崔 晚，楊 柳，李學(xué)成

(1.河南焦煤能源有限公司九里山礦，河南 焦作 450046；2.中國礦業(yè)大學(xué)(北京)能源與礦業(yè)學(xué)院，北京 100083；3.放頂煤開采煤炭行業(yè)工程研究中心，北京 100083)

地下煤炭資源在開挖以前，原巖應(yīng)力處于平衡狀態(tài)。煤層開采后必然引起巖體向采空區(qū)移動，因此做好采場巖層移動與控制，可以避免采動損害及相關(guān)問題，如冒頂事故、沖擊地壓、瓦斯爆炸、煤與瓦斯突出、地表沉陷等。如今厚煤層是煤礦開采的主要煤層，因此，研究并掌握厚煤層開采過程中的圍巖變形、巖層運(yùn)動、巖層結(jié)構(gòu)失穩(wěn)破壞規(guī)律具有重要意義[1-4]。

近年來，針對我國在厚煤層綜放開采的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律及其控制問題，眾多學(xué)者已經(jīng)做了大量深入且實(shí)際應(yīng)用成功的研究。王家臣等[5]揭示了在綜放開采過程中以大青灰?guī)r為堅(jiān)硬基本頂綜放面的頂板應(yīng)力分布及其演化特征；劉長友等[6]對超長孤島綜放面的圍巖穩(wěn)定性和頂煤冒放性進(jìn)行系統(tǒng)性控制，采用FLAC3D軟件分析了其支承壓力分布特征，研究了老頂上覆巖層應(yīng)力場的變化規(guī)律，總結(jié)了初采階段與正常推進(jìn)階段工作面超前支承壓力分布規(guī)律；李化敏等[7]以不連溝煤礦特厚煤層大采高綜放開采為工程背景，利用現(xiàn)場監(jiān)測和理論等對大采高綜放采場礦壓及頂板運(yùn)動破斷特征進(jìn)行分析，得出工作面來壓強(qiáng)烈、持續(xù)時(shí)間短、動載明顯的礦壓現(xiàn)象是由于高位“砌體梁”結(jié)構(gòu)滑落失穩(wěn)造成的；楊敬軒等[8]對堅(jiān)硬厚層頂板群結(jié)構(gòu)的覆巖破斷沖擊效應(yīng)進(jìn)行了總結(jié)，得出了采場沖擊來壓的主要影響因素、來壓特征以及工作面合理支護(hù)強(qiáng)度等；翟新獻(xiàn)等[9]以耿村煤礦特厚煤層綜放工作面為工程背景，采用數(shù)值模擬和現(xiàn)場觀測，對綜放工作面覆巖運(yùn)移進(jìn)行研究，揭示了老頂來壓后，工作面前方支承壓力趨于平穩(wěn)，主要表現(xiàn)在塑性區(qū)范圍和最大應(yīng)力集中系數(shù)基本保持不變。

綜上，對于厚煤層頂板的運(yùn)動規(guī)律進(jìn)行的研究都是在相應(yīng)的工程背景下，通過理論分析、數(shù)值模擬、工業(yè)試驗(yàn)等結(jié)合現(xiàn)場數(shù)據(jù)的方法進(jìn)行總結(jié)歸納驗(yàn)證得出，針對近年來厚煤層的不同條件如特厚、近距離煤層、急傾斜、堅(jiān)硬頂板，許多學(xué)者仍在研究，但在時(shí)間角度上對于厚煤層的開采全過程不同回采時(shí)期頂板的來壓特征研究較少。由于九里山礦綜放面特殊的地質(zhì)條件，為雙向漸厚煤層(工作面傾向從中部逐漸向兩端變厚且在工作面走向逐漸變厚)，基本頂厚且堅(jiān)硬，研究此條件下放頂煤工作面的礦壓規(guī)律，對焦作礦區(qū)推廣使用放頂煤具有重要意義。

