近距离采空区下大倾角俯伪斜工作面矿压显现特征研究

肖家平，刘 帅，池小楼

(1.淮南职业技术学院，安徽 淮南 232001；2.东北大学 资源与土木工程学院，辽宁 沈阳 110819；3.安徽理工大学 深部煤矿采动响应与灾害防控国家重点实验室，安徽 淮南 232001)

大倾角煤层开采多布置为俯伪斜工作面，较真倾斜工作面布置有着顶板控制简单等特点[1，2]，同时利于大倾角工作面支架-围岩稳定性及支架防倒防滑控制[3]。在大倾角俯伪斜工作面回采中，近距离煤层的开采占有一定比重，回采过程中由上采空区支承压力叠加诱发的大倾角工作面支架-围岩系统失稳问题突出。现有研究表明：在近水平及缓倾斜煤层，两煤层的合理错距、巷道位置及顶板垂直应力的对称分布是近距离煤层开采的主要影响因素[4-8]。而在大倾角条件下，上煤层回采后采空区两侧煤柱支承压力具有非对称性，引起下煤层回采煤壁前方支承压力沿工作面倾向的不同，进而引起支架工作阻力的差异性，具体表现为大倾角煤层受采空区及采动应力影响与缓倾斜不同及顶板运移规律对岩层控制方式的差异[9-13]。特别对大倾角俯伪斜开采时下煤层相对采空区位置的变化，不同回采阶段受到上采空区支承压力不同，矿压显现更加凸显。针对上述问题，本文以淮南潘北矿12124大倾角俯伪斜工作面为工程背景，对上煤层采空区两侧煤柱支承压力分布规律、上煤层采空区对下煤层工作面不同区域影响规律、下煤层采动应力及上采空区支承压力相互叠加进行了力学与理论分析，结合数值模拟探讨了俯伪斜工作面回采过程中围岩力学特征，获得了俯伪斜开采阶段的应力状况，并针对顶板运移特征结合现场实测分析了工作面来压步距及来压强度，提出了工作面矿压综合防控措施。

1 矿井概况

12124工作面位于西翼采区，开采煤层为4煤，厚度为1.1～4.4m，平均厚度为3.8m，平均倾角为30°，上伏19.6m为5煤采空区，属于近距离煤层群开采。俯伪斜初采上风巷埋深为400m，下机巷埋深为470m，属于大倾角厚煤层，工作面走向长884m，倾向长140m，采用俯伪斜采煤法，伪斜角度25°，综合机械化采煤，一次采全高，全部垮落法管理顶板。

2 下煤层应力集中系数确定

大倾角俯伪斜工作面开采第一个阶段为俯伪斜开采初期，即工作面中上部位于采空区上部煤柱范围内，该部分处于应力集中区，而工作面中下部位于采空区正下方，该部分区域处于卸压区；由于俯伪斜工作面与采空区交叉布置，第二阶段为随着俯伪斜开采工作的不断进行，工作面逐渐从采空区底板的中上部向采空区底板的中下部推进时，工作面中上部逐渐回采步入采空区正下方，而工作面中下部逐渐走出采空区正下方，进入采空区下方的煤柱内，如图1所示。

图1 工作面不同区域位置图

图2 不同阶段工作面支承压力分布模型

式中，σt为煤柱极限强度，σt=2.729(ηR0)0.729；η为煤岩软化系数；R0为煤体单向抗压强度，MPa；x1、x2分别为采空区上、下侧至煤柱极限强度处距离，m；M为采高，m；λ0为极限强度所在面侧压系数，λ0=μ/(1-μ)，其中，μ为泊松比；φ为5煤与顶底板接触处内摩擦角，(°)；α为煤层倾角，(°)；C0为5煤与底板接触处粘聚力，MPa；γ为5煤平均体积力，MPa；Px为巷道支护对煤壁沿煤层倾向的约束力，MPa。

煤岩物理力学参数见表1，将表1中数据代入式(1)得到：上下侧煤柱应力峰值距巷帮距离分别为1.51m、1.49m。

表1 煤岩物理力学参数

5煤回采完成后采空区上下侧巷道U型棚撤除，导致煤柱支撑作用失效而围岩松动破坏，进而煤柱应力往煤柱深部转移，同时由于煤柱埋深不同，此时采空区两侧煤柱的破坏范围为x=kixi，(k为支承压力相对系数，i=1，2)可得采空区上下部煤柱应力峰值距巷帮4.53m、2.98m。俯伪斜工作面初采阶段位于采空区上煤柱下的长度为60m，此时有俯伪斜工作面AB段处于原岩应力场下，未受到上煤柱应力集中影响，BC段与CD段处于应力集中区下，DE段为卸压区下；当俯伪斜正常回采到第二阶段时，即工作面位于下煤柱下长度为100m，此时有俯伪斜工作面A′B′段处于原岩应力场下，B′C′段与C′D′段处于应力集中区下，D′E′段为采空区下。

