趙毅鑫，劉文超，張 村，劉煥海，魏 勇，王朋朋，師洋洋，翟江澎，高 森

(1.中國礦業(yè)大學(北京) 共伴生能源精準開采北京市重點實驗室，北京 100083；2.中國礦業(yè)大學(北京) 能源與礦業(yè)學院，北京 100083；3.山煤集團左云草垛溝煤業(yè)有限公司，山西 大同 037000)

兼并重組整合礦井是以整合井田內煤炭資源提高煤礦集中度、滿足經濟發(fā)展與市場需求加快煤炭資源開發(fā)建設、提高機械化程度保證煤礦安全高效生產、延長礦井服務年限促進煤礦可持續(xù)發(fā)展增加企業(yè)經濟效益為目的。兼并重組整合設計不規(guī)范開采工藝簡單、生產技術落后機械化程度低、工作面煤炭資源采出率低安全基礎薄弱、煤炭生產集中度低煤炭資源破壞嚴重的礦井。整合礦井井田及周邊采空區(qū)、巷道分布及關閉情況等導致生產地質環(huán)境比較復雜，給礦井安全高效生產帶來挑戰(zhàn)。

近年來，國內學者針對近距離煤層上行開采進行了大量研究并取得了諸多有價值的成果。如在上行開采可行性研究方面，姜耀東等對大面積巷式采空區(qū)上覆巖層破壞失穩(wěn)機理進行研究，提出了大面積巷式采空區(qū)上方煤層上行開采可行性判定理論及方法；孫闖等對大采高條件下上行開采關鍵問題進行研究，提出了該條件下上行開采可行性判別方法；李楊等對近距離煤層上行開采的擾動破壞影響進行研究，建立了上行協調開采的“可行度”定量判別式與評價體系；黃鵬等對傳統(tǒng)垮落上行和充填上行開采覆巖移動機理進行對比分析，提出了充填上行開采可行性條件。在上行開采安全保障技術研究方面，劉明杰等對蹬空開采頂底板破壞特征進行研究，提出了開采安全隱患及其應對措施；吳寶楊等對近距離堅硬頂板等特殊地質條件下煤層上行開采過程中覆巖破斷形態(tài)和應力演化規(guī)律進行研究，推導出了下部采空區(qū)邊界處“懸空結構”二次失穩(wěn)的形式及其判據；楊科等對蹬空與非蹬空開采覆巖運移和支承壓力特征進行分析，揭示了二次采動應力演化機理，提出并實施了提高回采上限開采技術方案；在上行開采采場圍巖應力、覆巖運動及裂隙演化規(guī)律研究方面；馮國瑞等對刀柱殘采區(qū)形成時和上行長壁開采過程中采場支承壓力時空演化規(guī)律進行研究，提出了上行采動影響下超前采動煤柱的基本概念并解析了其所受平均支承壓力；張向陽等對深部近距離煤層上行開采過程中圍巖應力、巖層裂隙分布特征及其演化規(guī)律進行研究，闡述了巖層下沉變形曲線與巖層斷裂、覆巖裂隙和受力狀態(tài)的關系；楊濱濱等對近距離煤層上行、下行開采方式下重復采動覆巖裂隙時空演化特征進行研究，提出了3個表征覆巖裂隙的特征參數。在上行開采采場圍巖穩(wěn)定性及其控制技術研究方面，崔峰等對近距離強沖擊傾向性煤層上行復采覆巖結構演化、礦壓顯現以及震源分布特征進行研究，得出了確保上行開采覆巖結構穩(wěn)定的煤柱剩余尺寸；張宏偉等對近距離煤層群的連續(xù)性和完整性進行研究，確定了下煤層開采后上煤層結構變化特征與上行開采巷道布置方案；黃萬朋等對下層煤采動裂隙形態(tài)及圍巖應力分布特征進行研究，提出了上行開采巷道內錯和外錯式2種布局方案；周澤等對上行開采過程中頂板巷道圍巖破壞機理及穩(wěn)定性控制進行研究，提出了上行開采裂隙帶頂板巷道支護技術。綜上可見，對近距離煤層上行開采期間采場圍巖應力、覆巖裂隙分布特征及其時空演化規(guī)律的研究相對較少。草垛溝礦是兼并重組整合礦井，由原大同市左云縣鵲山鎮(zhèn)的斗子灣礦、草垛溝礦、鏡子溝礦，管家堡鄉(xiāng)曹家溝礦、斗子灣礦和張家場鄉(xiāng)窯灣礦以及已經關閉的南梁礦和縣營小西溝礦重組整合后的礦井。井田內主要可采煤層自上而下為5，8，8，11，14煤層，其中5，11，14煤層已回采結束，導致中間厚度較小的8煤層處于蹬空狀態(tài)。為延續(xù)接替開采工作面，確保工作面安全高效生產，如何開采被蹬空且受下部11煤層開采影響更大、層間距更小的8煤層煤炭資源是目前亟需解決的關鍵問題。

