0 引 言
工作面跨巷回采可实现工作面连续推进，减少搬家倒面次数，提高煤炭采出率[1-3]。同时，跨采后下部巷道处于上部采空区应力降低范围内，有利于下部巷道长期稳定[4-6]。然而，跨采期间采动应力场与底板巷道围岩应力场叠加，底板巷道通常具有大变形的特征，返修率高，维护困难[7-8]。因此，跨采期间底板巷道的稳定是保证跨采成功的关键。
林登阁等[9]通过对鲍店煤矿北翼跨采软岩巷道的调查与分析，将普通支护与注浆加固结为一体，有效地提高了支护体系的承载能力，能较好地满足跨采动压作用的要求；李学华等[10]研究了高水平应力条件下底板跨采石门的破坏特点，得出肩角处是首先发生破坏的弱结构部位，采取非均匀支护技术体系进行支护，取得良好技术经济效益；李桂臣等[11]研究了淮北矿区多次跨采巷道破坏特征，并提出了针对性的控制对策；宋召谦等[12]采用数值模拟、现场试验等方法研究了近距离跨采影响底板软岩巷道围岩控制技术；李廷春等[13]利用现场观测和数值模拟计算分析了跨采巷道随采煤工作面推进的变形破坏规律；陈晓峰[14]探讨了跨采巷道卸压技术种类和卸压支护的原理；胡新宇等[15]采用FLAC3D研究了跨采巷道围岩应力集中系数；文献[16-17]分别研究了多煤层重复跨采和近距离跨采底板巷道围岩控制技术；庞建勇等[18]尝试了半刚性网壳锚喷支护，在山东兖州东滩矿的跨采和软岩巷道中取得了良好的应用效果。
以上研究从不同角度分析了跨采底板巷道的围岩变形特征和控制技术，但研究区域主要集中在北方大型矿井，对南方小型矿井研究较少。笔者将工作面和石门巷道之间的临界安全岩柱厚度作为切入点展开研究，将其作为石门巷道加强支护段和一般支护段的分界线，提出了充填支护和抬棚支护结合的加强支护方式，并成功应用于贵州省湾田煤矿的跨石门开采。
1 临界安全岩柱厚度的组成
跨石门开采加强支护示意如图1所示，临界安全岩柱厚度T取值越大，则近距离跨采时需要加强支护的巷道距离L也就越长，支护成本增加；临界安全岩柱厚度T取值越小，则支护成本越低，但是工作面支架和底板沉陷以及石门坍塌的危险性增加。因此，合理的临界安全岩柱厚度是保障生产安全和降低支护成本的关键因素。
图1 跨石门开采加强支护示意
Fig.1 Schematic diagram on reinforced support in rock crosscut crossed over by working face
工作面跨石门巷道开采过程中，临界安全岩柱厚度T由工作面底板破坏深度T1、承载岩层厚度T2和巷道顶板破坏高度T3三部分组成，即跨采的安全煤岩柱距离T=T1+T2+T3，安全岩柱厚度的组成如图2所示[19]。
图2 安全岩柱厚度的组成
Fig.2 Components of safety rock stratum thickness
2 临界安全岩柱厚度计算
2.1 工作面底板破坏深度的确定
工作面底板一定范围内的岩体处于塑性平衡状态时，岩体内部将产生塑性变形，形成塑性区，底板破坏深度计算如图3所示，其中，S为煤壁的塑性区宽度，也即支承压力峰值点到煤壁的范围，由现场观测确定。Ⅰ区为主动应力区，Ⅱ区为过渡区，Ⅲ区为被动应力区。工作面底板处于塑性平衡极限承载力条件下的最大破坏深度计算公式为[4]
(1)
式中：φ为工作面底板岩体破裂时的内摩擦角，可由取样测试得到。
图3 底板破坏深度计算
Fig.3 Calculation of floor failure depth
2.2 承载层厚度确定
承载层是指底板破坏深度范围之外，可以有效承载上覆岩层压力的岩层。在垂直于采面的岩层上可以建立如图4a所示的分析模型，l为巷道宽度的1/2，q为承载层受上覆工作面的最大超前支撑压力。
