弓仲標，馮曉斌，賀 斌

(國能神東煤炭集團有限責任公司大柳塔煤礦，陜西 神木 719315)

0 引言

我國大多數(shù)煤礦都存在煤層群開采問題，隨著開采深度逐步向深部延伸，特別是近距離煤層開采的頂板管理將面臨巨大的風險和挑戰(zhàn)，如過上覆采空區(qū)、空巷、小窯、集中煤柱等特殊構(gòu)造，措施不當可能出現(xiàn)壓架事故，造成設備損壞甚至人員傷害，為礦井安全生產(chǎn)帶來巨大的隱患。神東礦區(qū)近年來多次過上覆采空區(qū)和集中煤柱期間發(fā)生壓架事故，由于之前對于過上覆集中煤柱的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律及頂板破斷形式研究不夠，回采期間不能及時掌握工作面來壓位置及動載來壓強度。因此，研究工作面過上覆集中煤柱動載礦壓防治技術(shù)具有重要意義。本文以活雞兔井12下208綜放面初采期間，過上覆12上208綜采面切眼外實體煤柱的開采實例為背景，對過煤柱期間的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律及原因進行分析，采取了有效的防壓架措施，為類似下分層煤綜放工作面過上覆集中煤柱積累寶貴的經(jīng)驗。

1 工作面初采概況及設備配套

1.1 工作面初采情況

活雞兔井1-2煤為復合區(qū)特厚煤層，平均厚度為10.0 m，傾角為1°～3°，埋深為76～106 m，煤層普氏系數(shù)約為3，且節(jié)理裂隙較發(fā)育、煤層韌性好、硬度大。該盤區(qū)10 m厚的煤層采用分層開采，上分層綜采面已回采4 m，中間預留2.3 m作為假頂，下分層采用綜放工藝回采。12下208綜放面走向長度4 280.7 m，傾向長度284 m，機采采高3.7 m，放頂煤中間預留2.3 m，采放比1∶0.62，采取一采一放雙輪順序放煤的作業(yè)方式，該面可采儲量762.4萬t。該面布置在12上208切眼外側(cè)實體煤柱下，初采期間不采取強制放頂，而是利用過上覆集中煤柱的切頂泄壓作用，進行自然放頂，工作面切眼巷道布置圖，如圖1所示。

圖1 12下208切眼巷道布置Fig.1 Layout of open-off cut roadway

1.2 工作面設備配套

活雞兔井12下208綜放工作面設備配套見表1。

表1 工作面設備配套明細

2 建立數(shù)值模型

2.1 建立模型

本次數(shù)值模擬選用3DEC 5.20離散單元法，即以離散單元法為理論依據(jù)，用以分析研究離散介質(zhì)的力學行為的分析程序，廣泛適用于巖土工程、采礦工程等領(lǐng)域。12下208綜放工作面3DEC數(shù)值模型尺寸參照煤層綜合柱狀圖，上覆巖性參照各地質(zhì)鉆孔的地質(zhì)柱狀圖數(shù)據(jù)按各巖層實際厚度建立模型，模型構(gòu)建中開挖區(qū)域到模型邊界留有影響區(qū)域。參考煤層實際賦存情況，設計模型尺寸100 m×0.5 m×107 m，其圍巖本構(gòu)關(guān)系采用摩爾-庫侖模型，節(jié)理本構(gòu)關(guān)系為庫倫滑移模型，原始圍巖結(jié)構(gòu)計算模型，如圖2所示。

圖2 原始圍巖模型結(jié)構(gòu)Fig.2 Model of original surrounding rock

2.2 對模型巖體、節(jié)理賦值

根據(jù)12下208綜放工作面數(shù)值模型，上覆巖性模型巖體的力學參數(shù)、節(jié)理面力學參數(shù)見表2、3。

表2 巖體力學參數(shù)

表3 節(jié)理面力學參數(shù)

利用3DEC軟件中劃分節(jié)理的功能，通過合理劃分節(jié)理提高模型分析的質(zhì)量，本次數(shù)值模擬節(jié)理劃分的原則如下：①表土層節(jié)理的劃分一般比基巖要小，其塊度的尺寸比較??；②基巖中關(guān)鍵層節(jié)理劃分的塊度較其他巖層較長，劃分主要依據(jù)破斷距，其公式如下。其他巖層與關(guān)鍵層相比為軟巖，其節(jié)理塊度小與關(guān)鍵層節(jié)理塊度但比表土層大。

