郝相應(yīng)

(國家能源投資集團(tuán) 國神集團(tuán)上榆泉煤礦，山西 河曲 036500)

近年來，我國近距離煤層群開采比例逐步擴(kuò)大，大多礦區(qū)都遇到了近距離煤層群開采強(qiáng)礦壓顯現(xiàn)的問題[1，2]。與單一煤層開采相比，上位煤層開采后會(huì)形成采空區(qū)下和煤柱下兩種工況條件，工作面在采空區(qū)下和煤柱下回采會(huì)有不同的覆巖運(yùn)動(dòng)規(guī)律、表現(xiàn)出不同的礦壓特征。而且下位煤層回采過程中頂板來壓及支架載荷來源不清，沒有合理的支架阻力確定方法。因此，研究近距離煤層采空區(qū)下和煤柱下工作面礦壓顯現(xiàn)特征和支架阻力確定方法對(duì)于下位煤層安全高效開采具有重要指導(dǎo)意義。

針對(duì)山西某礦10#煤層回采實(shí)際情況，采用理論分析、數(shù)值模擬和現(xiàn)場實(shí)測(cè)相結(jié)合的方法，對(duì)9#煤層采空區(qū)下及煤柱下開采礦壓顯現(xiàn)特征、頂板結(jié)構(gòu)演化規(guī)律進(jìn)行了系統(tǒng)研究，揭示了頂板結(jié)構(gòu)演化規(guī)律，針對(duì)工作面礦壓顯現(xiàn)劇烈問題，提出了提高支架工作阻力的礦壓控制措施，根據(jù)理論計(jì)算結(jié)果，在1002工作面選用工作阻力更高的ZYF13000/25/42D支架進(jìn)行支護(hù)，取得了良好的支護(hù)效果，對(duì)類似條件下的煤層開采具有一定的參考價(jià)值和指導(dǎo)意義。

1 研究區(qū)域概況

上榆泉煤礦位于山西黃土高原西北部，黃河?xùn)|岸，屬典型的黃土高原地貌。主采9#、10#煤層，9#煤層標(biāo)高880m～970m，煤層厚0～6.95m，平均3.2m，采用一次采全高綜合機(jī)械化開采。10#煤層標(biāo)高825～950m，煤層厚0～15.34m，平均11.94m，煤層傾角2.5°，采用走向長壁綜采放頂煤技術(shù)開采，機(jī)采高度3.9m，放煤高度8.04m。9#煤層與10#煤層層間距為3.49～16.52m，平均間距9.19m，以細(xì)-粗砂巖為主，局部夾薄層灰色泥巖與粉砂巖，煤巖層綜合柱狀圖如圖1所示。9#煤層南翼為一采區(qū)，工作面區(qū)段煤柱寬度為20m。10#煤層南翼為三采區(qū)，三采區(qū)位于一采區(qū)下方。

圖1 礦區(qū)煤層地系綜合柱狀

10#煤層1001綜放工作面液壓支架為ZYF10200/25/42D兩柱掩護(hù)式低位放頂煤支架，支護(hù)高度：2500～4200mm，支架寬度：1680～1880mm。支架中心距為1750mm，初撐力為7145kN，支架工作阻力為10200kN。

2 10#煤層工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律

為了掌握10#煤層工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，對(duì)1001綜放工作面液壓支架工作阻力進(jìn)行實(shí)時(shí)監(jiān)測(cè)，在工作面布置三個(gè)測(cè)區(qū)來觀測(cè)采煤過程中液壓支架阻力的變化。液壓支架在左右立柱上安有壓力傳感器，可以實(shí)現(xiàn)支架載荷等參數(shù)的連續(xù)觀測(cè)。測(cè)區(qū)布置如圖2所示，其中17#、18#和19#支架(1#測(cè)區(qū))、63#、64#和65#支架(2#測(cè)區(qū))位于上煤層采空區(qū)下方，87#、88#和89#支架(3#測(cè)區(qū))位于遺留煤柱下方，取工作面初采期間和正常開采期間觀測(cè)數(shù)據(jù)進(jìn)行分析。

1001工作面各區(qū)域來壓特征見表1，工作面在煤柱下和采空區(qū)下礦壓顯現(xiàn)規(guī)律有所差異。

初次來壓時(shí)，采空區(qū)下和煤柱下來壓強(qiáng)度和來壓步距差別不大，周期來壓時(shí)，采空區(qū)下和煤柱下來壓步距差別很小，但動(dòng)載系數(shù)差別明顯，前部測(cè)區(qū)最大，中部次之，煤柱下最小，采空區(qū)下動(dòng)載系數(shù)比煤柱下平均增大19.35%，由此可知，采空區(qū)下支架動(dòng)載系數(shù)較大。非來壓期間，煤柱下平均支架載荷最大，比采空區(qū)下支架平均增大20.58%，來壓期間，支架載荷沒有明顯差別。