3 支承压力对下煤层开采影响分析

3.1 支承压力峰值点确定

大倾角煤层开采后，煤壁前方出现支承应力集中，为求支承压力作用范围，其计算公式为[15]：

式中，E为峰值点位置，m；G为弹性区宽度，m；f为煤层与顶底板摩擦因数，f=sinφ/4=0.175；p为护帮板对煤壁的支护阻力，取p=0MPa；Ki为工作面各区域应力集中系数；Hi为各集中系数所在区域的埋深，m；β为侧压系数。

为研究大倾角俯伪斜工作面在采空区下支承应力的动态变化。现以初采时俯伪斜工作面距上采空区上煤柱60m处点作为研究点，对该研究对象在A点、B点、C点、D点、E点、E′点、D′点、C′点、B′点、A′点的支承压力变化。将其相关参数值代入式(2)得到支承压力作用煤壁前方范围，如图3所示。

图3 煤壁前方支承压力作用范围

由图3可知，第二阶段 (A′E′段)煤壁支承压力作用范围总体大于第一阶段(AB段)作用范围；对于DD′段工作面处于上采空区卸压区下，煤壁支承压力作用范围较其他区域减小；工作面回采过程中受到了上采空区上下侧煤柱内支承压力峰值作用，出现煤壁前方作用范围增大现象，最大点在采空区下煤柱支承压力峰值点处，达到21.25m；由于埋深不同，回采过程中采空区煤柱原岩应力场下部A′B′段支承应力大于AB段；同时反映出由于上煤层回采完毕，采空区应力释放，导致下煤层煤壁前方支承压力远远低于原岩应力，具体为：工作面中上部支承压力最大，上部次之，下部最小；对于第一阶段回采煤壁前方支承应力最大出现在工作面中上部(倾向-5m处)，第二阶段回采煤壁前方支承应力最大出现在工作面偏上部(倾向133m处)；工作面回采煤壁前方支承压力呈“马鞍型”特征。

3.2 数值模拟分析

FLAC数值模拟结果如图4所示。俯伪斜开采初期，由于受到采空区的影响，整个4煤应力场呈现“鞍型”特征，随着工作面的不断回采推进，俯伪斜工作面煤壁前方顶板的应力特征曲线逐渐呈现上小下大的“鞍型”特征，且越来越明显。将逐渐出现工作面上风巷支护容易，而工作面下巷支护难度，同时工作面中下部煤层的开采难度加大。

图4 垂直应力曲线

4 顶板运移特征

4.1 顶板运移影响因素

已有结果表明，大倾角煤层回采后顶板围岩空间结构具有非对称性特征，从而导致工作面支护系统失稳，具体表现为液压支架的倾倒下滑[16]。因此研究大倾角顶板运移规律以支架工作阻力的变化为标准。现从采高、埋深、倾角3个影响因素来对顶板运移进行确定。

该工作面采高为1.1～4.4m，平均为3.8m；埋深平均为475m，根据已有研究成果可知，预测工作面初次来压步距17～60m，周期来压步距Lz=7～13m。对于大倾角俯伪斜工作面，随着煤层倾角的增大周期来压步距逐渐减小，取煤层倾角对来压步距的影响系数为-0.2[17]，则周期来压步距为5.6～10.4m。

4.2 顶板来压步距理论分析

4.2.1 顶板厚度确定

为确定顶板厚度，采用“考虑岩梁本身沉降”计算顶板岩层厚度[18]，计算式为：

式中，HD为顶板厚度，m；SA为岩层沉降值，SA=0.2M；KA为冒落系数，取1.20～1.25。

代入工作面具体参数得HD=12.2～15.2m，为采高的3.2～4.0倍。根据钻孔可知，顶板总厚度为13.7m，为采高的3.6倍。

根据现场钻孔实测得到煤层上部5.8m厚为粉砂岩构成了直接顶，采用垮落法管理采空区，直接顶不能全部充填，基本顶冒落，其厚度为7.9m，上覆岩层将以传递岩梁结构运动。

