工作面过空巷基本顶超前破断压架机理及控制技术研究

刘 畅，杨增强，弓培林，王 开，张俊文，李玉琳，张小强

(1.中国矿业大学(北京) 资源与安全工程学院，北京 100083; 2.太原理工大学 矿业工程学院，山西 太原 030024; 3.黑龙江科技大学 矿业工程学院，黑龙江 哈尔滨 150022)

工作面过空巷基本顶超前破断压架机理及控制技术研究

刘 畅1,2，杨增强1，弓培林2，王 开2，张俊文3，李玉琳3，张小强2

(1.中国矿业大学(北京) 资源与安全工程学院，北京 100083; 2.太原理工大学 矿业工程学院，山西 太原 030024; 3.黑龙江科技大学 矿业工程学院，黑龙江 哈尔滨 150022)

基本顶超前破断及压架研究对工作面过空巷、进入回撤通道安全保障有重要意义。通过相似模拟得到了工作面过大断面空巷基本顶超前破断前后覆岩破断特征、围岩应力及支架载荷。研究表明：在基于圣华煤业复采工作面围岩条件的相似模拟实验中，工作面通过12 m宽不支护空巷时，基本顶会发生超前破断。导致基本顶上方亚关键层随基本顶破断、滑落，支架上载荷由4 000 kN激增到12 500 kN再到16 200 kN，支承应力升高并前移。从理论上研究了超前程度、围岩条件、开采技术对破断后基本顶稳定性的影响，结果表明：随超前破断距离增大，阻止关键块所需阻力成倍增加;随自由空间高度的增加、块度的增加，基本顶结构稳定性降低;亚关键层破断会导致所需支架阻力激增，单从提高支架阻力来维持超前破断后基本顶结构稳定性不可行，应当从防止基本顶超前破断来预防切顶压架事故。提出了针对此类工作面的控制技术，现场应用效果明显。

过空巷;超前破断;压架

工作面回采过程中，经常会遇到前期为矿井或采区服务的废弃施工措施巷、废弃采区巷道[1-3];利用回撤通道搬家时，工作面前方会有平行于工作面的回撤巷道存在[4-7];采用长壁综采工艺对刀柱式、巷柱式旧采区残留煤柱进行复采时，工作面前方也会有巷道存在[8-10]。事实上，工作面前方存在巷道是长壁综采工作面常见的情况，而对此类工作面压架事故的报道并不鲜见于文献，尤其以神东矿区、平朔矿区为主。现场实践发现，当煤柱宽度小于5 m时，此类工作面顶板容易发生破断，破断后顶板容易切顶，造成空巷或回撤通道被掩埋、顶板下沉、支架倒架、大块矸石进入回采空间，导致工作面推进困难或回撤失败。

学者们对于类似事故有一定的认识[1-10]，也从巷道支护或现场实践的角度研究了支护技术或覆岩活动规律，并提出了相应的防治措施。但是，关于此类工作面覆岩破断特征演化的实验研究及覆岩结构稳定性分析则较少。尤其是对于此类工作面可能会出现基本顶的超前破断和超前破断对工作面切顶压架影响的研究仍不够深入。

本文通过文献研究指出了过空巷工作面出现切顶压架的可能，通过相似模拟实验模拟了发生超前破断后覆岩破断特征、围岩应力演化规律及支架载荷的变化规律，指出了过空巷工作面切顶压架的机理。基于实验结果并借助砌体梁理论建模计算分析了超前程度、围岩条件、开采技术对破断后基本顶稳定性的影响，指出了维持此类工作面覆岩稳定性的关键因素。基于研究的成果提出了此类工作面的控制技术。

1 过空巷工作面事故案例

1.1 综采工作面末采回撤阶段压架事故[4]

