工作面过空巷超前支承应力分布与煤柱稳定性研究

2022-02-24王学坤

煤矿安全 2022年2期

王学坤

（晋能控股煤业集团马道头煤业有限公司，山西大同 037003）

矿井生产期间，如工作面前方存在之前小煤窑开采或者为矿井早期服务所遗留的废弃空巷时，随着工作面的回采推进，工作面与废弃空巷之间的遗留煤柱宽度也随之递减，必然存在某一临界宽度值，将会导致遗留煤柱屈服失稳而破坏，进而对工作面的安全高效开采带来隐患[1]。相关文献对类似事故的研究诸多，结果指明遗留煤柱失稳破坏将会进一步增大工作面前方的悬顶面积，导致工作面液压支架因控顶范围过大而引发严重的来压事故[2-4]。现有文献针对工作面顶板超前破断的成因机制以及顶板破断后的灾变演化规律进行了一定程度的研究，对于此类情况下顶板诱发来压事故的防治有着积极的指导意义[5-6]。

超前支承应力为工作面回采过程中地应力为达到新的应力平衡状态而调整的结果，研究超前煤柱体支承应力分布规律对于确定煤柱体屈服临界宽度以及巷道超前支护距离等具有重要的研究意义[7-8]。目前针对工作面回采过空巷期间超前支承应力分布的理论分析和研究较少，由于空巷周围也存在地应力重新分布的情况，因此当工作面过空巷时超前支承应力将存在不同于以往的分布特点；特别是当工作面回采至空巷附近时，叠加支承应力作用下极易导致煤柱体屈服失稳而诱发煤岩动力灾害[9-10]，对工作面的安全高效开采带来严重隐患。为此，通过理论分析与数值模拟相结合的研究思路，分析了遗留煤柱宽度与超前支承应力之间的演变规律，确定需要对遗留煤柱采区防范措施的临界宽度值，进而为工作面过空巷时维护煤柱体稳定性的应用提供指导。

1 工程地质概况

山西大同某煤矿在开采井田内的北翼采区时，由于之前小煤窑的开采，在北翼采区内遗留有多条空巷，这些遗留空巷的存在，对于北翼采区内工作面的开采造成了阻碍与困扰。以北翼采区内的1303 工作面为工程地质背景，其北侧为1305 采空区，南侧为未掘进的1301 工作面，东侧为实体煤，西侧为多条煤层上山大巷。1303 工作面主采1#煤层，平均厚度为4.0 m，煤层平均倾角为6°，采用综采放顶煤的开采方式。1303 工作面回采期间，将会面临依次横向通过各条空巷（各条空巷之间的间距在60～70 m之间），因此有必要针对工作面过空巷期间的矿压显现规律进行研究。关于1303 工作面与空巷之间的平面位置关系如图1。

图1 1303 工作面与空巷的平面位置示意图Fig.1 Plane position diagram of 1303 working face and abandon roadways

2 工作面过空巷矿压显现分析

当1303 工作面回采至空巷附近时，由于空巷煤帮与工作面煤壁之间的超前煤柱体尺寸较小，较小的煤柱体对于顶板的支承作用大幅度降低，且其会因为屈服作用而发生失稳，导致顶板因悬露面积过大而发生超前破断与失稳，进而导致工作面液压支架工作阻力急剧增大而发生压架事故。关于顶板超前破断与失稳的简化模型如图2。

图2 1303 工作面顶板超前破断与失稳简化模型Fig.2 Simplified model of advanced roof breaking and instability in 1303 working face

由图2 可知，破断后的顶板岩梁体与前方的顶板铰接点因为挤压失稳而导致顶板岩梁体发生回转或滑移失稳，失稳后的顶板岩梁体将会对下方超前煤柱体和工作面液压支架造成瞬间的高压力值，这一动态过程将会导致超前煤柱体有屈服状态瞬间失稳破坏，且工作面液压支架被大面积压坏，矿压显现十分剧烈。

可见，通过对工作面过空巷期间的矿压显现规律分析可知，当工作面推进至空巷附近时，有必要采区一系列的防护措施，避免剧烈矿压显现的发生。

2.1 远离空巷区超前支承应力分布分析

1303 工作面回采期间，当其未回采至空巷区影响范围内时，对工作面前方的超前支承应力进行理论分析研究。建立此种条件下工作面超前支承应力分布规律的力学模型[11-13]，1303 工作面超前支承应力分布如图3。根据图3 超前支承应力力学模型，分别在塑性区（I）内截取一微小单元体A，在弹性区应力增高部分（II）内截取另一微小单元体B，分别对其进行受力分析。微小单元体A 和B 受力力学模型如图4。