筆者在前人研究基礎上，以山西草垛溝礦8201綜采工作面為研究背景，采用理論分析、數值模擬、鉆孔探測等研究方法對近距離煤層間重復采動影響下8201綜采工作面底板巖層完整性與承載力進行研究，同時，針對蹬空開采期間工作面潛在安全隱患提出相應的防治措施。

1 近距離煤層蹬空開采條件分析

1.1 工程概況

重組整合后草垛溝礦8201綜采工作面設計走向長度1 090 m，傾向長度150 m，采高2.4 m；根據鉆孔資料與工作面巷道及開切眼揭露，工作面煤層賦存深度132.7 m，煤層傾角0°～4°，煤層厚度0.95～1.20 m，平均1.10 m，整體西高東低，單斜構造；工作面回風巷、運輸巷斷面均為矩形，尺寸分別為3.0 m×2.4 m，4.2 m×2.4 m(寬×高)，均沿煤層頂板起底掘進采用錨網索支護；掘進900 m后巷道出現圍巖破碎支護困難、掘進面瓦斯含量頻繁超標、掘進困難、工程進度慢等問題，因此，在巷道860 m處封堵已掘巷道沿煤層底板挑頂提前準備工作面開切眼。煤層底板相對高度及巷道布置如圖1(a)所示。

1.2 地質特征及上下層關系

根據地質資料8煤層直接頂為厚度7.75 m的細粒砂巖，基本頂為厚度7.75 m的砂質泥巖，直接底為厚度5.8 m的細粒砂巖，基本底為厚度14.3 m的中粒砂巖；其上方為8煤層，層間距平均16.77 m，煤層均厚1.17 m；8煤層上方為5煤層，層間距平均16.30 m，煤層均厚3.3 m，井田內8，5煤層均部分采空。8201綜采工作面與上部8煤層8113綜采工作面采空區(qū)基本處于重疊布置。

8煤層下部為11煤層，如圖1(b)所示，層間距平均27.34 m；該范圍內11煤層由于資料缺失工作面及巷道布置情況不詳，僅存圖1(c)左側黑色實線部分，紅色虛線部分為依據其推測采空區(qū)大致走向和分布情況；11煤層為巷柱式開采且均已全部采空，無長壁式采煤形成的大面積采空區(qū)。其中11煤巷柱式采高3.0 m、寬度4.0 m，煤柱寬度20～35 m、長度50～80 m。

整合之后礦井井田及周邊采空區(qū)、巷道、廢棄礦井分布和關閉情況比較復雜，不排除局部區(qū)域有礦井水、瓦斯及有毒氣體富集；現場地質資料顯示井田東部和南部溝谷地段5煤層蓋山厚度小，煤層開采對局部地表產生嚴重破壞，其導水裂隙帶可達基巖面及地表；據8煤層采掘期間揭露斷層情況，預計8201綜采工作面兩巷均會揭露斷層。

1.3 近距離煤層蹬空開采地質條件概況

根據現有資料結合近距離煤層采掘期間揭露情況，5，8，8煤層導水裂隙帶可能存在導通，同時還溝通大氣降水、部分地表水或第四系松散層含水層。同時，基本排除8201綜采工作面本層位及其上方安全隱患。

下伏11煤層為巷柱式開采且無長壁式采煤形成的大面積采空區(qū)，巷柱式開采頂板結構運移特征及覆巖裂隙演化規(guī)律不詳，采空區(qū)范圍及覆巖裂隙帶發(fā)育情況無法確定。如圖2所示，蹬空狀態(tài)下8煤層回采期間開采擾動必然影響下伏11煤巷柱式采空區(qū)頂板-煤柱系統(tǒng)平衡結構的穩(wěn)定性，引起平衡結構失穩(wěn)-再平衡變化；與此同時8201綜采工作面頂板巖層裂隙不發(fā)育完整性好，易造成采空區(qū)大面積懸頂，增大采場圍巖靜載荷及工作面支架阻力，加劇底板巖層損傷破壞，影響底板巖層完整性與承載能力，存在工作面臺階式下沉、支架或設備嵌入底板等安全隱患。因此，11煤巷柱式開采下頂板結構運移特征及覆巖裂隙演化規(guī)律需進一步深入研究。

2 巷柱式采空區(qū)覆巖裂隙演化規(guī)律

2.1 巷柱式采空區(qū)頂板力學模型

假設8201綜采工作面采掘期間下伏11煤層采空區(qū)頂板始終未發(fā)生斷裂，其下方煤柱未發(fā)生塑性破壞，頂板與煤柱僅產生彈性形變且頂板在相鄰介質交界面的彎曲下沉撓度具有連續(xù)性，巷柱式采空區(qū)如圖3(a)所示。

圖1 工作面概況Fig.1 Working face profile

圖2 各煤層導水裂隙帶預計高度示意Fig.2 Schematic diagram of each seam fracture zone

圖3 頂板-煤柱系統(tǒng)示意Fig.3 Schematic drawing of the coal seam roof-pillar system

..力學模型的建立

根據WINKLER地基假設：地基表面任一點的沉降與該點單位面積上所受的壓力成正比，即

()=()