如图1所示，安家岭二号井B902综放工作面采用预掘回撤通道进行末采撤架，回撤通道内采用单体液压支柱和木垛进行支护。当工作面推至距回撤通道6.7 m时，巷道顶板发生整体下沉，数百根单体液压支柱和20余架木垛均被推倒。工作面内发生压架，近30多架支架被压死。工作面距回撤通道1.6 m时，回撤通道因冒落严重而报废。

图1 安家岭B902切顶事故示意Fig.1 Roof cutting accident in Anjialing Coal Mine

1.2 大采高工作面过大断面空巷切顶、压架事故[1]

神东集团上湾煤矿12211大采高工作面在进入宽6.0 m，高4.4 m的空巷前发生了大面积切顶事故，如图2所示。

图2 上湾矿超前切顶示意Fig.2 Diagram of sliding of advance fracture main roof

1-2号煤层平均煤厚5.60 m，工作面推进过程中需要过2条空巷。刮板输送机机头距离空巷8.5 m、机尾12.6 m时，顶板来压。按正常来压规律预计，来压在距离空巷1.6～2.4 m时结束，工作阻力可恢复正常。实际自来压开始至空巷贯通支架工作阻力一直较大，快要贯通时整个工作面支架压力急剧增加，活柱下沉最大可达1.6 m，支架顶梁破坏、倒架、下沉，大块矸石冒落，上覆顶板出现了切顶冒落。

此外，其他文献中也可见工作面过空巷期间发生压架事故的报道。诸多事故表明，过空巷时工作面存在发生压架事故的隐患，应当对此类工作面进行研究。

2 工作面过空巷相似模拟实验

2.1 工作面围岩地质条件

晋煤圣华煤业3101工作面为残煤复采工作面，煤层平均埋深210 m，平均厚度6.5 m。采用综采放顶煤工艺，采高2.2 m，放煤厚度4.3 m，工作面长度80 m左右，推进长度500 m左右，工作面地质条件简单，但旧采煤柱区中旧采巷道布置复杂、旧置时间较长。

3号煤层密度1 430 kg/m3，抗压强度19 MPa;直接顶为粉砂岩或泥岩，厚度4.66 m左右，平均抗压强度32.2 MPa;基本顶为粉砂岩与细粒砂岩，厚度3.61 m左右，平均抗压强度47.45 MPa，平均抗拉强度5.44 MPa;视密度2 600 kg/m3。

2.2 模型设计及实验装置

为探究切顶压架事故出现的条件，在相似模拟实验[11-15]中设置不同宽度平行空巷进行研究，如图3所示。空巷开挖后不施加任何支护，巷内发生垮落也不进行处理。为直观展现工作面过空巷时覆岩切顶、压架过程，本文着重对工作面过大断面空巷(400 mm)过程中覆岩破断特征、围岩应力变化及支架载荷进行分析。

图4 微型液压支架和实时监测测试装置Fig.4 Micro-support and real-time monitoring device

2.3 过空巷工作面覆岩破断特征及支架阻力变化

图5,6展现了覆岩破断特征及支架工作阻力变化规律。图5中彩色竖线表示工作面的位置，与该时刻支承应力曲线(相同颜色曲线)对应。曲线相应时刻工作面位置为箭头所指横坐标，且竖线与支架工作阻力曲线交点为该时刻支架工作阻力。工作面位置选取了工作面前方煤柱较宽(相当于正常回采)、煤柱较窄(煤柱尚未失稳)及煤柱刚好失稳3种情况。

图5 工作阻力及围岩应力监测结果Fig.5 Results of the working resistance of supports and the abutment pressure of surrounding rock

图6 超前破断基本顶覆岩破断特征相似模拟Fig.6 Similar simulation of structural characteristics of advance fractured main roof

图6的相似模拟实验展现了基本顶正常破断、过空巷前基本顶超前破断、过空巷期间覆岩切落特征。

图6(a)中，煤柱较宽时基本顶正常破断，破断后关键块形成三铰拱结构。基本顶控制的载荷层随基本顶破断、回转、下沉，而亚关键层滞后基本顶破断，其回转、下沉发生在采空区，表现在亚关键层和加载岩层间存在离层[16-18]。亚关键层破断、回转对基本顶破断、回转及工作面影响较小。对应图5中煤柱宽度较大，支承压力集中程度低(I曲线)，基本顶正常来压，支架载荷小;继续回采煤柱中支承应力升高(II曲线)，支架载荷略有增大。

