。老顶结构破坏，不能形成两端固支梁，形成拱结构。如图1(d)所示。

图1 顶板力学模型Fig.1 The mechanics model of roof

1.1 老顶未破断状态下煤柱支承顶板受力分析

老顶未破断状态下，根据矿山压力与岩层控制理论，多煤柱支撑顶板时，煤柱间的顶板四周固支状态比较稳定。因此，可简化为太原理工大学贾喜荣教授提出的采场薄板矿压理论[2]进行分析。

根据简化模型，由胡克定理得到

(1)

式中，σx为沿x方向正应力，Pa；σy为沿y方向正应力，Pa；E为弹性模量，GPa；μ为泊松比；ω为z方向位移，m；τxy为切应力，Pa；G为切变模量，GPa。

2煤柱支撑的顶板视为四边固支板，顶板力学模型如图2所示，即四边均为固支均布载荷q作用的矩形板，其边界条件为

(2)

图2 老顶未破顶时顶板力学模型Fig.2 The mechanics model of main roof

选取挠曲面方程

(3)

(4)

将式(4)代入式(3)可得

(5)

(6)

(7)

由于b>a，在边界O′N′和边界L′M′上应力值最大，其值为

(8)

(9)

(10)

计算可得O′N′、L′M′、O′L′、N′M′4条边界的中点截面处的弯矩是板结构形心截面处弯矩的2～3倍。此外，O′N′、L′M′弯矩更大，因此顶板将先沿弯矩最大处产生张拉断裂。

由上述公式计算可得，最大应力出现在煤柱上方的顶板处，复采工作面推进过程中，煤柱上方的顶板处最容易受采动影响而发生失稳断裂，工作面大面积来压，支架受到冲击应力；另外，由于应力的集中，煤柱上方的顶板处煤壁还容易出现片帮并且导致漏顶漏顶。因此，旧采残煤区进行复采时，要及时探明工作面前方采空区的范围，对空巷进行支护，防止空巷顶板在回采过程中发生断裂从而导致煤柱失稳。此外，回采工作面也应该加强支护，尤其是要合理选择架型，控制煤柱片帮，控制端面漏冒，保证工作面安全生产。

1.2 老顶破断状态下煤柱顶板的力学模型分析

由于部分巷道跨距较大，另外直接顶厚度较小，垮落后未能接顶，导致空巷基本顶断裂，形成三铰拱结构[3]。

复采回采煤柱时，随着煤柱的开采，老顶必将发生垮落，所以在回采煤柱前需对空巷进行处理，回采前可采用充填、注浆的办法接顶及处理破碎顶板[4]。

2 数值模拟

2.1 复采面过空巷时前方煤柱支承压力分布规律

(1)数值模型。采用RFPA[5]软件进行模拟。将顶板岩层分为5层，表1为各分层煤岩体力学参数。模型为二维平面应变模型，模型尺寸100 m×28 m，各部分的尺寸如图3所示，模型划分为500×140个单元，数值模拟模型的建立充分考虑了煤岩介质的非均匀性，设微观单元力学参数服从Weibull统计分布。模型从左侧向右开挖，开挖步距为0.8 m，即每个循环推进距离为0.8 m，即4个单元(在以下模拟中均以此为准)，采高为4.6 m。取平均容重为25 kN/m3，8号煤平均采深为120 m，经计算进行数值模拟时在模型的上方给定3 MPa垂直力来模拟上覆岩层垂直应力。根据现场调研，望田煤矿旧式开采时，留设的煤柱宽度约为8 m，间距为 4～20 m，本次模拟取20 m。

表1 数值模拟力学参数Table 1 The mechanical parameter of the numerical simulation model

图3 数值模型尺寸(单位：m)Fig.3 The dimension figure of the numerical simulation model(unit：m)

相关应力分析如图4所示。

图4 过空巷时顶板、煤柱应力分布Fig.4 The roof and coal pillar stress distribution chart of crossing gob