(1)

式中，()為地基壓力；()為地基下沉量；為地基系數。

假設頂板與煤層均水平且不存在構造，將巷柱式采空區(qū)頂板和兩側煤柱分別簡化視為均質彈性巖梁和彈性地基；假設頂板巖梁彎曲下沉撓度與其下方彈性地基上表面的豎直位移相等；以巖梁撓度函數()為基本未知量建立坐標系，原點取在采空區(qū)中線位置上方頂板巖梁中心線上。圖3(b)為圖3(a)中()段頂板巖梁-彈性地基受力分析模型，圖3(c)為梁-地基系統(tǒng)力學模型，其中煤柱寬度為，巷柱式采空區(qū)寬度為2，且，為常數；()為∈(0，)區(qū)間巷柱式采空區(qū)上方頂板巖梁位移函數，()為∈(，+)區(qū)間煤柱上方頂板巖梁位移函數，為頂板巖梁厚度，為煤層回采高度，為頂板巖梁承受的覆巖載荷與自重之和視為均布載荷，為煤柱彈性地基系數。

..力學模型的求解

利用Winkler假設，撓度()與載荷、地基壓力()關系為

(2)

式中，為頂板巖梁彈性模量；為單位寬度頂板巖梁慣性矩。

(1)巷柱式采空區(qū)上方∈(0，)區(qū)間的頂板巖梁受上覆巖層載荷與自重作用，其彎曲下沉撓度微分方程為

(3)

該區(qū)間頂板巖梁彎曲下沉撓度函數為

(4)

式中，,,,為常數。

(5)

(2)巷柱式采空區(qū)煤柱上方∈(，+)區(qū)間的頂板巖梁上部受覆巖層載荷與自重，下部受彈性地基的反力共同作用，其彎曲下沉撓度微分方程為

(6)

e-cos()+e-sin()

(7)

式中，,,,為常數。

在無窮遠處頂板巖梁轉角為0，()趨近于，則邊界條件有()|→∞=，可得==0。因此，巷柱式采空區(qū)上方∈(，+)區(qū)間的頂板巖梁彎曲下沉撓度函數為

(8)

(3)巷式采空區(qū)上在∈(-，0)區(qū)間的頂板巖梁受上覆巖層載荷與自重作用，其彎曲下沉撓度微分方程為()且與()關于對稱，即()=(-)。因此，巷柱式采空區(qū)上方∈(-，0)區(qū)間的頂板巖梁彎曲下沉撓度函數為

(9)

(4)煤柱上方在∈(--，-)區(qū)間的頂板巖梁受上覆巖層載荷與自重作用和彈性地基的支撐力共同作用，其彎曲下沉撓度微分方程為()，且與()關于對稱，即()=(-)。因此，巷柱式采空區(qū)上方∈(--，-)區(qū)間的頂板巖梁彎曲下沉撓度函數為

(10)

頂板與煤柱系統(tǒng)中頂板在相鄰介質交界面上方的下沉撓度具有連續(xù)性，即頂板巖梁彎曲下沉撓度函數曲線在=處連續(xù)，則

(11)

由式(11)整理可得式(12)，將式(12)視為關于,,,為未知量，其他參數均為已知量的多元線性方程組，將該多元線性方程組轉化為矩陣形式求解，具體形式如下：

(12)

運用數學分析軟件求解上述矩陣中未知量向量，可得,,,的解析表達式，具體求解結果如下：

在軸方向上巷柱式采空區(qū)頂板巖梁結構與受載情況相同，在∈[--，+]區(qū)間的頂板巖梁彎曲下沉撓度函數曲線關于對稱；在軸方向上巷柱式采空區(qū)頂板巖梁結構與受載情況相同與軸方向上相同，頂板巖梁撓度函數表達式與軸方向類似。根據草垛溝礦實際地質條件可得如下相關參數：11煤層平均賦存深度168.2 m，巷柱式采空區(qū)寬度2=40 m，為上覆巖層平均容重，取25 kN/m；頂板巖梁的彈性模量=25 GPa，=9697 6×10kN/

以，為自變量，頂板巖梁彎曲下沉撓度(，)為因變量建立空間立體坐標系，坐標原點設置在巷柱式采空區(qū)交匯處中心，巷柱式采空區(qū)交匯處在[--，+]范圍內的上方頂板巖梁彎曲下沉撓度函數可表示為(,)=()+()，具體巷柱式采空區(qū)頂板巖梁彎曲下沉撓度示意如圖4(a)所示，其撓度函數解析曲線如圖4(b)所示。

由圖4可以看出，基于彈性地基假設的頂板-煤柱系統(tǒng)產生彈性形變，且頂板巖梁在相鄰介質交界面的彎曲下沉撓度具有連續(xù)性，頂板巖梁彎曲下沉最大位置在巷柱式采空區(qū)交匯處為2 cm。