1 工程概況

焦作礦區(qū)首次使用綜采放頂煤工藝，必須摸清覆巖運(yùn)動規(guī)律，為煤與瓦斯突出礦井安全高效提供理論支持。通過試驗(yàn)綜采放頂煤工藝，對實(shí)現(xiàn)礦井“一井一面”的安全高效模式，緩解采掘失調(diào)及消除潛在安全隱患，實(shí)現(xiàn)礦井的良性循環(huán)，響應(yīng)國家生態(tài)化建設(shè)思想均具有重要的現(xiàn)實(shí)意義。

該工作面位于15采區(qū)西翼中部，北部為15041工作面(已回采結(jié)束)，東部與15軌道下山保安煤柱相鄰，南部無采掘活動，西部靠近工業(yè)廣場保護(hù)煤柱，工作面底板有15061底抽巷和15081底抽巷，如圖1～圖3所示。所采二1煤層整體為一單斜構(gòu)造，走向216°、傾向131°、傾角11°～12°，平均走向長度為265 m，傾斜長度為150～172 m，煤層為較穩(wěn)定煤層，煤厚2.0～7.0 m，平均煤厚4.5 m，煤炭可采儲量約24.7萬t。 該工作面采用走向長壁放頂煤開采方法，割煤高度約2.7 m，放煤高度1.8～4.0 m。

圖1 15081工作面平面布置圖

圖2 15081工作面運(yùn)輸巷處煤厚變化圖

圖3 推進(jìn)40 m I-I’處工作面傾向煤厚變化圖

工作面靠近煤層頂板有0～1.0 m軟煤，呈粉末狀及片狀，疏松易碎，中下部煤質(zhì)較為堅(jiān)硬，半亮型，煤層整體無夾矸，工作面內(nèi)偽頂厚在0～0.3 m之間。直接頂為黑灰色粉砂巖，平均厚約2.87 m，基本頂為灰黑色粉砂巖，平均厚度13.9 m。直接底為粉砂巖，平均厚度5.35 m，基本底為中細(xì)砂巖互層，平均厚度0.97 m。15081工作面切眼處綜合柱狀圖如圖4所示。

為實(shí)現(xiàn)對頂板來壓特征的預(yù)測，在距離15081工作面100 m位置設(shè)置鉆窩，對頂板巖層進(jìn)行鉆孔取芯，鉆孔深度15 m，以保證取得完整巖芯。經(jīng)實(shí)驗(yàn)室單軸和三軸抗壓實(shí)驗(yàn)得直接頂?shù)奈锢砹W(xué)參數(shù)見表1。

圖4 頂?shù)装寰C合柱狀圖

表1 直接頂物理力學(xué)參數(shù)

14141工作面和15081工作面所采煤層賦存條件和前期開采技術(shù)條件相同，為減小其初次來壓步距和來壓強(qiáng)度，避免造成災(zāi)害，依據(jù)14141工作面切眼預(yù)裂爆破實(shí)踐經(jīng)驗(yàn)，預(yù)裂后該工作面初次來壓步距為30 m，周期來壓步距10～15 m，因此15081工作面也采用了切眼頂板爆破預(yù)裂方案。

2 頂板來壓特征

工作面頂板壓力采用液壓支架壓力綜采監(jiān)測系統(tǒng)進(jìn)行監(jiān)測，應(yīng)用于井下液壓支架的壓力監(jiān)測。監(jiān)測分機(jī)沿著工作面進(jìn)行布置，兩個(gè)監(jiān)測分機(jī)之間的距離為每隔10架(即5架、15架…)安裝一部，工作面共安裝ZF6800/20/38型支架113架，在控制臺位置安裝傳輸分站，15081工作面一共布置11個(gè)監(jiān)測分站。

根據(jù)15081工作面的煤層賦存特征，在工作面傾向上中間厚兩邊薄，隨著工作面走向逐漸向兩端變厚，隨后穩(wěn)定至停采線，為了不造成煤炭資源浪費(fèi)，初采結(jié)束后進(jìn)行局部放煤。其回采可分為三個(gè)時(shí)期，初采時(shí)期、局部放煤時(shí)期、放煤時(shí)期。其中局部放煤時(shí)期，放煤支架為43#支架～75#支架，沿工作面傾向67～117 m，工作面走向30～125 m；放煤時(shí)期，放煤支架為15#支架～90#支架，沿工作面傾向23～140 m，工作面走向125 m～停采線。

