空巷顶板结构特征及稳定性因素分析

张 亮，曲秋扬，解兴智

(1.煤炭科学研究总院 开采研究分院，北京 100013；2.天地科技股份有限公司 开采设计事业部，北京 100013)

空巷顶板结构特征及稳定性因素分析

张 亮1，2，曲秋扬1，2，解兴智1，2

(1.煤炭科学研究总院 开采研究分院，北京 100013；2.天地科技股份有限公司 开采设计事业部，北京 100013)

综采工作面过空巷一直是影响安全高效回采的技术难题，通过构建过空巷时顶板结构力学模型，分析了基本顶断裂位置、周期来压步距、基本顶厚度及空巷宽度对空巷基本顶稳定性的影响。研究结果表明：当基本顶断裂线位于空巷上方时是最不安全的情况，并推出此种情况下安全过空巷时支架所需提供的工作阻力；空巷宽度与顶板稳定性成反比，周期来压步距与顶板稳定成正比，基本顶厚度对顶板稳定性的影响较小。

过空巷；顶板破断特征；稳定性因素

空巷是布置于综采工作面回采范围内的巷道，根据空巷轴线和切眼轴向的相对位置，可分为平行空巷和斜交空巷。当工作面回采过程中过平行空巷时，顶板一次性揭露面积最大，空顶也最大，容易发生片帮冒顶事故，因此最为危险。虽然现在过空巷普遍采取调斜工作面快速推进，但效果却有好有坏，有的空巷在不支护的情况下矿压显现也不明显，而有的空巷在锚杆、锚网和单体联合支护下也出现片帮冒顶情况，其主要原因是对空巷上方顶板结构研究不足及由此形成的矿压规律不明，不能针对性地找到一套安全可靠的工艺措施[1-5]。

因此本文通过构建空巷顶板结构力学模型，分析影响空巷顶板稳定性的几个关键因素，特别是基本顶断裂线位置、采空区充填情况、空巷宽度和支护情况对空巷顶板稳定的影响，并采取3dec离散元数值模拟软件分析过空巷时顶板矿压规律及覆岩变形破坏特征，基于以上研究设计神府矿区某矿12103工作面过空巷方案。

1 空巷顶板结构特征分析

根据文献[6-7]可知，工作面在回采过程中基本顶会超前工作面煤壁断裂，断裂后的岩块与垮落的岩块铰接形成“砌体梁”结构，当工作面推进到铰接点下方时该结构容易发生滑落失稳或回转失稳，由此会导致台阶下沉或切顶事故，而当工作面存在空巷时，根据基本顶断裂线和空巷的相对位置关系可将其分为两种情况，一是断裂线位于煤壁上方，见图1(a)；二是断裂线位于空巷上方，见图1(b)，当基本顶断裂线位于空巷上方时，岩块铰接点下方无煤柱支撑，此情况下铰接岩块极易发生滑落失稳，因此以下对该情况下的顶板特征进行力学分析。

图1 空巷顶板破断类型

2 基本顶断裂线位于空巷上方时的力学分析

从图1(b)可以看出，岩块A和岩块B“铰接结构”的稳定性决定着工作面顶板矿压的大小，是关键块体，因此主要对岩块A和岩块B进行力学分析。岩块A和岩块B的长度L为基本顶周期来压步距，P1和P2为块体承受的载荷，θ1为岩块A的转角，θ2为岩块B的转角，T为铰接点的水平力，Q为铰接点的摩擦力，W1为岩块A在采空区的下沉量，W2为岩块B在采空区的下沉量，h为基本顶厚度，x为空巷宽度，R1为支架支撑力，R2为块体受到矸石的支撑力(图2)。

图2 空巷顶板结构力学分析

根据岩块回转的几何接触关系，岩块端角挤压接触面高度近似为[8]：

a=0.5(h-Lsinθ1)

(1)

鉴于岩块间是塑性铰接关系，图2水平力T作用点可取0.5a。

取A点力矩MA=0，并近似认为R2=P2，可得：

Q(Lcosθ1+hsinθ1+L)-P1(0.5Lcosθ1+hsinθ1)+T(h-a-W2)+R1X=0

(2)