2.2 巷式工作面采動應力、覆巖裂隙演化規(guī)律

..數值模擬

(1)模型的建立。本次模擬采用CDEM進行計算，對11煤層回采期間工作面采動應力、覆巖裂隙分布特征與時空演化規(guī)律進行研究，探究采空區(qū)覆巖裂隙帶發(fā)育最大高度。根據工作面地質條件及覆巖特征，模型尺寸為500 m×190 m(長×高)，具體如圖5所示。

圖4 11煤巷柱式采空區(qū)頂板巖梁彎曲下沉示意Fig.4 Bending sinking curves of the 11 coal seam roadway goaf

圖5 數值模擬模型Fig.5 Numerical simulation model

為減小邊界影響，在已建立工作面左右側留設100 m的邊界保護煤柱。參考草垛溝礦各煤層頂底板巖石力學試驗數據確定數值模擬計算中巖石力學參數，各煤巖層采用力學參數見表1，煤巖層之間結構面的物理力學參數見表2。

(2)開挖模擬方案。通過循環(huán)開挖巷道來模擬11煤巷柱式動態(tài)回采過程，按照現場實際巷柱式開采采高3.0 m，寬度4.0 m，煤柱寬度20 m；11煤層上方5煤已回采完畢，為了還原采場周邊實際力學環(huán)境，按照各煤層回采順序進行模擬開挖直至各采空區(qū)充分采動壓實、頂板結構穩(wěn)定平衡之后再進行11煤層模擬開挖回采；為得到巷柱式開采下采動應力變化規(guī)律，在預開挖工作面中心及上方各層位巖層內布置應力監(jiān)測線。

表1 各煤巖層巖體力學參數

表2 結構面物理力學參數

..工作面采動應力、覆巖裂隙演化規(guī)律

巷柱式開采過程中開挖不同數量巷道引起采場圍巖應力與采動裂隙動態(tài)演化，在此僅給出2種典型結果，如圖6，7所示。

11煤巷柱式開采采高3.0 m、寬度4.0 m，其采出空間引起圍巖應力發(fā)生改變但影響范圍較小，相鄰采空區(qū)應力相互影響較小，具體如圖6所示。

圖6中紅色和黃色分別表示由于剪切和拉伸作用產生的裂隙，青色表示拉伸-剪切復合作用產生的裂隙。由圖6可知11煤巷柱式采空區(qū)頂板巖層未出現垮落，無長壁式采煤形成的大面積采空區(qū)，采場覆巖出現損傷破壞但范圍較小，頂板上覆巖層損傷破壞高度在1.2～3.5 m。

圖6 工作面采動應力云圖Fig.6 Vertical stress map of working face

圖7 采場覆巖裂隙演化示意Fig.7 Evolution of overburden rock fracture in stope

3 采場底板應力分布及破壞特征

3.1 采空區(qū)煤柱穩(wěn)定性分析

由數值模擬(圖8)可知，11煤巷柱式采空區(qū)頂板未垮落，頂板與其下方煤柱均無嚴重的結構性破壞，僅煤巖體內部損傷破壞，頂板-煤柱系統(tǒng)形成穩(wěn)定平衡結構。8201綜采工作面回采期間采動應力改變采場底板應力分布，必然影響下伏11煤巷柱式采空區(qū)頂板-煤柱系統(tǒng)平衡結構，加劇其采空區(qū)覆巖裂隙發(fā)育。因此，研究開采擾動下底板應力分布對巷柱式采空區(qū)煤柱穩(wěn)定性至關重要。8201綜采工作面采場底板力學模型如圖8所示。

圖8 工作面底板力學模型Fig.8 Mechanics model of the working face floor

根據彈性力學理論可知工作面底板下方位置(,)處受到上方不同區(qū)段的應力作用，主要有，，，，，段，區(qū)段長度分別為，，，，，，其中，段應力集中系數為1，，和段應力集中系數分別為，。在不同區(qū)段距原點坐標為處，取微小長度d看做微小集中力，不同區(qū)段微小集中力在工作面底板位置(,)處應力分量為該點在上方工作面采動應力影響下的附加應力，其應力分量解析式為

(13)

式中，為某點應力集中度；為點處的垂直應力；為點處的水平應力；為點處的剪應力。

為便于研究，將各區(qū)段應力簡化為線性關系，各區(qū)段各微小單元應力集中度可用關于的函數()表示，則

(14)

為求出各個區(qū)段在處的總附加應力，對各個區(qū)段在處應力分量進行積分，可分別計算出，，，，，段區(qū)域載荷作用下(,)處的附加應力，依次疊加可得該點在8201工作面采動應力影響下的附加應力，其表達式為

(15)