2.1 來壓步距

2.1.1 理論計(jì)算

工作面上方基本頂由粉砂巖和細(xì)粒砂巖組成，根據(jù)組合梁式斷裂的極限跨距，建立兩端固支梁模型，如圖5所示。

圖5 固支梁模型

15081工作面采用全部垮落法處理采空區(qū)頂板，在初次來壓前不放煤，進(jìn)行綜采后，直接頂全部垮落，基本頂形成“砌體梁”結(jié)構(gòu)，設(shè)采場的基本頂初次來壓步距為L，可以將采場頂板結(jié)構(gòu)按材料力學(xué)的固支梁理論進(jìn)行分析。

(1)

式中：h為基本頂?shù)暮穸?m；Rt為巖層的抗拉強(qiáng)度,MPa；q為基本頂及其上方頂板載荷集度,MPa。

(2)

代入E1=2.8×104MPa，h1=13.90 m，E2=2.3×104MPa，h2=4.17 m，γ1=24 kN/m3，γ2=23 kN/m3到式(2)中，得(q2)1=0.42 MPa。

將工作面已知數(shù)據(jù)：h=13.9 m，Rt=3.2 MPa，q=0.42 MPa，代入到式(1)可得L=54.3 m。

周期來壓步距按照基本頂?shù)膽冶凼秸蹟嘤?jì)算，見式(3)。

(3)

與老頂初次斷裂時(shí)的極限跨距相比，周期來壓相當(dāng)于其0.408倍。隨著工作面推進(jìn)，窺視結(jié)果表明直接頂厚度變?yōu)?.3 m，泥巖厚度不變，基本頂厚度變?yōu)?2.6 m。

將數(shù)據(jù)代入到式(3)，h=12.6 m，Rt=3.2 MPa，q=0.42 MPa可得L=20.0 m。

由計(jì)算分析可知，在不采取預(yù)裂爆破技術(shù)措施的條件下，初次來壓與周期來壓的步距分別為54.3 m和20.0 m。與初次來壓48.0 m，周期來壓18.0～21.0 m的同采二1煤層的14121工作面相似。

2.1.2 現(xiàn)場實(shí)測

1) 初采時(shí)期。由于15081工作面初次來壓前不放煤，因此不存在初采放煤的問題，支架在切眼處接頂，在初次來壓前逐漸下扎至工作面底板。工作面推進(jìn)期間，初次來壓強(qiáng)度最為強(qiáng)烈，初次來壓前后各測站來壓情況統(tǒng)計(jì)見表2。

由于15081工作面采用類比法參考臨近15071工作面采煤工作面機(jī)械設(shè)備配置，且安全閥開啟的支架為6個(gè)，超過半數(shù)，因此有必要對支架的安全合理性進(jìn)行評估。采用估算法驗(yàn)證支架的工作阻力合理性，該方法基于對支架工作阻力構(gòu)成的分析，綜合考慮頂煤與冒落帶巖層重量與基本頂失穩(wěn)產(chǎn)生的支架動載相平衡，獲得支架支護(hù)強(qiáng)度，見式(4)。

q=Kd(q冒+q頂煤)

(4)

式中：q為支架支護(hù)強(qiáng)度,MPa；Kd為失穩(wěn)動載系數(shù)，取1.1～1.8，Kd=1.5；q冒為冒落帶巖層自重應(yīng)力，q冒=γ頂h，γ頂為巖層容重，取25 kN/m3。根據(jù)經(jīng)驗(yàn)估算法冒落高度為3～4倍煤層厚，取18 m，可填充采空區(qū)。q頂煤為頂煤自重應(yīng)力，q頂煤=γ煤Md，γ煤為頂煤容重，取13.8 kN/m3；Md為放煤高度，取最厚處4 m。代入數(shù)據(jù)，得式(5)。

q=1.5×(25×20+13.8×4)=

843.15 kN/m2=0.843 MPa

(5)

根據(jù)支護(hù)強(qiáng)度計(jì)算結(jié)果，九里山礦綜放面支架支護(hù)強(qiáng)度約0.843 MPa，結(jié)合支架頂梁長度、配套尺寸與空頂距得到支架工作阻力，見式(6)。

