崔礼韬

（山西长治经坊煤业公司，山西 长治 047100）

1 研究背景

山西长治经坊煤业公司3-边角05工作面（边角煤开采工作面）现开采3#煤层，该面设计可采长度为670m，切眼长度为168m，平均采高为2.2m，工作面采用走向长壁后退式综合机械化放顶工艺回采，全部垮落法管理顶板。采用ZF2600/16/24B型液压支架支撑顶板，共安装114架支架。由于边角工作面回采时没有工作面了，而回风巷道和轨道巷留的回采煤柱比较宽，具备开采条件，故回采过程连同回风巷和轨道巷的部分回采煤柱一同开采，所以支架要过回风巷与轨道巷，工作面布置如图1所示，其中26、27、28号架过轨道大巷，56、57、58号架过回风大巷。采煤机型号为6MG200-W型；工作面采用SGZ-630/2×110型可弯曲刮板运输机；运输顺槽为原五采区皮带运输大巷，布置一部SZB-730/75型转载机和DSJ-800/2×*55皮带输送机运煤。

该工作面推进过程已通过一个正断层和向斜复合地质构造，2018年5月20日，正常推进时，监测数据显示顶板周期来压持续的时间和持续距离变长，顶板开始出现缓慢的下沉，之后下沉量逐渐增大，且下沉速度变快。由地勘报告可知：工作面推进过程中会通过两条与该工作面分别平交和半立交的废弃空巷，此时遇到的空巷为与之平交的空巷，通过此空巷后200m将再通过一条与之半立交的空巷。本文通过数值模拟分析方法,将对安全、快速通过该多空间关系空巷的相关问题进行研究。

图1 工作面布置图

2 数值模拟分析

为了保证工作面顺利通过与之平交和半立交的空巷，采用FLAC3D数值模拟软件的方式对该工作面过空巷的岩层力学性质进行研究，对工作面推进至空巷前15m、12.5m、10m、7.5m以及5m和2.5m时,空巷顶板及围岩的应力变化及塑性变形区域的变化进行研究。

2.1 模型建立

根据工作面的煤岩层力学特性（见表1），设置模型的长度为318m，宽度为200m，高度为80m，模型划分299200个单元，累计412620节点，由下至上依次为底板、煤层、直接顶、上覆岩层，上覆岩层的力为均布荷载，侧压系数设定为1，根据煤岩层力学特性设置为4.02MPa。建立库伦摩尔本构模型，将x轴方向定为工作面推进方向，根据经验，切眼处向前推进30m时顶板力学状态会达到一个相对稳定状态，所以选择采空区长度为30m，实体煤取60m，原因是经验分析得出开采对采空区的影响范围不会超过60m。数值模拟的模型图如图2所示。

图2 数值模拟模型图

表1 煤岩层力学特性表

2.2 数值模拟过程及分析

数值模拟的方案设计研究的内容为工作面推进至空巷前15m、12.5m、10m、7.5m以及5m和2.5m时,煤柱应力的变化规律，煤柱支撑应力分布变化如图2所示。随着边角工作面推进离空巷距离逐渐减小，煤柱宽度随之减小，煤柱对顶板的承载力降低，由采空区顶板、煤柱形成的砌体梁结构稳定性遭到破坏，采空区顶板矿压现象及破断失稳的风险加剧。

由图3可看出，煤柱宽度比较大（15m和12.5m）时，距离空巷比较近处的垂直应力较大，采煤工作面应力值较小，且应力分布呈不规则的“马鞍形”，随着工作面推进，距离空巷距离变小，煤柱支撑力应力集中现象开始显现，且应力集中逐渐于靠近空巷侧，应力峰值变化为先增加后减小。这表明在此过程中，煤柱支撑应力的变化引起了工作面与空巷间岩层力学性能的变化，应力逐渐集聚，岩层由弹性变形逐渐向塑性破坏变化，发生塑性破坏前，应力集中的峰值有所降低，发生塑性破坏后，应力不再释放，逐渐降低。

图3 推进过程中不同宽度煤柱支承应力分布

工作面向空巷推进过程发生塑性破坏的情况,如图4所示。

由图4可知：当边角工作面距离空巷15m时，边角工作面推进方向前方煤岩层及空巷围岩塑性破坏范围比较小，为5～6.5m，此时空巷顶板未发生破断，说明此时空巷受工作面推进的影响较小；推进至12.5m时，塑性破坏的范围开始增大，空巷顶板开始发生破断，工作面受空巷影响开始明显；推进至距空巷2.5m的过程中，空巷顶板破断高度由2m增加到5m，且为逐渐递增的过程，推进至2.5m时塑性破坏范围不再增加，应力不再释放。

由此可见，随着工作面距离空巷的距离逐渐减小，空巷受工作面推进的影响逐渐增大，直到工作面推进至距离空巷2.5m时，空巷顶板的塑性破坏达到最大。为保证工作面过空巷的安全性，必须提前采取相关措施进行防范。

3 过空巷技术措施分析

过空巷常见的措施有：提前联接金属网、提前对空巷区支护。

3.1 提前联接金属网

图4 工作面靠近空巷过程煤柱及空巷围岩塑性变形情况

无论空巷与工作面切眼位置呈任何关系，必须至少提前5米将空巷与切眼对应区域进行联网，保证在通过空巷时，金属网在支架顶部后柱位置。金属网对过空巷起到至关重要关系，各班需严把质量关，搭接要合理，必要时铺设双层金属网，尤其在割煤过程中，严加管理，防止出现采煤机绞网，移架时将网顶破等情况，出现破口时要及时补联。待金属网移至支架尾梁落地后，可根据现场顶板完好情况，及时利用尾梁插板将金属网扎破进行放煤，如顶板破碎时，则不可将金属网扎破放煤。

3.2 平交关系时推进技术措施

提前15m对空巷区域进行支护，支护材料选用φ18mm，长短合适圆木和单体液压支柱，垂直于工作面推进方向支设，排距以1m为宜，柱距以0.8m为宜，支护高度不得低于2.3m，接顶不实时及时绞顶，保证支护强度。距空巷12.5m前，调整工作面机头和机尾推进进度，将工作面调斜，使机头和机尾推进进度相差7～8m，调斜完后，加快空巷区域推进进度，直至推进空巷区域，支架钻入木料下方来控制顶板，控制采煤机割煤速度在1m/min，割一架移一架，紧跟采煤机前滚筒移架，并逐架回收单体液压支柱。调斜的目的在于减少空巷内顶板压力，避免空巷整体与工作面切眼对接，造成顶板压力过大，将支架压死或推进困难等情况。

3.3 半立交关系时推进技术措施

提前15m对空巷区域进行支护，根据现场实际情况支护方法有两种：①在空巷区域底板上铺设假顶，利用厚度不低于5cm，长度不小于3m的木板提前沿工作面推进方向铺设，木板不留间隙，木板上方铺设金属网。②利用φ18mm，长短合适圆木和单体液压支柱进行超前支护，排距以1m为宜，柱距以0.8m为宜，随工作面推进逐步增设。在割煤过程，在支架前梁上方铺设厚度不低于50mm，长度不小于3m的木板，超前移架来控制顶板，预防前方冒顶。

4 结 语

边角工作面过多空间位置关系空巷时，施工风险更大。随着工作面推进，距离空巷的距离越近，空巷顶板会由于受到采动影响而产生应力集中现象，从而发生塑性破坏。对于此类问题应引起足够重视，应提前分析问题，采取必要的防治措施，确保煤矿安全、高效生产。