楊繼元， 董俊亮， 趙斌

(1.神東煤炭集團有限責任公司布爾臺煤礦， 鄂爾多斯 017000； 2.煤炭科學技術(shù)研究院有限公司安全分院， 北京 100013)

中國煤炭資源儲量豐富，其中厚煤層占到煤炭資源儲量的45%左右，是中國煤炭領(lǐng)域的主采煤層。目前中國大采高綜采和綜放技術(shù)已經(jīng)發(fā)展成熟，是厚煤層開采的主要方法，但開采過程中容易出現(xiàn)煤壁片幫和端面冒頂事故，嚴重惡化工作面支架圍巖關(guān)系，影響工作面正常生產(chǎn)[1-4]。布爾臺煤礦位于鄂爾多斯市伊金霍洛旗烏蘭木倫鎮(zhèn)，屬神東煤炭集團旗下第一大礦井，礦井煤層平均埋深300～450 m，礦井現(xiàn)在主采4-2煤，4-2煤綜放工作面開采過程中受采動影響嚴重，導(dǎo)致工作面礦壓顯現(xiàn)劇烈，巷道圍巖變形、底鼓、煤壁片幫等現(xiàn)象嚴重。據(jù)不完全統(tǒng)計：42105工作面回采過程中發(fā)生過7次較強的礦壓顯現(xiàn)情況，42106工作面機尾初次來壓時發(fā)生了較強烈的來壓現(xiàn)象，頂板破碎、煤壁片幫、冒頂?shù)鹊V壓顯現(xiàn)均嚴重影響工作面的正常安全生產(chǎn)。針對此現(xiàn)象，中國學者進行了大量的研究。王曉蕾[5]詳細闡述了煤層開采后覆巖破壞高度存在的問題，并針對目前存在的問題，提出了相似模擬法數(shù)字巖心以及3D打印還原巖心技；宋桂軍等[6]分析了綜放面端面片幫冒頂特征，建立了回歸方程，得出冒頂高度和支架工作阻力之間的代數(shù)關(guān)系式；陳永峰等[7]分析了綜放工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律和影響因素；吳士良等[8]對布爾臺煤礦42103工作面支架工作阻力進行了系統(tǒng)的研究，確定了支架的合理支護強度；田臣等[9]針對布爾臺煤礦42103首個綜放工作面初采期間礦壓顯現(xiàn)異常、支架關(guān)鍵受力部位受損嚴重的現(xiàn)象，分析了礦壓顯現(xiàn)異常和支架受損的原因，并對支架的適應(yīng)性進行了評價，提出了工作面安全開采和防止支架損壞的措施；呂坤等[10]采用理論分析與現(xiàn)場監(jiān)測相結(jié)合的研究方法，系統(tǒng)研究了巷道圍巖變形破壞特征及應(yīng)力演變規(guī)律，并提出了防治措施；楊登峰等[11]分析了大采高條件下工作面頂板垮落特征及支架工作阻力變化規(guī)律，提出了減少頂板災(zāi)害的技術(shù)措施；陳鵬宇等[12]對大采高工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律進行了研究，指出了工作面開采過程中存在的問題，為工作面的高效安全生產(chǎn)及接替工作面的布置提供了理論和現(xiàn)實依據(jù)；白少華等[13]針對大采高回采工作面礦壓顯現(xiàn)嚴重的問題，通過數(shù)值模擬分析了大采高工作面支承壓力分布的特點。

綜上所述，通過理論分析、數(shù)值模擬及現(xiàn)場實測對42107工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律進行研究，掌握強礦壓顯現(xiàn)發(fā)生機理，找到誘發(fā)強礦壓顯現(xiàn)的關(guān)鍵原因，針對工作面的礦壓顯現(xiàn)情況，提出超前支架+頂板補強+煤幫補強+水力壓裂的四位一體具體防護措施，保證布爾臺煤礦42107綜放工作面的安全高產(chǎn)高效開采，以期為神東礦區(qū)類似條件煤層的開采提供技術(shù)指導(dǎo)。

1 工程概況

布爾臺煤礦42107綜放工作面布置在4-2煤一盤區(qū)，工作面傾向長度300.3 m，走向長度4 807.9 m，采煤機割煤高度為3.6 m，放煤高度為2.53 m，采放比1∶0.7，煤層厚度平均6.13 m，煤層傾角3°～9°，采用雙輪順序放煤，傾向長壁后退式綜合機械化放頂煤開采，全部垮落法管理頂板。42107工作面西南側(cè)為42106工作面采空區(qū)，上方為22106工作面采空區(qū)、22107工作面采空區(qū)以及遺留煤柱，如圖1所示。

圖1 上覆巖層位置關(guān)系Fig.1 Position relationship of overlying strata

2 綜放面順槽側(cè)方覆巖失穩(wěn)機理

工作面回采后采空區(qū)上覆巖層跨落，基本頂初次來壓形成O-X破斷，基本頂周期破斷后的巖塊沿工作面走向方向形成砌體梁結(jié)構(gòu)，工作面端頭直接頂垮落后，基本頂巖層形成弧形三角塊，并在側(cè)向煤體內(nèi)斷裂，如圖2所示。