进一步将承载岩层简化为梁，其基础(垫层)由煤层和伪顶组成，刚度分别为k1和k2。假设岩梁的基础复合Winkler弹性地基假设，由于问题的几何结果和受力是左右对称的，可取结构的1/2进行分析，建立如图4b所示的弹性基础梁力学模型。
图4 承载层厚度计算模型
Fig.4 Calculation model of bearing layer thickness
岩梁内力弯矩M及其剪力Q的表达式分别为
(2)
(3)
式中：x为任意位置点在水平方向与横梁中心的距离；
为特征系数；α=βl，为无量纲物理量；k为煤层和伪顶串联得到的等效刚度，k=k1k2/(k1+k2)；E为岩梁的弹性模量；I为岩梁的惯性矩，平面应变模型中，岩梁单位宽度为1 m，则I=h3/12，h为岩梁厚度。
岩梁会当岩梁发生剪切破坏时，厚度T2S满足：
(4)
式中：Qmax为岩梁内最大剪应力；[τ]为岩梁的抗剪强度。
当岩梁拉伸破坏时，厚度T2T满足：
(5)
式中：Mmax为岩梁内的最大弯矩；[σ]为岩梁的抗拉强度。
因此，岩梁剪切破坏和拉伸破坏临界厚度中的最大值即为承载层厚度T2，即
T2=max{T2T，T2S}
(6)
需要指出的是，由于岩梁的惯性矩与岩梁厚度h有关，因此，特征系数β和无量纲物理量α均为含h的未知变量，理论上很难通过联立式(2)、式(5)或式(3)、式(4)解方程计算得到临界岩梁厚度的解析解。实际计算过程中，可采用MATLAB编程求解岩梁厚度。
2.3 巷道顶板破坏高度确定
巷道顶板破坏高度T3的影响因素众多且不统一，故很难有精确值。一般而言，与顶板的岩性，巷道本身的支护强度以及顶板的位移量三者关联程度最大，因此采用理论估算和现场实测综合考虑。
根据平衡拱理论[20]和井下现场测定松动圈范围，共同决定顶板破坏高度值。巷道顶板破坏高度T3满足：
(7)
式中：TM为巷道不采取支护手段时所形成的冒落拱高度；f为巷道顶板岩层的普氏系数；H为巷道的高度；φ′为巷道顶板围岩的内摩擦角。
根据式(1)、式(6)和式(7)可计算得到跨采时工作面底板破坏深度、承载层厚度和石门顶板破坏高度，则临界安全岩柱厚度T为
T=T1+T2+T3
(8)
根据图1可知，加强支护范围L1为
L1=T/tan θ
(9)
式中，θ为煤层倾角。
3 工程应用
3.1 工作面概况
湾田煤矿位于贵州省盘县淤泥乡境内，由原湾田煤矿和磨盘山煤矿整合而成，生产规模45万 t/a。矿井现开采中煤组(10、12、15、16、17、18号煤层)。11001工作面和11002工作面开采10号煤层，煤厚1.8～2.0 m，倾角20°。按照原先规划，2个工作面分布在3条下山两翼，两侧各留25 m保护煤柱，单独进行开采。在掘进至11001运输巷、回风巷80 m处时，揭露一条断层且煤层变薄，矿方决定不在掘11001开切眼，采用11002综采工作面由东向西跨1490运输石门，推采11001工作面80 m走向长的煤层，如图5所示。
11002综采工作面采用走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板。工作面走向长度290 m，倾向长度134.5 m，埋深330 m，采厚2 m。工作面距上组煤6-3煤层69.9 m，距本组煤12号煤层7.7 m(未开采)，相邻两侧均为实体煤。因此，工作面开采不受四周采动影响。
为解决11002综采工作面跨石门开采的回风问题，重新掘进了11001补充风巷，11001工作面倾向长度缩短至127 m。
图5 11002工作面跨石门开采布置
Fig.5 Layout of No.11002 working face crossing over rock crosscut
3.2 安全煤岩柱尺寸及加强支护范围计算