图6(b)中,煤柱失稳，基本顶超前破断，关键块B长度增加，三铰拱结构前拱脚竖向载荷激增，对应图5中支架载荷激增到12 500 kN/架。分析可知，由于此时煤柱已经失稳，而巷内支护无法提供足够控制基本顶的支护强度，故维持关键块稳定所需支架载荷激增。

图6(c)中,关键块B滑落失稳，对应图5中支架载荷激增到16 200 kN/架，支承应力前移且增大(Ⅲ曲线)。

2.4 基本顶切顶压架机理分析

由图5,6可知，基本顶发生超前破断支架需要提供的支护强度远大于正常来压需要提供的支护强度，远超过支架选型富余的安全系数，通常工作面难以提供这么大的支护阻力。因此基本顶关键块容易失稳，发生整体性切顶。由于此时基本顶破断长度较大，且发生整体的切顶下沉，导致基本顶与上覆亚关键层之间的离层迅速向前发展，离层长度增加，上覆亚关键层悬露长度迅速达到极限破断长度，不再像正常来压时滞后基本顶破断，而是随基本顶破断而同时破断。而此时基本顶及其载荷层位于破断的亚关键层关键块下方。亚关键层以载荷的形式作用在基本顶上。支架所需控制破断岩层厚度、长度大大增加。

分析可知，空巷的存在造成煤柱失稳，引发了基本顶超前破断和更高层位岩层的破断，单次来压破断岩层厚度和长度增加。这两种破断特征的变化均要求支架承载能力成倍提升来阻止前拱脚滑落，若支护强度不足基本顶容易发生切顶。而以目前支护技术水平，支架很难具有控制亚关键层的工作阻力。

此外，由于破断位置前移，而支架受限于煤柱不能在前拱脚处对顶板进行及时支护，降低了支护的效率，可按下式计算：

对图6(b)关键块B后拱脚求矩可得：

而正常破断时的求矩公式为

式中，R1为前拱脚竖向载荷;L为岩块长度;P为支架阻力;LZ为支架对后拱脚距离;T为岩块间挤压力;b为前后拱脚垂距;q为载荷集度;W为煤柱宽度;Wa为空巷宽度。

对比可知，相比正常破断发生超前破断后支架阻止岩块回转的力矩降低了P(W+Wa)，支架的支护效率降低。

尽管实验已经说明了切顶压架事故出现的可能，也测量了支架需要承担的载荷，但由于实验是在特定条件下进行的(围岩条件、空巷宽度)，对于其他围岩、空巷条件下这种切顶压架是否发生、如何量化超前破断对工作面的影响、采取什么控制技术还需从理论上进一步深入研究。

3 超前破断关键块稳定性分析

布置开切眼时通常会避免在空巷附近，因此超前破断通常发生在周期来压阶段。砌体梁理论指出：砌体梁位于采空区的破断岩块由冒落矸石支撑，对上覆载荷的转移和支撑起辅助作用。而采场上方尚未触矸的两岩块是影响工作面安全的关键块，形成三铰拱结构。据此建立超前破断砌体梁模型进行分析稳定性[16]，如图7所示。

图7 周期来压期间拱式平衡及受力分析Fig.7 Analysis of forces arc structure of main roof in periodic weighting period

3.1 超前破断关键块铰接计算

图7中B,C关键块稳定性进行计算如下：

其中，字母含义如图7所示。正常周期来压阶段，可按相似三角形法结合相关运算将关键块间挤压力T近似为T=ql2/(H-lsinα)。而对于超前破断模型，岩块回转相似三角形不存在。此时，即便对LB，LC取近似值L，l，上述方程组也还是由3个方程、4个未知数(R1，T，b，c)构成。因此需对岩块间几何关系进行严格推导来求解方程[19-20]。