表1 工作面各區(qū)域來壓特征

圖2 工作面礦壓在線監(jiān)測(cè)系統(tǒng)安裝布置

支架載荷分布頻率能夠反映工作面支架的支護(hù)質(zhì)量、工作狀態(tài)及頂板的活動(dòng)程度。1001工作面支架循環(huán)末阻力頻率分布如圖3所示，由圖3可知：

圖3 工作面支架循環(huán)末載荷分布

1)采空區(qū)下支架循環(huán)末載荷大致呈現(xiàn)正態(tài)分布，支架載荷主要集中在 20～45MPa 之間，處于低阻力區(qū)(額定工作阻力的0%～40%)所占的比例約為11%，正常阻力區(qū)(額定工作阻力的40%～80%)所占的比例約為64%，處于高阻力區(qū)(額定工作阻力的80%以上)的比例約為25%；煤柱下支架載荷處于低阻力區(qū)所占的比例約為10%，正常阻力區(qū)所占的比例約為47%，處于高阻力區(qū)的比例約為33%。

2)從全工作面來看，支架載荷處于低阻力區(qū)所占的比例約為11%，正常阻力區(qū)所占的比例約為61%，處于高阻力區(qū)的比例約為28%。通過對(duì)比分析煤柱下、采空區(qū)下及全工作面支架循環(huán)末載荷發(fā)生頻率可以看出，煤柱下支架載荷明顯大于采空區(qū)下，而且高阻力區(qū)支架載荷所占比例偏大。由此可知，工作面支架ZFY10200/25/42D額定工作阻力偏小，支架適應(yīng)性較差。

根據(jù)現(xiàn)場觀測(cè)，周期來壓時(shí)工作面礦壓顯現(xiàn)劇烈，煤柱下工作面出現(xiàn)煤壁片幫現(xiàn)象。液壓支架立柱收縮量較大，支架移架困難，煤柱下82#—94#支架位置區(qū)域采高始終沒有達(dá)到3.9m，一直在3m左右，造成作業(yè)空間變小，施工作業(yè)不便。

3 采空區(qū)下開采頂板結(jié)構(gòu)及支架阻力

針對(duì)10#煤層工作面礦壓顯現(xiàn)劇烈的問題，利用3DEC模擬軟件對(duì)9#煤層開采、10#煤層在采空區(qū)下開采的頂板運(yùn)動(dòng)特征進(jìn)行研究，并理論計(jì)算10#煤層在采空區(qū)下開采時(shí)工作面支架所需工作阻力。

3.1 數(shù)值模擬方案

3.1.1 關(guān)鍵層位置判別

采用關(guān)鍵層判別軟件對(duì)1001工作面內(nèi)SZK7-1鉆孔進(jìn)行關(guān)鍵層位判別。由判別結(jié)果可知，煤層頂板存在三層關(guān)鍵層：與10#煤層間距14.95m處的5.2m厚的粗粒砂巖、間距34.15m處的6.0m厚的粉砂巖和間距42.5m處的6.05m厚的細(xì)粒砂巖。

3.1.2 數(shù)值模擬方案

由于3DEC數(shù)值模擬軟件在研究頂板垮落等大變形計(jì)算中優(yōu)勢(shì)顯著，利用3DEC建立相應(yīng)的數(shù)值模型，分析開采過程中頂板垮落特征。模型尺寸為300m×100m×160m，豎直方向?yàn)?0#煤層底板至地表，9#煤層厚3.5m，10#煤層厚11m，前后、左右及底部邊界位移受約束，上部為自由邊界，沿著煤層走向左右邊界各預(yù)留50m煤柱，整體模型如圖4所示。首先開采上位9#煤層，然后開采下位10#煤層，每次開挖步距為5m，共推進(jìn)200m。

3.2 頂板結(jié)構(gòu)演變特征

3.2.1 上位9#煤層開采

近距離上位煤層開采頂板破斷過程如圖5所示，工作面推進(jìn)15m時(shí)，直接頂垮落；推進(jìn)40m時(shí)，低位的關(guān)鍵層一斷裂形成鉸接結(jié)構(gòu)，關(guān)鍵層二下方出現(xiàn)離層；隨著工作面推進(jìn)，碎漲的直接頂巖塊有一定的支撐作用，關(guān)鍵層一周期性離層、斷裂、壓實(shí)，形成穩(wěn)定的鉸接承載結(jié)構(gòu)，關(guān)鍵層二逐漸彎曲下沉。

圖5 9#煤層開采頂板結(jié)構(gòu)演化

3.2.2 下位10#煤層開采

近距離下位煤層在采空區(qū)下開采頂板破斷過程如圖6所示，工作面推進(jìn)40m時(shí)，層間頂板垮落；工作面推進(jìn)50m時(shí)，低位關(guān)鍵層一破斷巖塊向采空區(qū)回轉(zhuǎn)再次發(fā)生破斷，由于10#煤層采厚較大，破斷后的巖塊無法形成鉸接結(jié)構(gòu)，鉸接弱化失效，垮落形成松散塊體；隨著工作面推進(jìn)，關(guān)鍵層二巖塊發(fā)生破斷，破斷巖塊回轉(zhuǎn)并相互鉸接，形成穩(wěn)定的鉸接承載結(jié)構(gòu)。