式中，為積分區(qū)域段數量；為積分區(qū)域上限；為積分區(qū)域下限;為各積分區(qū)域的應力集中度。

根據草垛溝礦地質條件，對底板應力分量式中各參數取值：=25 kN/m，=2.5，=1，=20 m，=40 m，=10 m，=10 m，=30 m，=20 m，=132.7 m，代入(15)式中可得采動應力影響下8201工作面底板應力分布如圖9所示。

圖9 工作面底板應力分布Fig.9 Stress distribution of working face floor

3.2 開采擾動下工作面底板破壞深度

采動影響下工作面底板損傷破壞形態(tài)如圖8(a)所示，根據煤壁下方底板塑性破壞力學模型，工作面超前支承壓力作用于煤柱致使其下方底板一定范圍內出現損傷破壞，具體形式如圖10所示。

(16)

圖10 煤壁下方底板塑性破壞力學模型Fig.10 Mechanical model of plastic failure of floor under coal wall

煤層塑性區(qū)極限平衡寬度為

(17)

(18)

根據草垛溝礦實際地質條件及巖石物理試驗結果得出相關參數：為煤層開采厚度，2.4 m；為開采深度，132.7 m；為最大應力集中系數，取2.5；為巖體容重，25 kN/m；為煤層的黏聚力，取1.00 MPa；為煤層的內摩擦角，取28°；為底板巖層平均內摩擦角，取37°；為層間摩擦因數，=tan。聯立式(16)～(18)并代入相關參數，計算可得=113 m，即8201綜采工作面回采過程中底板最大破壞深度為1.13 m。

3.3 開采擾動下工作面底板裂隙演化數值模擬

8201綜采工作面回采前其下方11煤層與上方5，8煤層均已回采完畢，為還原采場周邊實際力學環(huán)境，按照各煤層回采順序進行模擬開挖直至各采空區(qū)充分采動壓實、頂板結構穩(wěn)定平衡之后再進行8201工作面模擬開挖回采；研究8201綜采工作面回采期間底板應力分布、裂隙拓展規(guī)律，確定工作面底板巖層裂隙拓展最大深度。

..工作面采動應力變化規(guī)律

工作面開采過程中不同推進距離時采場圍巖應力、采動裂隙呈動態(tài)演化，在此僅給出4種典型結果，如圖11所示。

圖11 工作面采動應力云圖Fig.11 Vertical stress map of working face

由圖11可知，隨5，8煤層模擬開挖回采完畢，各采空區(qū)達到充分采動，采空區(qū)裂隙被壓實存在大范圍應力恢復區(qū)域；8201綜采工作面回采期間受采動應力影響下5，8煤層采空區(qū)原裂隙被壓實、應力恢復區(qū)域煤巖體裂隙又重新發(fā)育且重新處于卸壓狀態(tài)。當8201工作面推進40 m時，該階段處于回采初期，采空區(qū)上方煤巖體出現卸壓，工作面底板在一定范圍內發(fā)生損傷破壞，裂隙向下拓展深度達到1.5 m左右；工作面推進80 m時，采空區(qū)懸頂面積增加，采空區(qū)頂板巖梁傳遞轉移到采場周圍煤巖體的應力及其影響范圍不斷增大，采空區(qū)覆巖裂隙與5，8煤層采動裂隙導通，裂隙帶發(fā)育高度達60 m左右，工作面底板出現損傷破壞范圍和深度繼續(xù)增大，裂隙拓展深度逐漸增加至3.3 m左右；工作面推進至120 m時，該階段處于頂板周期來壓期間，頂板呈周期性斷裂，采空區(qū)覆巖裂隙帶發(fā)育高度進一步增大達64 m左右，采空區(qū)卸壓范圍進一步擴大，采空區(qū)中部出現裂隙壓實、應力恢復區(qū)域，工作面底板巖層裂隙進一步向下拓展達6.3 m左右；工作面繼續(xù)推進時，采空區(qū)覆巖裂隙帶發(fā)育高度趨于穩(wěn)定不再變化，采空區(qū)中部裂隙壓實、應力恢復區(qū)域逐漸擴大，工作面底板裂隙拓展深度達到最大值且趨于穩(wěn)定如圖12所示。

圖12 工作面回采期間覆巖采動裂隙發(fā)育曲線Fig.12 Development curves of overburden rock fracture during working face mining

..工作面采動裂隙演化規(guī)律

在初采期間采場空間呈走向短、傾向長的矩形狀，采場覆巖裂隙呈現尖頂球形或橢球形狀；采空區(qū)巖層充分垮落壓實，覆巖裂隙發(fā)育呈“中部平頂，端部逐漸降低”形態(tài)；隨8201綜采工作面回采過程中工作面底板巖層損傷破壞呈動態(tài)演化，底板采動裂隙不斷向下拓展直至穩(wěn)定在一定深度，如圖13所示。

圖13 采場覆巖采動裂隙演化Fig.13 Evolution of overburden rock fracture in stope

根據該礦工程實際，理論計算8201工作面底板巖層破壞深度為1.13 m；模擬得到11煤層頂板上覆巖層裂隙帶發(fā)育高度在1.2～3.5 m，8201工作面底板破壞最大深度為6.3 m，因此，綜合理論計算與數值模擬結果，8與11煤層層間存在穩(wěn)定巖層且厚度至少14 m。