弧形三角塊斷裂在煤壁內(nèi)部、旋轉(zhuǎn)下沉，形成如圖3所示側(cè)向覆巖結(jié)構(gòu)。隨著臨近工作面回采時，側(cè)方覆巖將繼續(xù)形成弧形三角塊結(jié)構(gòu)，在側(cè)方覆巖斷裂形成弧形三角塊前，前方回采巷道兩幫形成應(yīng)力集中區(qū)，側(cè)方覆巖的懸頂長度越大，形成的側(cè)向支承壓力越大。在臨近采空區(qū)形成的內(nèi)外應(yīng)力場及本工作面回采形成的側(cè)向支承壓力的共同作用下，使得兩幫由煤壁向煤體逐漸進入塑性狀態(tài)，進而破碎，尤其是煤柱整體破碎后，側(cè)方覆巖結(jié)構(gòu)失穩(wěn)，若頂板及兩幫的支護強度不夠，則將導(dǎo)致巷道頂板的大幅度下沉運動。

因此，應(yīng)基于一次采動及二次采動影響下應(yīng)力分布特征，結(jié)合煤柱穩(wěn)定性，對側(cè)方覆巖結(jié)構(gòu)失穩(wěn)形式進行綜合研究，從而掌握回風順槽強礦壓顯現(xiàn)發(fā)生機理，是找到誘發(fā)回風順槽側(cè)強礦壓顯現(xiàn)的關(guān)鍵。

圖2 巖體結(jié)構(gòu)關(guān)系Fig.2 Rock mass structure relationship

P為上覆巖層載荷；P′為煤體對巖層的作用力圖3 沿空順槽覆巖結(jié)構(gòu)Fig.3 The rock structure along the goaf

3 數(shù)值模擬

42107工作面傾向長度300 m，走向長度300 m，42106工作面傾向長度300 m，走向長度400 m；22106工作面傾向長度250 m，走向長度400 m，采高3 m；22107工作面傾向長度310 m，走向長度400 m，采高6.5 m；以2-2煤和4-2煤頂?shù)装鍘r性為基礎(chǔ)，建立三維數(shù)值模型，模型x方向900 m，y方向500 m，z方向183 m。模型前方、后方、左方、右方以及下方均采用固定位移來限定邊界，如圖4所示。

如圖5和圖6所示，42107工作面應(yīng)力分布收到上覆工作面影響較大，2-2煤遺留煤柱下方主應(yīng)力較大，煤柱中間位置應(yīng)力到達峰值，最大主應(yīng)力峰值為原巖應(yīng)力的1.12倍，最小主應(yīng)力峰值為原巖應(yīng)力的1.45倍，采空區(qū)下方主應(yīng)力小于原巖應(yīng)力。從42106工作面采空區(qū)邊緣向外，最大最小主應(yīng)力先增大后減小最后趨于平穩(wěn)，距離采空區(qū)15 m，最大主應(yīng)力為23.69 MPa，處于峰值，為原巖應(yīng)力的1.4倍，距離采空區(qū)20 m，最小主應(yīng)力為19.34 MPa，處于峰值，為原巖應(yīng)力的1.73倍。

圖7為上下煤層疊加采動后42106工作面采空區(qū)側(cè)向主應(yīng)力比值及方向分布特征，分析可知，從

圖4 數(shù)值計算模型Fig.4 Numerical calculation model

圖5 煤柱下方主應(yīng)力分布規(guī)律Fig.5 Distribution of principal stress under coal pillar

圖6 采空區(qū)側(cè)向應(yīng)力分布規(guī)律Fig.6 The distribution of lateral stress in the goaf

圖7 側(cè)向主應(yīng)力比值及方向分布特征Fig.7 The ratio of lateral principal stresses and the distribution characteristics of directions

42106工作面采空區(qū)邊緣向外，最大最小主應(yīng)力比值先減小后增大最后趨于平穩(wěn)，10 m以內(nèi)范圍主應(yīng)力比值大于1.7；從42106工作面采空區(qū)邊緣向外，最大主應(yīng)力與z軸夾角先增大后減小，采空區(qū)邊緣最大主應(yīng)力為垂直應(yīng)力，隨著與采空區(qū)距離的增加，最大主應(yīng)力開始旋轉(zhuǎn)，最后主應(yīng)力方向為水平方向，距離采空區(qū)25 m時，最大主應(yīng)力與z軸夾角為41.7°。

4 現(xiàn)場礦壓實測規(guī)律

4.1 工作面礦壓顯現(xiàn)

42107工作面推進470 m過程中共發(fā)生3次較大的壓力顯現(xiàn)，分別為140、260、420 m，42107綜放工作面初次來壓步距為50～75 m，一次“見方”前周期來壓步距15～25 m，一次“見方”后周期來壓步距10～15 m。在工作面推進約180、250、320 m均發(fā)生了大的強礦壓顯現(xiàn)。每次間隔距離約在70 m。結(jié)合微震在線監(jiān)測可知，微震事件發(fā)生次數(shù)主要集中分布于工作面一次“見方”和二次“見方”之間，微震事件頻次時間分布如圖8所示。