由几何关系可得：

W1=Lsinθ1

(3)

W2=L(sinθ1+sinθ2)

(4)

根据文献[8]，sinθ1=4sinθ2

(5)

Q=Ttanφ，tanφ=0.5

(6)

取竖直方向的合力为0，可得：

2Q+R2=P1

(7)

将式(3)、(4)、(5)、(6)、(7)代入到式(2)中可得：

R1=P1[ (L-hsinθ1+h)-1.5Lsinθ1]/

(Lcosθ1+hsinθ1+L+h-1.5Lsinθ1-2X)

(8)

从式(8)中可以直接看出，空巷宽度X与支架所需支撑力成反比，空巷越宽，支架需要提供的支撑力越大，上覆载荷P1与支架所需支撑力成正比，而周期来压步距L、基本顶厚度h和支架所需支撑力的关系不能直观看出。

现采用单一元素分析法，分别分析以上3个因素对过空巷时支架所需提供支撑力的影响。根据实践经验可知：周期来压步距L一般在15～30m之间，基本顶厚度h在5～25m之间，空巷宽度一般在3～10m之间，岩块角度θ1在1～5°之间。

2.1 空巷宽度对过空巷的影响

取基本顶周期来压步距为25m，基本顶厚度为10m，岩块转角为3°，当空巷宽度分别从3m到9m取值时，支架所需提供支撑力从0.62P1提高到0.8P1(图3)，空巷宽度越大，过空巷时顶板稳定性越差。

图3 空巷宽度对过空巷时顶板稳定性的影响

2.2 基本顶厚度对过空巷的影响

取周期来压步距为25m，岩块转角为3°，空巷宽度为6m，当基本顶厚度从5m增加到19m时，支架所需提供支撑力从0.67P1缓慢提高到0.73P1(图4)，可以看出基本顶厚度对过空巷顶板稳定性影响较小。

图4 基本顶厚度对过空巷时顶板稳定性的影响

2.3 周期来压步距对过空巷的影响

取基本顶厚度为10m，岩块转角为3°，空巷宽度为6m，当周期来压步距从15m逐步增加到30m时，支架所需支撑力从0.85P1下降到0.65P1(图5)，可以看出周期来压步距越长，过空巷时风险越小。

图5 周期来压步距对过空巷时顶板稳定性的影响

3 过空巷安全性分析

3.1 空巷工作面概况

神府矿区某矿12103综采工作面，走向1200m，倾向250m，距切眼150m处存在一个平行切眼的空巷，空巷尺寸为5m×3m，采用直径18mm，长度为2.2m的锚杆支护；工作面采用ZY10000kN液压支架支护顶板，支架高度2～4m，全垮落法管理顶板；12103煤层厚度3m，坚固性系数f=1.2，埋深180m，直接顶为6m的砂质泥岩，基本顶厚度为8m的细粒砂岩；基本顶周期来压步距为23m。

3.2 过空巷安全性分析

根据直接顶厚度H=6m，采高m=3m，基本顶来压步距L=23m，岩石碎涨系数Kp=1.3，可得岩块转角θ1=arcsin[(m-(Kp-1)H)/L]=3°

将上述参数代入公式(8)可得：

R1=0.62P1

根据组合梁理论可知基本顶及载荷层重量P1=5857.6kN/m

R1=0.62P1=3631.7kN/m

支架工作阻力p应为：

p=(R1+rHc)b

式中，b为支架宽度，1.75m；r为直接顶岩石容重，21.2kN/m3；c为支架顶梁长度，5.5m。

p=7579.8kN<10000kN

根据上述分析可知，支架额定工作阻力10000kN大于过空巷时所需的支撑力，因此只要保证支架良好工作状态，过空巷时基本顶不会发生台阶下沉或切顶事故。

4 结 论

(1)基本顶断裂位置是影响空巷顶板稳定性的关键因素，当基本顶断裂线处于空巷上方时，顶板铰接结构最易失稳，容易导致切顶或台阶下沉。

(2)空巷宽度和顶板稳定性成反比，基本顶周期来压步距和顶板稳定性成正比，基本顶厚度对顶板稳定性的影响较小。

(3)定量分析了过空巷基本顶稳定性和支架工作阻力的关系，可以得出过空巷时保持顶板稳定所需支架工作阻力，理论上解决了工作面过空巷的技术难题。

[1]刘 畅，弓培林，王 开，等.复采工作面过空巷顶板稳定性[J].煤炭学报，2015，40(2)：314-322.