4 覆巖裂隙帶發(fā)育形態(tài)鉆探測量

4.1 現場鉆探探測鉆場布置概況

探測下伏11煤層覆巖裂隙帶發(fā)育形態(tài)，在8201運輸巷0～500 m和500～850 m范圍向工作面內32～100 m探測，該范圍8煤層底板與11煤層層間距為13.2～29.2 m，共布置17個鉆場，共48個鉆孔，其中180 °方位鉆孔各鉆場均有布置；在8201回風巷0～145，145～489和489～841 m范圍向工作面內50～80 m探測，該范圍8煤層底板與11煤層層間距為12.2～34 m，共布置14個鉆場，共42個鉆孔，其中0°方位鉆孔各鉆場均有布置。探測鉆孔布置參數見表3。工作面鉆場布置如圖14所示。

4.2 巷柱式采空區(qū)上覆巖層結構觀測

為了解下伏11煤巷柱式采空區(qū)上覆巖層真實結構，在8煤層集中運輸巷800 m處垂直孔和8201綜采工作面運輸巷900 m處俯角為60 °的傾斜孔借助鉆孔注水和鉆孔窺視等現場實測手段，對下伏11煤巷柱式采空區(qū)上覆巖層結構特征進行觀測。鉆孔窺視結果顯示采空區(qū)頂板未垮落，出現一定程度彎曲下沉，上覆巖層節(jié)理裂隙發(fā)育不顯著，頂板巖層整體性和完整性未得到嚴重的結構性破壞，僅煤巖體內部損傷破壞。

頂板巖層結構特征觀測結果與上述數值模擬結果相近，因此，本文數值模擬具有可靠性。具體如圖15所示。

表3 8201綜采工作面探測鉆孔參數

4.3 覆巖裂隙帶發(fā)育鉆探探測分析

8201綜采工作面兩巷探下伏11煤層鉆探探測，其中運輸巷未見空或未見離層鉆孔43個、見空鉆孔2個、見離層鉆孔3個；回風巷未見空或未見離層鉆孔34個、見空鉆孔2個、見離層鉆孔6個。

8201運輸巷開口至48 m內、225 m處、800～850 m內底板巖層有離層，煤層底板至離層位置垂深為13.7～29.0 m；8201回風巷148～261 m內、319～488 m內、798 m處底板巖層有離層，煤層底板至離層位置垂深為12.2～19.2 m。鉆孔探測詳細描述見表4，下伏11煤巷柱式采空區(qū)覆巖裂隙帶發(fā)育形態(tài)探測結果如圖16所示。

圖14 8201工作面回采巷道鉆探布置Fig.14 Drilling layout of mining roadway at working face 8201

綜上所述，8201綜采工作面煤層賦存與下伏11煤層層間距總體上是北厚南薄、西厚東薄，層間穩(wěn)定巖層最小厚度為12.2 m，穩(wěn)定巖層無離層或裂隙。與數值模擬結果8與11煤層層間存在穩(wěn)定巖層，且厚度至少14 m的結果相符，數值模擬近距離煤層蹬空開采圍巖應力及裂隙演化規(guī)律與現場鉆孔探測結果相符，模擬結果具有可靠性。綜合理論分析、數值模擬、鉆孔探測等研究結果，近距離煤層間重復采動影響下8煤層底板存在穩(wěn)定巖層且?guī)r層較完整具有一定的承載力。

蹬空開采期間避免8與11煤層采動裂隙貫通威脅工作面安全生產，結合近距離煤層蹬空開采圍巖應力及裂隙演化規(guī)律等研究成果，可通過如下措施開展局部加強治理：① 8201綜采工作面回采期間受采動應力影響下5，8煤層采空區(qū)覆巖裂隙存在層層導通，加強周邊“探-放”水工作，定向探放提前進行疏導，斷層等破碎區(qū)域均加強支護、注漿改造、加強氣體監(jiān)測；② 根據研究成果，8201運輸巷開口至48 m范圍與8201回風巷148～261，319～488 m內底板巖層有離層，層間穩(wěn)定巖層最小厚度為12.2 m，對底板薄弱區(qū)域進行預注漿加固后工作面正?；夭?；③ 工作面搬家跳過裂隙貫穿區(qū)域，同時加強瓦斯監(jiān)測和通風管理；④ 預先處理堅硬厚頂板，強制放頂，遇煤層底板下沉、裂隙等情況，采取化學材料注漿加固底板；⑤ 采取優(yōu)化開采設計，控制工作面規(guī)模，調整工作面布置，改變頂板控制方法，協調開采順序，控制采高等措施，將工作面原設計沿煤層頂板割底回采在一定區(qū)間調整為沿煤層底板割頂回采，以減輕開采擾動對底板穩(wěn)定巖層的損傷破壞。