图7中，关键块C两铰接点连线与其上边近似平行，可得：

此外，由图7(b)可得：

因此

图8 几何关系及受力分析Fig.8 Force analysis and geometric relations analysis

图7中还可得：

将式(9)～(11)代入式(12),(13)的化简过程如下：

为了简化算式，设i=H/L为关键块块度、m=Δ/H为自由空间高度系数、n=L/l为两关键块长度比，代入可得

其中，Gi可按回转前后严格按几何关系算得，为i和θ1，θ2的函数[14]：

θ2按下式算得，为θ1和i，m，n的函数：

此外，考虑岩块铰接须符合实际情况，需加入对θ1角合理取值范围的约束条件：

(1)三铰拱拱顶要高于两拱脚：

(2)关键块B以右上角与关键块C左上角铰接，两岩块间夹角θ1-θ2>0，即

可以看出，关键块间挤压力T、竖向载荷R1是关于加载层荷重qL，ql和回转角θ1函数，而i，m，n则是表征基本顶发生超前破断后基本顶关键块破断特征、开采条件的参数。

将i=0.5，i=0.25，i=1/6，m=0.5，m=1，m=1.5，n=2，n=1.5，n=1共27种条件下关键块B挤压力与加载层荷重比T/Q、竖向载荷与加载层荷重比R1/Q随关键块B回转角θ1变化的规律绘制成图9(Q=2ql为正常周期来压时两关键块的荷载)。

分析图9可得关键块B块度i、自由空间高度系数m、块体长度比n对关键块间挤压力T及前拱脚竖向载荷R1的影响。由于i,m,n能表征不同围岩条件(i)、开采方式(m)、超前程度(n)，因此图9可以表征超前破断对工作面的影响。

3.2 超前破断关键块铰接特征分析

图9中虚线表示挤压力，其纵坐标轴位于左侧;实线表示竖向载荷，其纵坐标轴位于右侧。曲线长度由式(20)～(22)决定，表示三铰拱稳定回转的范围。其中，关键块B回转角θ1小于图9曲线中最小横坐标时的约束条件为θ1-θ2<0，表示两关键块仍在回转;θ1大于图9曲线中最大横坐标时约束条件为θ2<0或b<0。其中，θ2<0表示关键块C垮落在采空区，关键块B形成拱顶在关键块C右上方、拱脚在关键块B右下方的半拱;b<0则表示三铰拱拱顶低于前拱脚，拱结构彻底失稳。分析图9可知：

(1)挤压力T随关键块B回转增大、随块度i减小而增大、随B,C块长度比n的增大而增大、随自由空间高度系数m的增大而增大。挤压力的增大增加了岩块间摩擦力，降低了关键块发生滑落失稳的可能;但过大的挤压力也会造成铰接点破坏，引发回转失稳。

(2)随块度i的减小，关键块竖向载荷变化不大，但挤压力增大，结构稳定性提高。

图9 拱式平衡下关键块稳定性分析Fig.9 Key block stability analysis in a balanced arc structure

(3)竖向载荷R1的变化受长度比n影响较大。随两关键块长度比n的增大，前拱脚竖向载荷R1增大、关键块B允许回转的角度减小，而挤压力变化不大。因此，一旦基本顶超前破断，支护强度增大，而由于允许回转角度较小，支护质量要求较高，拱结构容易发生失稳。