(2)顶板应力分析。由图4(a)可见，随着工作面的推进，在顶板发生破坏前，处于煤柱支撑范围内的顶板的应力分布受采动影响明显集中，特别是紧邻工作面前方的煤柱1和煤柱2所支撑范围的顶板所受的集中应力尤为明显，煤柱1上方顶板所受应力明显大于其他煤柱支撑的顶板所受应力，此时煤柱支撑范围的顶板最大集中应力达到6 MPa，煤柱2上方顶板所受最大集中应力为5 MPa，采空区域内的顶板最大集中应力约为2.8 MPa。因此，在顶板发生破坏前应对空巷进行支护或充填，以减小煤柱1上的压力，防止煤柱失稳。顶板发生破坏后，煤柱1由于受工作面前方支承压力作用被压酥而发生失稳，煤柱1支撑范围内的顶板所受集中应力释放，从6 MPa降低到1.5 MPa左右，由于煤柱被压酥，在采动影响下极易造成煤柱集体失稳，造成冲击地压，故而应当对空巷采取措施并降低采高，沿工作面回采方向，作业空间前后的支承压力分布同周围煤柱体的支承压力分布是紧密相关的[6]。另外，由于煤柱被压酥，工作面易出现片帮、漏顶，因此一定要对煤壁进行护帮。煤柱1和煤柱2之间的空巷形成应力集中，体现了应力的转移过程，其最大集中应力达到5 MPa，此时空巷顶板极易破坏，如不采取措施导致空巷垮落，则支架过空巷时冒落高度将过大，将无法移架。煤柱2支撑范围的顶板所受应力有一定的增加，但应力变化不大，顶板所受最大集中应力从5 MPa增加到7 MPa左右，与煤柱2前方相邻的旧采残煤区采空区范围内顶板所受最大集中应力达到2 MPa，此时应对煤柱2前方空巷进行提前支护，防止煤柱2被破坏。

(3)煤柱中的应力分析。由图4(b)可以看出，旧采残煤在回采过程中，煤柱及煤体所受应力最大值呈现增大的趋势。在工作面后方顶板未破坏时，紧邻回采工作面前方的煤柱1所受的应力大于煤柱2，煤柱1所受最大集中应力达到12 MPa，而煤柱2所受最大集中应力达到8 MPa。当工作面后方顶板发生破坏后，由于应力转移，使得煤柱1被压酥而使所受应力得到释放，其应力值急剧减小，所受最大集中应力由12 MPa降低到2 MPa左右，而煤柱2中集中应力却明显增加，由8 MPa增加到15 MPa左右，此时安排提前支护计划时至少应完成煤柱2前方空巷的支护。

2.2 复采面过煤柱时前方煤柱支承压力分布规律数值模拟分析

相关应力分析如图5所示。

(1)回采工作面进、出煤柱1时顶板应力分布分析。由图5(a)可知，随着回采工作面的推进，进入煤柱1内时，煤柱并未发生失稳破坏，但是由于受采动影响，致使煤柱1支撑范围的顶板形成应力集中区域，此时，煤柱1支撑的顶板所受最大应力大于煤柱2支撑的顶板的应力值，工作面煤壁和煤柱1上方顶板出现明显的应力集中，其最大应力值约为5 MPa。随着煤柱1的回采，煤柱1必将被压酥，甚至失稳，此时应当加强工作面的支护，防止煤柱瞬间被压垮，造成工作面来压，并对空巷进行支护。

当回采工作面推进出煤柱1时，煤柱1上方顶板所受应力明显降低，最大应力向前转移到下一个煤柱上，也就是煤柱2上。此时，煤柱2上方顶板出现应力集中现象，最大应力值增大到5.5 MPa左右，而由于煤柱1发生失稳破坏，处于两煤柱之间的顶板所受应力也在一定程度上增加，应力均值由2.5 MPa增大到4.0 MPa。回采煤柱1结束时，若空巷尚未支护，会出现空顶面积加大的现象，支架的支护阻力也会随之加大，此时要求支架支护阻力足够大，并能对空顶进行掩护，所以如若顶板条件较好，不对空巷支护，可选择支护阻力大的支架，并有足够长的前探梁对空顶进行掩护。

图5 过煤柱顶板、煤柱应力分布Fig.5 The roof and coal pillar stress distribution chart of crossing coal pillar

(2)回采工作面进、出煤柱1时煤柱体应力分布分析。由图5(b)可知，在回采工作面推进煤柱1前，2煤柱所受应力相差不大，而煤柱左侧边缘的应力煤柱1比煤柱2的稍小，其主要原因是回采煤柱，应力发生转移。当回采工作面推出煤柱1时，煤柱1左右两侧均出现应力集中，煤柱1的最右侧(即回采工作面处)所受应力最大值为6 MPa左右，稍小于煤柱1左侧的7 MPa。而煤柱2中出现明显的应力集中，其所受应力最大值由回采工作面刚推进煤柱1时的5.5 MPa增大到7 MPa左右，当回采工作面进出煤柱时，相邻的煤柱所受应力有所增加，但变化不大；在回采工作面推出煤柱1时，在两煤柱之间的应力也发生了一定程度集中。