表4 8201綜采工作面回采巷道鉆孔探測結果

圖15 鉆孔窺視結果Fig.15 Borehole peep results

圖16 下伏11煤巷柱式采空區(qū)上覆巖層裂隙帶分布Fig.16 Fracture zone distribution of overlying strata in pillar goaf of 11 coal seam

5 結 論

(1)推導并解析了巷柱式采空區(qū)交匯處頂板巖梁彎曲下沉撓度函數，頂板-煤柱系統(tǒng)產生彈性形變且頂板巖梁在相鄰介質交界面的彎曲下沉撓度具有連續(xù)性，頂板巖梁彎曲下沉在巷柱式采空區(qū)交匯處最大為2 cm；模擬得到了11煤巷柱式開采下頂板上覆巖層裂隙帶發(fā)育高度在1.2～3.5 m。

(2)建立了工作面走向不同區(qū)段載荷對底板采動附加應力與底板巖層損傷破壞深度模型，采動應力影響下11煤巷柱式采空區(qū)煤柱穩(wěn)定性安全系數=463，其頂板-煤柱系統(tǒng)平衡結構仍具有穩(wěn)定性；綜合8201工作面底板破壞深度理論和模擬值確定了8與11煤層層間存在穩(wěn)定巖層且厚度至少14 m。

(3)覆巖裂隙帶發(fā)育形態(tài)探測結果顯示了近距離煤層間重復采動影響下8與11煤層層間存在穩(wěn)定巖層且?guī)r層厚度最小為12.2 m，穩(wěn)定巖層無離層或裂隙具有一定的完整性與承載力。

[1] 姜耀東,楊英明,馬振乾,等. 大面積巷式采空區(qū)覆巖破壞機理及上行開采可行性分析[J]. 煤炭學報,2016,41(4):801-807.

JIANG Yaodong,YANG Yingming,MA Zhenqian,et al. Breakage mechanism of roof strata above wide spread mining method and feasibility analysis of upward mining [J]. Journal of China Coal Society,2016,41(4):801-807.

[2] 孫闖,閆少宏,徐乃忠,等. 大采高綜采采空區(qū)條件下上行開采關鍵問題研究[J]. 采礦與安全工程學報,2021,38(3):449-457.

SUN Chuang,YAN Shaohong,XU Naizhong,et al. Key problems of upward mining under the condition of fully mechanized goaf with large miningheight [J]. Journal of Mining & Safety Engineering,2021,38(3):449-457.

[3] 李楊,雷明星,鄭慶學,等. 近距離“薄-中-厚”交錯分布煤層群上行協調開采定量判別研究[J]. 煤炭學報,2019,44(S2):410-418.

LI Yang，LEI Mingxing，ZHENG Qingxue，et al． Quantitative criterion on coordinated ascending mining in close multiple“thin-medium-thick”coal seams [J]. Journal of China Coal Society,2019,44(S2):410-418．

[4] 黃鵬,李百宜,肖猛,等. 近距離煤層充填上行開采臨界充實率設計[J]. 采礦與安全工程學報,2016,33(4):597-603.

HUANG Peng,LI Baiyi,XIAO Meng,et al. The design of critical filling ratio in close distance coal seams by upward backfill mining technology [J]. Journal of Mining & Safety Engineering,2016,33(4):597-603.

[5] 劉明杰,李冬偉,瞿群迪. 蹬空開采頂底板破壞特征及控制技術[J]. 遼寧工程技術大學學報(自然科學版),2014,33(6):758-762.

LIU Mingjie,LI Dongwei,QU Qundi. Failure characteristic of roof and floor in ascending mining and its control technology[J]. Journal of Liaoning Technical University(Natural Science Edition),2014,33(6):758-762.

[6] 吳寶楊,鄧志剛,趙善坤,等. 上行開采過程中危險源分析及現場驗證[J]. 地下空間與工程學報,2016,12(S2):863-869.

WU Baoyang,DENG Zhigang,ZHAO Shankun,et al. Hazard source analyses and field verification in upward mining process [J]. Chinese Journal of Underground Space and Engineering,2016,12(S2):863-869.

[7] 吳寶楊,鄧志剛,馮宇峰,等. 特殊條件下層間巖層對上行開采的影響分析[J]. 煤炭學報,2017,42(4):842-848.

WU Baoyang,DENG Zhigang,FENG Yufeng,et al. Analysis of the influence of interlayer rock on ascending mining under special conditions [J]. Journal of China Coal Society,2017,42(4):842-848．

[8] 楊科,高興,孔祥勇. 蹬空條件提高回采上限開采設計與工程應用[J]. 地下空間與工程學報,2017,13(2):428-433.

YANG Ke,GAO Xing,KONG Xiangyong. Mining design in increasing extraction upper limit with ascending mining and engineering application [J]. Chinese Journal of Underground Space and Engineering,2017,13(2):428-433.