P=q×(LK+LD)×B

(6)

式中：P為支架工作阻力，kN；q為支架支護(hù)強(qiáng)度，0.843 MPa；LK為頂梁長度，4.4 m；LD為控頂距，0 m；B為支架寬度，1.5 m；

P=0.843×1 000×(4.4+0)×1.5=5 564 kN

(7)

根據(jù)計(jì)算結(jié)果，工作阻力為5 564 kN，約折合液壓缸壓力28.6 MPa，與支架來壓前工作阻力較為接近。實(shí)際支架工作阻力為6 800 kN，折合支架安全閥值35 MPa，安全富余系數(shù)為1.2，滿足支架工作阻力要求。

2.3 真實(shí)的情境下考查社會責(zé)任和生命觀念 真實(shí)的情境是運(yùn)用生物學(xué)知識分析和解決實(shí)際問題的載體。將測試試題嵌入在具有啟發(fā)性和過程性、真實(shí)、有意義的情境之中，適度呈現(xiàn)有一定的信息量、不同陌生度的問題情境，讓學(xué)生在真實(shí)情境中運(yùn)用知識，表現(xiàn)自己的真實(shí)水平，促進(jìn)生物學(xué)知識向真實(shí)生活情境的再認(rèn)識和適度遷移。真實(shí)的答題情境可來源于科學(xué)技術(shù)與社會的聯(lián)系，可來源于科學(xué)研究的過程和成果，可來源于真實(shí)的現(xiàn)實(shí)生活[2]。在真實(shí)情境中考查社會責(zé)任是學(xué)業(yè)水平測試試題的靈魂。

2) 局部放煤和放煤時(shí)期。局部放煤時(shí)期和放煤時(shí)期都存在周期來壓，根據(jù)現(xiàn)場對支架循環(huán)末阻力的統(tǒng)計(jì)，統(tǒng)計(jì)結(jié)果分別見表3和表4。

表2 工作面初次來壓支架受力特征

表3 局部放煤時(shí)期各測站周期來壓步距統(tǒng)計(jì)

續(xù)表3

表4 放煤時(shí)期各測站周期來壓步距統(tǒng)計(jì)

由表3和表4可知，在局部放煤時(shí)期，5#測站即45#支架的統(tǒng)計(jì)數(shù)據(jù)中出現(xiàn)最大值，步距為24.4 m；在局部放煤時(shí)期和放煤時(shí)期都出現(xiàn)過最小值步距6.5 m，分別是11#測站即150#支架、6#測站即55#支架。由于這兩個(gè)時(shí)期的合計(jì)平均步距值較為接近，約15 m，因此觀察其平均步距的離散程度，是否存在差異過大的情況。

圖6 周期來壓平均步距對比圖

由圖6可知，兩個(gè)時(shí)期各測站所測的平均步距離散程度較為接近，計(jì)算其方差分別為4.5和5.6，差異并不明顯。

2.2 來壓強(qiáng)度

支架工作阻力是對頂板壓力的直接反應(yīng)，通過對支架循環(huán)末阻力的處理可得出上覆巖層頂板的運(yùn)動特征。局部放煤時(shí)期與放煤時(shí)期的放煤范圍在工作面傾向上相差約64 m，利用Origin數(shù)據(jù)分析軟件對2018年8月11日至2019年1月8日的液壓支架工作循環(huán)末阻力數(shù)據(jù)進(jìn)行統(tǒng)計(jì)分析，得到該工作面來壓情況的熱力圖，如圖7所示。