(4)竖向载荷R1的变化受自由空间高度系数m影响也较大。随自由空间高度增大竖向载荷的减小、挤压力的增大，所需支架阻力降低。但结合关键块回转角θ1的取值范围可知，结构稳定性却大幅降低，分析如下：随m的增大正常破断岩块(n=1)保持稳定角度范围减小，岩块极易垮落在采空区;而超前破断时(n=1.5,n=2)，保持稳定角度范围增大。结合式(20)～(22)，自由空间较小时(m=0.5)，关键块B回转角超过最大角度时形成半拱结构，三铰拱虽然失稳，但形成了半拱结构，顶板结构更加稳定;而随自由空间高度的增大(m=1.5)，虽然超前破断形成的三铰拱更加稳定，但一旦回转过大三铰拱会彻底失稳而不再形成半拱结构。这也是大釆高工作面动载较大的原因。此外，图示可知随自由空间增大和岩块回转，岩块间挤压力激增(可达到正常情况的2～5倍)，极易挤坏拱脚，发生回转失稳。故整体来看随自由空间高度系数m的增大顶板结构稳定性降低。

3.3 过空巷工作面顶板控制原则

综上可知，随基本顶超前破断距离的增大，阻止关键块所需阻力激增、随自由空间高度的增加(表征开采技术，釆高越大自由空间越高)、块度的增加(表征围岩条件，块度越大顶板越破碎)结构稳定性降低。需要特别注意的是，超前破断会引发亚关键层破断，进而会导致上覆载荷翻倍。类似于实验中，一个正常回采期间工作阻力为3 000 kN/架左右的工作面，即便考虑1.5的备用系数也不过4 500 kN/架左右。而当发生超前破断时，工作阻力升高到了16 200 kN/架，按此选型显然在经济上不合理。更何况工作面前方空巷宽度不一、亚关键层是否破断不确定，单从提高支架阻力来控制此类顶板关键块失稳面临很多不确定因素;自由空间较大时超前破断工作面顶板稳定性也降低。因此，预防此类工作面出现切顶压架的技术从防止基本顶出现超前破断来入手更为有效。

通常针对此类工作面的控制技术有：停采重布工作面、停采等压、人工切顶、降低采高、调斜工作面、巷内密集支柱、巷内木垛支护、锚网索及钢带等加固空巷顶板和两帮、注浆加固巷道围岩。此外，适当提高支架支护阻力、采用钢钎及木垛接顶也是工作面过空巷较为实用的技术。这些技术较好地解决了工作面过单条空巷的问题，但对于复采工作面需要连续过空巷，采用上述技术很难从根本上解决问题(例如：调斜后工作面可能与其他空巷平行;久置空巷垮落严重人员难以进入，支护难以施加等)。

4 工程实践

针对工作面过平行空巷的问题提出了分层不接顶局部充填技术，对旧采区垮落巷道进行采前注浆充填，旨在形成由支护木料、冒落顶煤、矸石和浆液胶结体构成的截割层和强度较高的承载层如图10所示。

图10 空巷处理方案及效果Fig.10 Scheme and effect of roadway supporting

其技术要点如下：

(1)巷内注浆充填不接顶。截割层厚度为釆高，采用一般材料，只需保证工作面进入巷道后不垮塌;承载层采用高强度材料，需保证不被掉落岩块砸穿和支架接顶。要点在于为煤柱提供侧护力，将“煤柱群”改造为“实体煤”，使煤柱由单向受力变为三向受力，从而避免煤柱失稳而引发基本顶超前破断。

(2)非全长注浆。旧置空巷内情况复杂，注浆充填整条空巷技术难度大。考虑到工作面长度短矿压显现强度低的规律只需充填靠近风巷20 m长度范围内空巷。要点在于规划旧采区复采工作面时便设置短工作面(80 m左右)，并在此基础上通过注浆进一步降低实际过空巷工作面长度。

(3)此外，采用来压强度相对较低的综放技术、在工作面接近巷道时停止放煤(降低自由空间高度系数m)等综合性手段预防切顶压架。

图11为注浆充填巷道后工作面中部26号支架阻力现场实测。其中，最大工作阻力2 482 kN，为额定工作阻力3 800 kN/架的65.3%;周期来压步距介于10.2～11.6 m。可以看出工作面在进出巷道时未发生异常来压，顶板得到有效控制。