4.2.2 来压步距确定

岩梁周期来压步距[18]计算式为：

式中，Lz为岩层周期来压步距，m；HK为岩层厚度，m；[σ]为抗拉强度，MPa。

把具体数值代入式(4)得到顶板周期来压步距12.8m，根据上述煤层倾角对来压步距的影响系数可知，顶板周期来压步距为10.2m。与上述顶板运移影响因素分析结果(5.6～10.4m)相比超出2%，说明理论分析结果有较好的准确性。

4.2.3 悬顶系数确定

悬顶系数fa的计算公式[18]为：

式中，LO为工作面控顶距，m；Ls为悬顶距，m。

各岩层运动参数见表2。

表2 岩层运动参数

4.3 顶板来压强度分析

顶板来压强度大小是支架选型的决定因素。因此本文主要对工作面正常回采期间顶板来压强度P1[18]进行理论分析预测。

顶板来压强度主要包括顶板压力(工作面来压前压力)及周期运动产生的压力，计算式为：

式中，J为顶板岩重分配参数，取J=3。

由于理论计算中忽略了倾角对顶板压力的影响，因此为保障工作面生产安全，取P1=0.77+0.77×0.3=1.0MPa。

4.4 顶板来压现场实测分析

该工作面为大倾角俯伪斜工作面，由于顶板围岩的非对称性，在工作面上中下区域的来压步距也存在一些差异。为进一步分析顶板周期断裂规律，分别从工作面上部、中部、下部取4个具有代表性支架(20#、40#、60#、80#)的KJ345-F2矿用本安型压力表的读数进行分析。

观测期间共经历了6～7次周期来压，且上风巷退尺为500.5～550.8m，下机巷退尺为453～496.9m。工作面顶板来压特征见表3。由表3可知，整个俯伪斜工作面初采时期支架工作阻力及初撑力较小，随着工作面的推进支架工作阻力周期变化，即基本顶的周期来压步距平均为7.44m、8.44m、8.91m、9.54m。大倾角俯伪斜工作面上中下区域顶板周期来压步距全部位于5.6～10.4m范围内，进一步佐证了理论计算的准确性。

根据表3可反映出工作面回采受到上采空区应力集中影响较大，引起顶板破碎滑移，支架工作阻力增大。具体表现出工作面80#支架工作阻力最大，20#支架工作阻力最小，这是由于俯伪斜工作面中上部位于采空区煤柱下，应力集中程度较大，而下部位于采空区卸压区内引起。这与前述支承压力的理论分析相一致。

表3 工作面顶板来压特征

4.5 工作面顶板压力控制措施

上述分析了采空区下煤层回采支承压力分布情况以及顶板运移规律，得到俯伪斜顶板破碎严重以及顶板来压为1.0MPa。为控制俯伪斜工作面顶板破碎、采空区煤柱支承压力、顶板压力以及充分发挥周期来压阶段支架的阻力问题，选取ZZ7200-22/45综采液压支架(支架可支撑顶板来压1.2MPa)，并配套使用MG500/1130-WD采煤机、SGZ800/1050刮板输送机，对顶板采用铺设金属网、增设单体液压支柱等技术措施以加强应力集中区和顶板破碎问题。直至俯伪斜回采完成，没有发生顶板冒落等事故，取得了较好的经济效益。

5 结 论

1)上煤层回采后，建立了不同回采阶段工作面支承压力分布模型，并根据现场实测及理论分析得到下煤层俯伪斜回采不同区域的应力集中系数。

2)为分析上采空区及煤柱作用下工作面煤壁前方支承压力影响，通过理论分析得到工作面回采中支承压力对煤壁的作用呈现出第二阶段大于第一阶段的特点，同时呈现“马鞍型”特征；数值模拟显示，受到采空区的影响，整个4煤应力场呈现“鞍型”特征，同时工作面中上部位于采空区煤柱下，应力集中程度较大，应力峰值较高，而下部位于采空区卸压区内，应力峰值较低，但随着俯伪斜开采，中上部将逐渐进入采空区卸压区内，应力峰值逐渐降低。

3)通过理论计算及现场观测分析得到，工作面周期来压步距及顶板来压强度；同时分析现场数据得到，工作面自下而上支架工作阻力逐渐增大，这与上述支承压力分析结果一致。工作面自下而上来压步距为7.44～9.58m；循环末最大工作阻力为6876kN，为额定工作阻力的95.5%；动载系数1.22～1.38。

4)通过选用合理的三机配套设备、顶板铺设金属网、在应力集中区增设单体液压支柱等技术措施，提高了顶板整体稳定性，保证了俯伪斜工作面的安全回采。