图3 1303 工作面超前支承应力分布（远离空巷区）Fig.3 Distribution of advance support stress in 1303 working face（far away from abandon roadways）

由图4（a）可知，弹性区内的煤柱微小单元体A在水平方向上受力满足如下公式：

图4 煤柱微小单元体受力分析Fig.4 Stress analysis of coal pillar micro unit

式中：σx为沿x 轴方向应力，MPa；σy为沿y 轴方向应力，MPa；f 为煤岩层之间的摩擦系数；h 为煤层开采高度，m；

将垂直应力σy和水平应力σx分别近似看作最大主应力和最小主应力，则基于极限平衡区摩尔-库伦强度准则[14-15]可知：

且在弹性区内沿x 轴方向应力σx与沿y 轴方向应力σy之间满足如下关系式：

基于上述对于1303 工作面未回采至空巷区影响范围内时的超前支承应力分析可知，超前支承应力在塑性区（I）内呈“正指数”曲线分布，而在弹性区应力增高部分（II）内呈“负指数”曲线分布。超前支承应力峰值应力值可由式（3）计算得到，塑性区（I）宽度可由式（4）计算得到，整个超前支承应力影响范围可由式（8）计算得到。

根据1303 工作面现场工程地质调研情况及实验室测试结果可知：h=4.2 m，H=320 m，φ=23°，ρ=2.5 t/m3，f=0.2，λ=0.3，k=2.5。将这些参数代入式（4）和式（8）可计算得塑性区（I）宽度为5.6 m，整个超前支承应力影响范围为39.2 m。

2.2 邻近空巷区超前支承应力分布分析

空巷两侧支承应力分布曲线如图5。

图5 空巷两侧支承应力分布Fig.5 Support stress distribution on both sides of abandon roadway

同理，基于式（4）和式（8）可计算得出巷道两帮侧的塑性区宽度x1a为2.5 m，整个侧向支承应力影响区宽度x2a为9.6 m。由此可知，当工作面煤壁距离空巷距离L＞x2+x2a=48.8 m 时，空巷与1303 回采工作面之间相互不影响。当工作面煤壁距离空巷距离L＜48.8 m 时，工作面超前支承应力将于空巷侧向支承应力出现重叠现象，此时叠加应力将会进一步增大，空巷与工作面支承应力叠加分布如图6（图中叠加后支承应力曲线仅为示意情况）。

图6 空巷与工作面支承应力叠加分布Fig.6 Superimposed distribution of support stress between abandon roadway and working face

随着1303 工作面进一步回采推进，当工作面煤壁距离空巷的距离L＜x1+x1a=8.1 m 时，工作面与空巷之间的煤柱体处于完全塑性状态，为完全屈服煤柱体。此时支承应力将会向工作面前方更远处的实体煤中转移，因此有必要在工作面煤壁距离空巷距离L＞8.1 m 时及时采取补强加固措施来预防煤岩动力灾害的发生。

3 数值模拟分析

3.1 三维模型的建立

根据1303 工作面的工程地质条件，采用FLAC3D数值模拟软件[16-17]建立长×宽×高=300 m×200 m×100 m 的三维模型。模型采用位移边界法在模型侧面限制其水平运动，且施加梯度水平应力。模型的底面被限制水平和垂直位移，模型的顶面施加相当于覆岩质量的有效应力，考虑到模型上表面平均埋深为300 m，施加于模型上表面的均布载荷大小为7.5 MPa。所建模型煤岩层采用摩尔-库伦本构模型，三维模型网格划分如图7，模型中煤岩层物理力学参数见表1。

表1 底板岩层物理力学参数Table 1 Physical and mechanical parameters of floor

图7 FLAC3D 三维数值模型Fig.7 Three dimensional numerical model of FLAC3D

3.2 开挖过程数值模拟

根据现场调研情况得知空巷断面尺寸大致为宽×高=4.5 m×4.0 m，基于此，首先在三维模型中开挖空巷并模拟运算直至应力平衡状态，其次对1303工作面进行回采推进模拟。当工作面煤壁距离空巷距离20 m＜L≤80 m 时，工作面每次回采推进10 m进行模拟，并对垂直应力进行监测；当工作面煤壁距离空巷距离0 m≤L＜20 m 时，工作面每次回采推进5 m 进行模拟，并对垂直应力进行监测。

3.3 数值模拟结果分析

当1303 工作面煤壁距离空巷距离L 为70、50、30、20、10、5 m 时，相关参数统计分析结果见表2，数值模拟结果的支承应力云图如图8，支承应力分布曲线如图9。