图11 26号支架工作阻力实测Fig.11 Field measurement of the resistance of No.26 support

5 结 论

(1)实践表明，工作面过大断面空巷、进入回撤通道容易发生基本顶超前破断、切顶压架事故。相似模拟表明，空巷的存在导致煤柱容易失稳，进而引发基本顶超前破断和更高层位岩层的破断，单次来压破断岩层厚度和长度增加。这两种破断特征的变化均要求支架承载能力成倍提升来阻止前拱脚滑落(12 500 kN)，若支护强度不足基本顶容易发生切顶(16 200 kN)。另一方面，破断位置前移，而支架受限于煤柱不能在前拱脚处对顶板进行及时支护，也降低了支护的效率。

(2)理论分析表明：随基本顶超前破断距离的增大，阻止关键块所需阻力增加;随自由空间高度的增加、块度的增加，顶板结构稳定性降低;亚关键层破断导致加载层厚度增加，所需阻力再次增大。故单从提高支架阻力来阻止此类顶板失稳难度大，应当从防止发生超前破断来入手。

(3)针对工作面过平行空巷的问题提出了分层局部充填技术，在巷柱式旧采区进行了现场实践，现场效果较好。

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Mechanismandcontroltechnologyofsupportscrushinginducedbymainroof’sbreakingaheadofworkfacewhencrossingabandonedroadway

LIU Chang1,2，YANG Zengqiang1，GONG Peilin2,WANG Kai2,ZHANG Junwen3, LI Yulin3,ZHANG Xiaoqiang2

(1.CollegeofResourcesandSafetyEngineering,ChinaUniversityofMiningandTechnology(Beijing),Beijing100083,China; 2.CollegeofMiningEngineering，TaiyuanUniversityofTechnology，Taiyuan030024,China; 3.InstituteofMiningEngineering，HeilongjiangUniversityofScienceandTechnology，Harbin150022，China)

It has a safety significance to investigate the advance fracture of main roof and support crushing mechanism when workface crossing abandoned roadway or accessing to removal gateway.Similar simulation experiment was used to study the breaking characteristic of overlying strata,the stress on the surrounding rock and the load on the supports.Result shows that in the similar simulation of Shenhua Coal Mine,when the workface passing though the 12 m-wide roadway,the main roof was broken ahead of workface.Worse yet,the inferior key strata was broken at once and slid soon afterwards.The load exerted on the support increased from 4 000 kN to 12 500 kN then to 16 200 kN.The abutment pressure increased and moved forward.Impact of ahead distance,surrounding rock conditions and mining technology on the stability of main roof was studied by mechanical model.Result shows that with the increase of ahead distance,the working resistance increased sharply,with the increase of the height of free space or blockness,the stability of main roof structure decreased.The break of inferior key strata also leaded to working resistance increase sharply.It is better to prevent the advance fracture than increase the working resistance when it comes to maintaining the main roof’s stability in a similar workface.Above all,the control technology was put forward and the effect of site application was obvious.

crossing abandoned roadway;advance fracture;support crushing

10.13225/j.cnki.jccs.2016.1718

TD355

:A

:0253-9993(2017)08-1932-09

国家“十二五”科技支撑计划资助项目(2012BAB13B04);国家自然科学基金资助项目(51574114);国家重点研发计划资助项目(2016YFC0600901)

刘 畅(1990—),男,山西偏关人,博士研究生。E-mail:TBP150101004@student.cumtb.edu.cn。

:杨增强(1987—),男,山西长治人,博士研究生。E-mail:zengqiang5@126.com

刘畅，杨增强，弓培林,等.工作面过空巷基本顶超前破断压架机理及控制技术研究[J].煤炭学报,2017,42(8):1932-1940.

LIU Chang，YANG Zengqiang，GONG Peilin,et al.Mechanism and control technology of supports crushing induced by main roof’s breaking ahead of workface when crossing abandoned roadway[J].Journal of China Coal Society,2017,42(8):1932-1940.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2016.1718