式中，hk為第k層硬巖層的厚度，m；σk為第k層硬巖層的抗拉強度，MPa；qk為第k層硬巖層承受的載荷，MPa。

2.3 數(shù)值模擬分析

模擬地應力：工作面回采之前要經(jīng)歷2次原始應力平衡狀態(tài)，3DEC通過設置初始條件來模擬其中一種理想的原始狀態(tài)，在上分層開挖后經(jīng)過多年壓實形成第2次地應力平衡，2次地應力狀態(tài)的信息均來自大面積測點，根據(jù)有限資料條件，模型形成相對合理的2次地應力平衡，如圖4所示。

由圖4可以看出，原始垂直應力隨著埋深變化而變化，模型內(nèi)最大垂直應力接近于2.75 MPa，平均垂直應力為2.25 MPa，所采煤層埋深約為83 m，公式σz=γH，其中γ為巖石容重，取值為25～27 kg/m3；H為埋深，m。

根據(jù)公式計算，埋深為83 m時，垂直應力約為2.24 MPa，故初次地應力平衡可達到了模擬的要求。在二次地應力平衡中可知，上分層回采后在采空區(qū)的邊緣形成一定的應力集中現(xiàn)象，其中模型的最大垂直應力達到原巖應力的2.9倍，因此回采下分層過應力集中區(qū)時，工作面將出現(xiàn)較大動載礦壓。

圖4 地應力場Fig.4 Crustal stress field

模擬開挖：模擬下分層開挖初采期間，在工作面煤壁前方煤柱內(nèi)，超前移動支撐壓力與上覆采空區(qū)邊界支撐壓力相互疊加，產(chǎn)生幾倍于原巖應力的應力疊加區(qū)，特別在距離上覆采空區(qū)邊界3 m時，工作面煤壁內(nèi)部的最大應力為9.48 MPa，為原巖應力的4.23倍，如圖5所示。

圖5 工作面前方垂直應力云圖Fig.5 Vertical stress nephogram in front of working face

3 回采礦壓顯現(xiàn)規(guī)律原因分析及措施

3.1 礦壓顯現(xiàn)規(guī)律

12下208綜放面現(xiàn)場出煤柱時開始來壓，老頂初次來壓距離為21.6 m，來壓持續(xù)6 m，壓力450～550 bar之間，工作面片幫不嚴重，動載礦壓顯現(xiàn)強烈，支架立柱安全閥大部分開啟，支架活柱下縮量達到400～800 mm，支架端面頂板破碎冒落，局部地方發(fā)生漏矸現(xiàn)象(對應上覆調(diào)車硐室)。初次來壓后，地表出現(xiàn)裂縫塌陷呈O型，中間呈整體下沉，裂縫5～6 cm，四周出現(xiàn)較大裂縫，裂縫寬度50～200 mm，可見深度0.1～0.7 m。沿工作面走向的地表塌陷裂縫是非對稱性的，實質(zhì)上反映出老頂初次來壓的破斷形式是非對稱性的，出煤柱期間礦壓顯現(xiàn)曲面圖，如圖6所示。

圖6 12下208初采期間礦壓顯現(xiàn)曲面Fig.6 Strata behavior diagram during initial mining

3.2 礦壓顯現(xiàn)原因分析

根據(jù)切眼布置分析，在工作面沒有回采時以及支架沒有通過上分層煤柱之前，工作面頂板處于一端固支一端簡支梁結(jié)構(gòu)狀態(tài)，此時工作面支架在該結(jié)構(gòu)下開采時所受壓力較小，基本是支架給予頂板的初撐力，如圖7所示；當支架逐漸到達煤柱外側(cè)直至完全處于煤柱外側(cè)邊界時，固支梁已演變?yōu)閼冶哿航Y(jié)構(gòu)。

圖7 固支-簡支-懸臂梁結(jié)構(gòu)Fig.7 Structural sketch of fixed beam，simply supported beam and cantilever beam