1)11001工作面底板破坏深度T1。根据现场矿压观测资料，确定工作面前方支撑压力峰值位置距工作面煤壁的距离S为7 m，工作面底板岩层的内摩擦角φ为39°。将S与φ代入式(1)，计算得出底板破坏深度T1=2.9 m。
2)承载层厚度T2。工作面最大垂直应力集中系数为1.5，即承载层上方施加载荷为10.9 MPa。底板的石门宽度为4 m，即l=2 m。煤层刚度和软弱层刚度分别取k1=0.06×109 N/m2，k2=0.08×109 N/m2，则等效刚度k=0.034×109 N/m2。岩梁的弹性模量E=10 GPa，抗拉强度[σ]=4 MPa,剪切强度[τ]=13 MPa。
将上述参数代入式(2)—式(5)，并采用MATLAB编程求解，计算得到承载层岩梁发生拉伸破坏的极限厚度T2T为3.4 m，发生剪切破坏的极限厚度T2S为2.5 m，根据式(6)可得承载层厚度T2为3.4 m。
3)石门顶板破坏高度T3。石门巷道顶板岩层的坚固性系数为6，根据式(7)可计算顶板的冒落高度为T3=0.7 m。得出此时跨采的安全煤岩柱的距离T=T1+T2+T3=7 m。
因为煤层厚度存在变化，底板岩性也存在一定的交叉，乘以安全系数1.5后得出TS=10.5 m。
11001工作面煤层倾角为20°，按照得到的临界安全岩柱厚度10.5 m计算，根据式(9)得出需要加强支护的巷道距离为29 m，即距离运输巷29 m范围内的石门巷道需要采取加强支护的方式，保证工作面顺利通过石门，如图6所示。由于安全岩柱厚度过小，会导致底板破碎，甚至石门巷道坍塌，造成工作面无法顺利通过1490运输石门地段，因此，将安全岩柱厚度小于5m范围内的石门进行充填支护，约14 m长。剩余15 m范围采用抬棚加强支护(图6)。
图6 石门巷道加强支护示意
Fig.6 Schematic of on reinforced support in rock crosscut
3.3 跨石门开采技术措施
1)1490运输石门充填段用纤维袋装入煤矸石平码，且全断面加固，严禁出现空段。
2)在充填巷道的两头用砖、砂、水泥砌好永久密闭，密闭掏槽深度不小于0.2 m，厚度不小于0.8 m，墙体外侧用水泥砂浆抹面，保证密闭不存在漏风、瓦斯超限等情况。
3)1490运输石门加强支护段沿巷道垂直进行抬棚支护，棚子间距为600 mm，且棚子上方必须用1.2 m长圆木打好木垛接至实顶，木垛必须用铁丝捆绑好。
3.4 跨石门开采效果
跨采前，石门的围岩移近速度为0.1～0.7 mm/d；跨采影响时，最大移近速度为1.2～6.3 mm/d；跨采后降为0.2～0.8 mm/d。可以看出，尽管跨采期间石门巷道变形速度增大，但变形量较小。此外，工作面支架、底板均未出现明显下沉。实践表明采用充填支护和抬棚加强支护手段可以保证工作面跨石门安全开采。
11002工作面通过跨石门开采，不仅省去了工作面搬家倒面的时间和花费，减缓了采掘接替紧张局面，还减少了煤柱损失12 700 t，创造经济效益914万元。
4 结 论
1)跨采期间，工作面和石门巷道之间存在临界安全岩柱厚度，小于该临界安全岩柱厚度时，石门巷道顶板需要进行加强支护。
2)巷内支护的临界安全岩柱厚度由工作面底板破坏深度、承载层厚度和巷道顶板破坏高度3部分组成，应用岩体极限平衡理论、温克尔弹性地基梁理论和平衡拱理论分别推导得出了三者的计算公式。
3)湾田煤矿11002回采工作面跨1490运输石门开采时，顶板临界安全岩柱厚度为10.5 m，需要加强支护的石门巷道距离为29 m，包括14 m的充填支护段和15 m的抬棚支护段。实践表明采用充填支护和抬棚加强支护手段可以保证工作面跨石门安全开采。
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