圖8 頻次-時間Fig.8 Frequency-time

4.2 圍巖松動圈測試

利用ZKXG30礦用鉆孔窺視儀對圍巖內(nèi)部進行窺視，觀測巷道圍巖內(nèi)部的破壞及裂隙發(fā)育情況，確定巷道頂板的巖性分布和塑性破壞范圍。分別對頂板和煤幫進行觀察，觀察結(jié)果如圖9所示。由圖9可知，頂板巖層未出現(xiàn)明顯的離層和破碎情況，整體保持完整，在未受采動影響時，正幫煤體的松動圈小于1 m，另外0.5～1 m裂隙較發(fā)育，0.5 m內(nèi)較破碎，副幫的松動圈大于1.5 m，裂隙分布深度分別為1.5、1.1、0.9 m。

圖9 圍巖松動圈窺視Fig.9 Peek at the loose ring of surrounding rock

4.3 巷道圍巖變形觀測

在42107工作面輔運巷道距切眼300 m處布設(shè)觀測點。距離切眼320 m左右巷道底鼓開始顯現(xiàn)，因此巷道高度出現(xiàn)肉眼可見的降低現(xiàn)象，距離切眼340～360 m范圍時，頂?shù)装逡平孔顬閲乐?。而對于兩幫來說，距離切眼310 m左右時，兩幫移近量也開始顯現(xiàn)，但是兩幫移近量最為嚴重范圍則是320～360 m范圍，巷道圍巖變形監(jiān)測如圖10所示。

圖10 圍巖變形監(jiān)測Fig.10 Monitoring of surrounding rock deformation

5 礦壓綜合治理

5.1 布置超前支架

共計采用10組ZQL2×22500/20/38型支架進行支護，首架、尾架各1組，中間8組，每組支架8根立柱，每組支架兩側(cè)最小中心距0.8 m，最大1.5 m，可通過防倒油缸進行調(diào)整，最小中心距時每組支架支護寬度3 710 mm，兩側(cè)距幫各845 mm，最大中心距時每組支架支護寬度4 410 mm，兩側(cè)距幫各495 mm，兩側(cè)支架并列前進，支架長度3.5 m、寬3.0 m，更改支護方式后順槽超前支護長度為35.0 m。

5.2 支護補強

提高順槽表面的支護強度要求護表構(gòu)件不僅要有合理的剛度和護表面積，而且要求其抗彎性能要好，保證在巷道圍巖壓力和變形較大的情況適應(yīng)變形需要。結(jié)合原有支護強度和形式，布爾臺煤礦42107回風順槽的支護形式與參數(shù)如圖11所示。

圖11 回風順槽補強支護設(shè)計Fig.11 Reinforcement and support design of return air duct

5.3 水力壓裂

為了避免42107綜采工作面回采時初次來壓對支架造成巨大的沖擊載荷,需破壞頂板的完整性，使其盡早垮落,減緩初次來壓對支架的破壞，確保初采安全，在42107切眼進行水力預(yù)裂放頂。鉆孔和壓裂施工在工作面采煤設(shè)備安裝之前完成。垂直順槽軸向方向布置壓裂鉆孔，沿順槽軸向方向布置壓裂鉆孔，與軸向夾角10°布置，正幫側(cè)鉆孔長度40.5 m，傾角50°，副幫側(cè)鉆孔長度40.5 m，傾角50°。

6 結(jié)論

(1)42107工作面頂板周期來壓步距變化范圍為17.3～34.0 m，均值為23.8 m；機頭來壓步距為6.4～35.6 m，均值為20.0 m；機尾來壓步距為8.7～60.9 m，均值為28.7 m；中部來壓步距為8.4～44.2 m，均值為25.5 m。

(2)一次“見方”后周期來壓步距10～15 m。在工作面推進到300 m一次“見方”位置時，工作面共出現(xiàn)了兩次強礦壓顯現(xiàn)。

(3)42107工作面應(yīng)力分布受上覆遺留煤柱影響較大，煤柱下方主應(yīng)力較大，煤柱中間位置應(yīng)力到達峰值，最大主應(yīng)力峰值為原巖應(yīng)力的1.12倍，最小主應(yīng)力峰值為原巖應(yīng)力的1.45倍，采空區(qū)下方主應(yīng)力小于原巖應(yīng)力。

(4)針對42107工作面概況，提出了“超前支架+頂板補強+煤幫補強+水力壓裂”的具體礦壓防治措施，并結(jié)合在初次老頂來壓前不進行放煤。根據(jù)局部來壓后，再按照從機頭到機尾逐步放煤的方法，控制了工作面大面積來壓和機尾的突然來壓，同時機尾采用超前支架，控制了機尾超前20 m范圍的頂?shù)装逡平?，現(xiàn)場防治效果良好。