圖7中①區(qū)域、②區(qū)域和③區(qū)域分別對應(yīng)初采時(shí)期、局部放煤時(shí)期、放煤時(shí)期。 由圖7可以看出，在局部放煤時(shí)期，工作面傾向方向上65～125 m，走向30～125 m范圍內(nèi)出現(xiàn)了較為集中的低阻力區(qū)域，面積約占整個(gè)工作面的1/3，這一時(shí)期的來壓強(qiáng)度比初采時(shí)期降低了約35%；在放煤時(shí)期，工作面傾向方向上10～150 m，走向125～170 m范圍內(nèi)也出現(xiàn)了較為集中的低阻力區(qū)域，面積約占整個(gè)工作面的4/5，這一時(shí)期的來壓強(qiáng)度比初采時(shí)期降低了約51%，比局部放煤時(shí)期降低了約24%。這三個(gè)時(shí)期對比較為鮮明，可以得出出現(xiàn)低阻力區(qū)域是由于支架放煤導(dǎo)致；圖7中②區(qū)域和③區(qū)域亦可以相互驗(yàn)證隨著放煤范圍的擴(kuò)大，低阻力區(qū)域隨之?dāng)U大。

圖7 15081工作面不同時(shí)期來壓強(qiáng)度情況

為了反映三個(gè)時(shí)期支架日常工作強(qiáng)度的不同，對三個(gè)時(shí)期的支架工作阻力進(jìn)行對比分析，得三個(gè)時(shí)期的工作阻力分析如圖8所示。

圖8 支架受力特征

靠近端頭的5#支架與105#支架，工作阻力平均水平較高，且上端頭的平均阻力水平高于下端頭；初次放煤時(shí)期工作面上端頭至下端頭的95#支架～15#支架平均工作阻力呈現(xiàn)逐漸升高的現(xiàn)象；在局部放煤時(shí)期，曲線整體呈現(xiàn)兩邊高，中間低的特點(diǎn)，其中65#支架工作阻力平均水平高于相鄰測站的數(shù)據(jù)，經(jīng)現(xiàn)場觀測，在工作面走向上，由于65#支架附近的頂煤架前與架間流煤嚴(yán)重，提前接頂，導(dǎo)致日常工作阻力值偏高；放煤時(shí)期的曲線也呈現(xiàn)兩端高、中間低的特征，但比局部放煤時(shí)期的曲線更加平滑。在發(fā)展時(shí)間縱向上，支架的平均工作阻力呈逐漸減弱的趨勢，初采時(shí)期>局部放煤時(shí)期>放煤時(shí)期。在工作面傾向上，三個(gè)時(shí)期總體上都呈現(xiàn)兩邊高、中間低的受力特征。

3 來壓差異性機(jī)理分析

1) 頂板破斷形式的不同導(dǎo)致來壓步距不同。初次來壓基本頂為三鉸拱式平衡，已發(fā)生破斷的巖塊回轉(zhuǎn)失穩(wěn)，而周期來壓時(shí)的基本頂可視為懸臂梁式破斷。根據(jù)材料力學(xué)計(jì)算其來壓步距，前者懸梁的極限跨距相當(dāng)于后者的2.45倍。

2) 來壓步距不同導(dǎo)致來壓強(qiáng)度不同。支架的壓力峰值隨著上覆巖層極限跨距的增大而增大，造成初次來壓強(qiáng)度大于周期來壓強(qiáng)度。

3) 放煤對周期來壓步距影響不大，會降低來壓強(qiáng)度。放煤不影響頂板破斷形式，放煤造成的流煤運(yùn)動，使得直接頂隨之冒落，基本頂在離工作面不遠(yuǎn)的高處形成平衡結(jié)構(gòu)，導(dǎo)致面上放煤處周期來壓強(qiáng)度不明顯。

4 結(jié) 論

1) 15081工作面的放煤范圍雖然擴(kuò)大了80 m，但工作面周期來壓步距不會隨著放煤范圍的擴(kuò)大和煤層厚度增加而有明顯的增大或減小。工作面周期來壓的強(qiáng)度會隨著放煤范圍的擴(kuò)大而減小。

2) 在工作面傾向上，該工作面煤層厚度具有中間高兩邊低的特點(diǎn)，結(jié)合支架日常工作阻力的統(tǒng)計(jì)結(jié)果顯示中間低兩邊高的特點(diǎn)，說明頂板在工作面中部破碎較兩端更完全，放煤有利于礦壓的釋放。

3)從切眼開始到回采結(jié)束，15081工作面的綜放首采試驗(yàn)的成功，可以為焦作礦區(qū)厚硬頂板下具有煤與瓦斯突出危險(xiǎn)的厚煤層提供參考與借鑒。