图8 不同L 时支承应力云图Fig.8 Support stress diagrams under different L values

图9 不同L 时支承应力分布曲线Fig.9 Support stress distribution curves under different L values

表2 不同L 时支承应力特征Table 2 Characteristics of support stress under different L values

结合图8、图9 以及表2 可知：当L=70 m 时支承应力的峰值应力为18.09 MPa，煤壁应力集中系数为2.26（应力集中系数为峰值应力与原岩应力的比值），峰值点与煤壁水平间距为5 m，煤壁超前支承应力影响范围为40.1 m，此时空巷不受煤壁超前支承应力影响，空巷两侧支承应力基本保持不变，其侧向支承应力影响范围为10.2 m，当工作面煤壁与空巷之间煤柱体宽度L＞40.1+10.2=50.3 m 时，空巷与1303 回采工作面之间相互不影响；当L=50 m 时支承应力的峰值应力为18.99 MPa，煤壁应力集中系数为2.37，峰值点与煤壁水平间距为5～6 m，较L=70 m 时支承应力峰值有所增加，且峰值点向前移进0～1 m，说明此时煤壁超前支承应力与空巷两侧支承应力开始出现应力叠加的现象；当L=30 m 时支承应力的峰值应力为20.33 MPa，煤壁应力集中系数为2.54，峰值点与煤壁水平间距为5～6 m，较L=50 m 时支承应力峰值继续增加，说明此时煤壁超前支承应力与空巷两侧支承应力进一步叠加；当L=20 m 时支承应力的峰值应力为23.25 MPa，煤壁应力集中系数为2.91，峰值点与煤壁水平间距为5～6 m，较L=30 m 时支承应力峰值急剧增加，说明此时煤壁超前支承应力与空巷两侧支承应力显著叠加；当L=10 m 时支承应力的峰值应力为25.75 MPa，煤壁应力集中系数为3.22，峰值点与煤壁水平间距为

5 m，较L=20 m 时支承应力峰值达到最大值，说明此时10 m 宽的煤柱体已经达到其临界屈服状态；当L=5 m 时支承应力的峰值应力急剧减小为15.91 MPa，且煤壁应力集中系数也由3.22 急降为1.98，此时空巷外帮侧支承应力峰值增大至22.38 MPa，应力集中系数为2.8，这表明5 m 宽的煤柱体已经处于完全屈服状态（仅存在一定程度的残余强度），无法承载叠加支承应力的作用，叠加支承应力将由空巷外帮侧的实体煤承载。可见，当煤柱体宽度L＜10 m 时，需及时对煤柱体进行加固措施，且回采工作面也需进一步加强防护，以防止后续工作面过空巷期间由于煤柱体的失稳而造成工作面大面积损毁。

4 煤柱体强度分析

当1303 工作面与空巷之间的距离L 较小时，它们之间的煤体可以视为宽度为L 的煤柱体。由之前分析可知，随着煤柱体宽度L 的减小，煤柱体内的叠加支承应力将会出现先增大后减小的变化规律，且煤柱体自身强度也会随宽度L 的减小而下降。

根据Bienawski 研究[18-19]可知，煤柱体强度经验公式为：

式中：R 为煤柱体的强度，MPa；Rc为煤单轴抗压强度，取值14.7 MPa（实验室标准煤样测试结果）；L 为煤柱体宽度，m；h 为工作面开采高度，m。

基于式（9），可以计算出不同煤柱体宽度L 时对应的煤柱体强度值，进而可以得到煤柱体强度、煤柱体内叠加支承应力峰值和应力集中系数的对应关系，不同L 时应力峰值和煤柱体强度值见表3，不同L 时峰值应力和煤柱体强度变化规律如图10。

表3 不同L 时应力峰值和煤柱体强度值Table 3 Stress peak value and coal pillar strength value at different L values

图10 不同L 时峰值应力和煤柱体强度变化规律Fig.10 Variation law of peak stress and coal pillar strength at different L values

结合图10 以及表3 可知，①煤柱体自身强度随着煤柱体宽度L 呈线性变化，煤柱体内叠加支承应力峰值应力及应力集中系数随着煤柱体宽度L 减小呈先增加后减小的变化趋势；②当煤柱体宽度L=10 m 时，煤柱体内峰值应力和应力集中系数达到最大值，随着煤柱宽度进一步减小（L＜10 m），峰值应力急剧减小；③当煤柱宽度L＜10 m 时，煤柱体内叠加支承应力峰值应力将会大于煤柱体自身强度值，此时煤柱体将会发生屈服而不稳定，需对工作面煤壁和顶板范围以及两侧平巷超前段进行额外的支护和加固措施，来防止煤岩动力灾害和促使工作面安全高效回采过空巷[20-21]。