此時工作面開始來壓，支架正好處于上分層切眼與其后部煤柱的結(jié)合部，工作面立柱區(qū)域并未推出煤柱，即該段支架即將通過上分層的煤柱進入上分層的采空區(qū)下。工作面推進至懸臂梁斷裂極點位置，后端老頂斷裂彎曲下沉，架前煤壁上方承壓結(jié)構(gòu)破斷，造成懸臂梁結(jié)構(gòu)下沉導致支架壓力增大，老頂壓力通過直接頂(頂煤)傳遞至支架上側(cè)，造成支架壓力增阻安全閥開啟，如圖8所示。

圖8 懸臂梁煤柱失穩(wěn)示意Fig.8 Instability of cantilever beam coal pillar

來壓期間支架安全閥大面積開啟，支架活柱平均下縮量達到600 mm，工作面采取連續(xù)加刀加強后溜放頂煤的措施，保證支架頂梁盡快出離煤柱，使得懸臂梁壓力中心落在采空區(qū)垮落帶矸石堆上，成功甩壓后支架示意如圖9所示。

圖9 懸臂梁煤柱泄壓示意Fig.9 Pressure relief of cantilever beam coal pillar

而上覆切眼調(diào)車硐室范圍頂煤垮落，隨著采空區(qū)懸頂面積大，綜合上覆調(diào)車硐室切頂泄壓作用，側(cè)向煤柱懸臂梁達到了彎曲變形臨近斷裂極點，工作面26#～28#架、74#～76#架、94#～96#架、114#～116#架、134#～136#架頂煤垮落，受力破斷失穩(wěn)如圖10所示。

圖10 上覆硐室頂板破斷示意Fig.10 Schematic diagram of roof breaking of upper chamber

3.3 出煤柱主要措施

支架布置：將工作面配套較大工作阻力支架分別布置在上覆調(diào)車硐室兩側(cè)的煤柱下。

后溜放煤：初采期間直接頂垮落后，加強后溜放煤，尾梁插板不宜大幅度打出。

支架狀態(tài)：工作面采高最大化，保證支架處于最佳支護狀態(tài)。

避免集中來壓：調(diào)斜工作面，使機尾先出煤柱，避免工作面出現(xiàn)大面積集中來壓。

快推甩壓：出煤柱期間保證快推甩壓。

帶壓擦頂移架：來壓期間嚴格執(zhí)行“跟機邁步帶壓擦頂移架”，初撐力一次性到位。

機尾側(cè)加刀：動載礦壓顯現(xiàn)強烈區(qū)域，及時從來壓區(qū)域向機尾側(cè)加刀，避免來壓范圍擴大；同時后溜加強放煤，收回支架尾梁插板。

移架甩壓：支架活柱下縮嚴重區(qū)域，根據(jù)梁端距情況適當超前移架甩壓，防止造成壓架。

4 結(jié)論

(1)通過數(shù)值模擬分析了大柳塔煤礦12下208綜放面過上覆集中煤柱期間的動載礦壓強度，可知上分層綜采面回采垮落后經(jīng)過多年的二次充填壓實，在采空區(qū)的邊緣將形成一定的殘余應力集中現(xiàn)象，隨著工作面推進超前移動支撐壓力與上覆采空區(qū)邊界支撐壓力相互疊加，將產(chǎn)生幾倍于原巖應力的應力疊加區(qū)。

(2)頂板破斷失穩(wěn)通常發(fā)生在工作面出上覆集中煤柱2～3 m期間，分析可知上覆巖層會在上覆集中煤柱邊界破斷形成砌體梁式鉸接結(jié)構(gòu)，隨著工作面的推進，形成鉸接結(jié)構(gòu)的斷裂巖塊會進一步回轉(zhuǎn)運動產(chǎn)生失穩(wěn)，從而形成二次沖擊作用，產(chǎn)生動載礦壓現(xiàn)象，導致支架增阻明顯。

(3)在了解工作面頂板破斷機理及動載礦壓強度的基礎上，采取對上覆集中煤柱實施預裂破、優(yōu)化設備選型、巷道設計，出煤柱期間采取調(diào)斜、加強礦壓觀測、快推等措施，可有效避免出上覆集中煤柱期間發(fā)生壓架事故。