[9] 馮國瑞,楊創(chuàng)前,張玉江,等. 刀柱殘采區(qū)上行長壁開采支承壓力時空演化規(guī)律研究[J]. 采礦與安全工程學報,2019,36(5):857-866.

FENG Guorui,YANG Chuangqian,ZHANG Yujiang,et al. Temporal and spatial evolution law of abutment pressure during upward long-wall mining in the wedge residual pillar mining area [J]. Journal of Mining & Safety Engineering,2019,36(5):857-866.

[10] 張向陽,任啟寒,涂敏,等. 潘一東礦近距離煤層上行開采圍巖裂隙演化規(guī)律模擬研究[J]. 采礦與安全工程學報,2016,33(2):191-198.

ZHANG Xiangyang,REN Qihan,TU Min,et al. Fracture evolution characteristics of surrounding rock during ascending mining of closer coal seam in Panyidong coal mine [J]. Journal of Mining & Safety Engineering,2016,33(2):191-198.

[11] 張向陽,涂敏,竇怡川. 深部近距離煤層上行開采覆巖運動及應力分布試驗研究[J]. 中國安全生產科學技術,2015,11(5):18-25.

ZHANG Xiangyang,TU Min,DOU Yichuan. Experimental study on overlying strata movement and stress distribution during ascending mining in deep closer coal seam [J]. Journal of Safety Science and Technology,2015,11(5):18-25.

[12] 楊濱濱,袁世沖,鄭德志,等. 近距離煤層重復采動覆巖裂隙時空演化特征研究[J]. 采礦與安全工程學報,2021:1-9.[2022-01-16].DOI:10.13545/j.cnki.jmse.2020.0613.

YANG Binbin,YUAN Shichong,ZHENG Dezhi,et al. Spatial and temporal characteristics of overburden fractures due to repeated mining in close distance coal seams [J]. Journal of Mining & Safety Engineering,2021:1-9.[2022-01-16].DOI:10.13545/j.cnki.jmse.2020.0613.

[13] 崔峰,賈沖,來興平,等. 近距離強沖擊傾向性煤層上行開采覆巖結構演化特征及其穩(wěn)定性研究[J]. 巖石力學與工程學報,2020,39(3):507-521.

CUI Feng,JIA Chong,LAI Xingping,et al. Study on the evolution characteristics and stability of overburden structure in upward mining of short distance coal seams with strong burst tendency [J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2020,39(3):507-521.

[14] 張宏偉,韓軍,海立鑫,等. 近距煤層群上行開采技術研究[J]. 采礦與安全工程學報,2013,30(1):63-67.

ZHANG Hongwei,HAN Jun,HAI Lixin,et al. Study on closed multiple-seam in the ascending mining technology [J]. Journal of Mining & Safety Engineering,2013,30(1):63-67.

[15] 黃萬朋,邢文彬,鄭永勝,等. 近距離煤層上行開采巷道合理布局研究[J]. 巖石力學與工程學報,2017,36(12):3028-3039.

HUANG Wanpeng,XING Wenbin,ZHENG Yongsheng,et al. Reasonable layout of roadways for upward mining technology of close coal seams [J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2017,36(12):3028-3039.

[16] 周澤,朱川曲,李青鋒. 裂隙帶頂板巷道圍巖破壞機理及穩(wěn)定性控制[J]. 煤炭學報,2017,42(6):1400-1407.

ZHOU Ze,ZHU Chuanqu,LI Qingfeng. Failure mechanism and stability control of roof roadway in fractured zone [J]. Journal of China Coal Society,2017,42(6):1400-1407．

[17] 馮強,劉煒煒,伏圣崗,等. 基于彈性地基梁采場堅硬頂板變形與內力的解析計算[J]. 采礦與安全工程學報,2017,34(2):342-347.

FENG Qiang,LIU Weiwei,FU Shenggang,et al. Analytical solution for deformation and internal force of hard roof in stope based on elastic foundation beam[J]. Journal of Mining & Safety Engineering,2017,34(2):342-347.

[18] 潘岳,顧士坦. 基于軟化地基和彈性地基假定的堅硬頂板力學特性分析[J]. 巖石力學與工程學報,2015,34(7):1402-1414.

PAN Yue,GU Shitan. Mechanicalproperties of hard roof based on assumptions of soften foundation and elastic foundation [J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2015,34(7):1402-1414.

[19] 龍馭球. 彈性地基梁的計算[M]. 北京:人民教育出版社,1981．

[20] 李新元,馬念杰,鐘亞平,等. 堅硬頂板斷裂過程中彈性能量積聚與釋放的分布規(guī)律[J]. 巖石力學與工程學報,2007,26(S1)：2786-2793.

LI Xinyuan,MA Nianjie,ZHONG Yaping,et al. Storage and release regular of elastic energy distribution in tight roof fracturing [J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2007,26(S1):2786-2793.

[21] 錢鳴高,石平五,許家林. 礦山壓力與巖層控制[M]. 徐州:中國礦業(yè)大學出版社,2010:188-190.