[2]张自政，柏建彪，韩志婷，等.空巷顶板稳定性力学分析及充填技术研究[J].采矿与安全工程学报，2013，30(2)：194-198.

[3]李 鑫，苏 海，李宗涛，等.煤柱回收工作面过空巷技术[J].煤炭科学技术，2012，40(2)：45-49.

[4]柏建彪，侯朝炯.空巷顶板稳定性原理及支护技术研究[J].煤炭学报，2005，30(1)：8-11.

[5]周海丰.大采高工作面过大断面空巷切顶机理及控制技术[J].煤炭科学技术，2014，42(2)：120-123.

[6]黄庆享.浅埋煤层长壁开采顶板结构及岩层控制研究[M].徐州：中国矿业大学出版社，2000.

[7]钱鸣高，石平五，许家林.矿山压力与岩层控制[M].北京：煤炭工业出版社，2010.

[8]钱鸣高，张顶立，黎良杰，等.砌体梁的”S-R”稳定及其应用[J].矿山压力与顶板管理，1994(3)：6-11.

[9]钱鸣高，朱德仁，王作棠.老顶岩层断裂形式及对工作面来压的影响[J].中国矿业学院学报，1986(2)：12-21.

[10]谢生荣，李世俊，魏 臻，等.综放工作面过空巷时支架-围岩稳定性控制[J].煤炭学报，2015，40(3)：502-508.

[责任编辑：潘俊锋]

云南省政府召开煤矿安全生产集体约谈会

近日，云南省政府召开煤矿安全生产集体约谈会议，深刻分析当前煤矿安全生产工作中存在的突出问题，强调全面落实企业主体责任、地方属地管理责任、部门监管责任，扎实做好煤矿安全生产工作，坚决遏制重特大事故，为党的十九大胜利召开营造稳定的安全环境。

约谈会上，副省长董华代表省政府对近期发生煤矿安全事故、隐患突出的重点产煤州市县政府和企业负责人进行了约谈。被约谈对象深入分析问题原因，并提出了整改措施。董华要求，各级各部门要认清当前煤矿事故抬头、违法违规行为较突出、责任不落实、隐患排查治理不到位的严峻形势，始终紧绷煤矿安全生产这根弦，提高政治站位，切实履行职责，确保全省煤矿安全生产形势持续稳定好转。

摘自：《煤炭信息》周刊2017.9.21

AnalysisofStabilityFactorsandAbandonedRoadwayRoofStructureCharacters

ZHANG Liang1,2，QU Qiu-yang1,2，XIE Xing-zhi1,2

(1.Mining Institute，China Coal Research Institute，Beijing 100013，China；2.Coal Mining & Designing Department，Tiandi Science & Technology Co.，Ltd.，Beijing 100013，China)

Fully mechanized working face pass abandoned roadway was difficulty technology problem that influence safety and high effective mining，then roof mechanized model during pass abandoned roadway was built，then the influence factors to roof stability were analyzed，which included main roof broken position，periodic weighting distance，main roof thickness and abandoned roadway width and so on，the results showed that it was unsafe as main roof broken line located above abandoned roadway,then the working resistance of support that pass abandoned roadway safety was put forward，the abandoned roadway width and roof stability presented as inverse ratio，the periodic weighting distance and roof stability presented as directly ratio，the influence that main roof thickness to roof stability was small.

pass abandoned roadway，roof broken characters；stability elements

TD327.2

A

1006-6225(2017)05-0086-03

2017-05-27

10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2017.05.022

国家青年科学基金：黄陇侏罗纪煤田松软富水顶板灾变机理研究(51504136)

张 亮(1987-)，男，河北邯郸人，硕士，助理工程师，主要研究方向矿山压力与岩层控制。

张 亮，曲秋扬，解兴智.空巷顶板结构特征及稳定性因素分析[J].煤矿开采，2017，22(5)：86-88.