3 复采工作面控制技术

3.1 旧采残煤区回采工作面过煤柱顶板控制技术

在工作面过煤柱时，煤柱及其顶板均会出现应力集中，在实际生产过程中应采取措施解决煤柱应力集中问题。

(1)超前探测。利用实测、物探、钻探等技术手段进行超前探测，掌握工作面前方煤柱体及采空区等赋存情况，防止煤柱出现突然失稳。

(2)煤柱预爆破控制技术[7]。复采面推进过程中，煤柱出现较高的集中应力，为防止煤柱出现突然失稳，可对工作面前方煤柱采用超前松动预爆法进行适度弱化卸压，从而降低煤柱上方顶板的整体强度,削减应力集中对回采工作面的破坏。

(3)顶板支护管理。移溜后顶板进行及时支护，是控制工作面顶板的关键之一。对煤柱的应力分布分析可知，在对煤柱进行回采时煤柱中形成明显的应力集中，因此应保证支架的支护强度及足够长的控顶距离确保支护质量，而且在工作面推进过程中应及时减小悬顶(空顶)的范围，采取临时支护、冒落松散体注浆、充填，采用护帮板加强对煤柱的管理。

3.2 旧采残煤区回采工作面过空巷时顶板控制技术

(1)选择适当的采高和控顶距。由于回采工作面的顶板下沉量与采高和控顶距成正比关系，特别是在工作面过空巷时，由于工作面与空巷贯通导致空顶距增大，为了缓解矿压显现，防止发生局部冒顶事故，在保证足够的工作空间前提下，应尽量选择合适的采高和控顶距来缓解顶板下沉，因此适当降低采高，减少控顶距对顶板管理是有利的。

(2)提高支架初撑力。提高支架的初撑力能缓解顶板离层，增强顶板自身强度和稳定性，有利于降低工作面顶板断面的破碎度及煤壁片帮程度。

(3)加强支护。工作面与空巷贯通而导致空顶距增大，加之空巷顶板受采动影响，矿压显现明显，顶板下沉量增加，因此，在工作面前方一定范围内，对悬空顶板采用必要的临时支护措施，如打锚杆，对于防止空巷冒顶是有效的，同时也可以减小煤壁片帮，有效降低工作面冒顶的危险。

(4)高水速凝材料充填空巷[8]。利用充填体充填空巷可减小巷道围岩的移动空间，阻止破坏的进一步扩大，还使空巷围岩受三向应力，增强其抗压强度。高水速凝材料作为充填体，其本身就具有一定的抗压强度并体现出一定的塑性特征，在受压情况下具有很大的塑形变形空间，可维持较长时间的抗压强度。因此，高水速凝材料充填空巷可以避免在支承压力作用下煤柱突然发生片帮破坏，控制冒顶。更关键的是，这种材料输送方便，工艺过程简单，运行成本低。

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(责任编辑 徐志宏)

Study on Stress Distribution of Surrounding Rock at Repeated Mining Stope of Residual Coal Area

Liu Chang1Li Songqi1Fan Xiuzhi2

(1.CollegeofMines，TaiyuanUniversityofTechnology,Taiyuan030024,China；2.TaiyuanDesignResearchInstituteforCoalIndustry,Taiyuan030024,China)

Through the investigation on existence structure of the residual coal area in Wangtian，3 kinds of roof mechanical models for different residual coal area was established.The analysis on the mechanical models shows that the maximum stress of the roof is nearby coal pillars.Numerical simulation on roof and coal pillar of the repeated mining stope across the gob and coal pillar in residual coal area was made with PFPA software.Such technical measures as grouting，filling，and forepoling to support the roof across the gob and coal pillar were initially proposed.

Residual coal area，Repeated mining stope，Stress of surrounding rock，Numerical simulation

2013-11-24

“十二五”国家科技支撑计划项目(编号：2012BAB13B04)，山西省青年科技研究基金项目(编号：2012021022-4)。

刘 畅(1990—)，男，硕士研究生。

PD823

A

1001-1250(2014)-01-029-05