圖6 10#煤層開采頂板結(jié)構(gòu)演化

3.2.3 頂板結(jié)構(gòu)演變特征

根據(jù)數(shù)值模擬結(jié)果，近距離煤層開采時(shí)頂板結(jié)構(gòu)演變特征如圖7所示，上位9#煤層開采時(shí)，直接頂隨采隨落，關(guān)鍵層一形成鉸接承載結(jié)構(gòu)。下位10#煤層工作面在采空區(qū)下開采時(shí)，關(guān)鍵層一巖塊發(fā)生二次破斷，鉸接結(jié)構(gòu)弱化失效，失去承載能力，垮落帶繼續(xù)向上發(fā)育至關(guān)鍵層二，關(guān)鍵層二破斷回轉(zhuǎn)，形成穩(wěn)定的鉸接結(jié)構(gòu)承擔(dān)上覆巖層載荷。

3.3 頂板結(jié)構(gòu)演變機(jī)理

基于上述近距離下位煤層在采空區(qū)下開采頂板結(jié)構(gòu)演變特征，本小節(jié)通過研究關(guān)鍵層結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性分析，明確頂板結(jié)構(gòu)演變特征的內(nèi)在機(jī)理。

根據(jù)砌體梁“S-R”穩(wěn)定理論，關(guān)鍵塊體失穩(wěn)可分為滑落失穩(wěn)和回轉(zhuǎn)變形失穩(wěn)兩種，保持結(jié)構(gòu)穩(wěn)定需滿足條件：

式中，h為關(guān)鍵層厚度，m；h1為關(guān)鍵層上覆巖層厚度，m；σc為關(guān)鍵層巖塊抗壓強(qiáng)度，MPa；tanφ為巖塊間摩擦系數(shù)；i為斷裂度，i=h/l；l為斷裂跨距，m；θ1為關(guān)鍵塊回轉(zhuǎn)角，(°)；計(jì)算公式為：

式中，M為累計(jì)采厚，m；Kp為碎漲系數(shù)。

10#煤層在采空區(qū)下開采時(shí)，煤層累計(jì)采厚15.14m，10#煤層與關(guān)鍵層一之間巖層累計(jì)厚度為14.95m，關(guān)鍵層一破斷步距為14.6m，代入式(1)、(2)，計(jì)算可得上煤層開采后，下位煤層在采空區(qū)下開采關(guān)鍵層一會(huì)發(fā)生回轉(zhuǎn)變形失穩(wěn)；10#煤層與關(guān)鍵層二之間巖層累計(jì)厚度為34.15m，關(guān)鍵層二破斷步距為17.65m，計(jì)算可得關(guān)鍵層二不會(huì)發(fā)生回轉(zhuǎn)變形失穩(wěn)和滑落失穩(wěn)，將形成穩(wěn)定的砌體梁結(jié)構(gòu)。

3.4 采空區(qū)下支架阻力

由采空區(qū)下10#煤層開采頂板結(jié)構(gòu)可知，10#煤層工作面在采空區(qū)下推進(jìn)時(shí)，支架載荷由兩部分組成，即上覆直接頂重力載荷和鉸接承載結(jié)構(gòu)關(guān)鍵層二巖塊回轉(zhuǎn)載荷，其中重力載荷包括頂煤載荷、頂板巖層載荷，計(jì)算公式為：

式中，P1為支架載荷，MPa；M1為頂煤高度，M1=8.09m；γ、γ1為煤和巖石的容重，γ=13.5kN/m3，γ1=25kN/m3；∑h為直接頂高度，∑h=30.95m；L為關(guān)鍵層破斷塊度，L=17.32m；H為關(guān)鍵層厚度，H=6.0m；φ為巖塊間摩擦角，φ=55°；θ為巖塊破斷角，θ=10°；δ為關(guān)鍵塊回轉(zhuǎn)下沉量，δ=H/6；Q為關(guān)鍵塊總量及載荷，Q=4055kN，l為控頂距，l=5.98m，計(jì)算可得P1=1249kN。

則支架工作阻力Z1為：

Z1=P1(L1+L2)B

(5)

式中，L1為端面距，L1=4.84m；L2為頂梁長度，L2=0.34m；B為支架寬度，B=1.75m，求得支架阻力Z1=11322kN。

4 煤柱下開采頂板結(jié)構(gòu)及支架阻力

通過分析9#煤層遺留煤柱的穩(wěn)定性和煤柱集中應(yīng)力在底板的分布特征，結(jié)合3DEC模擬結(jié)果，對(duì)10#煤層在煤柱下開采時(shí)的頂板結(jié)構(gòu)特征進(jìn)行研究，并理論計(jì)算10#煤層在上煤層遺留煤柱下開采時(shí)工作面支架所需工作阻力。

4.1 9#煤層區(qū)段煤柱穩(wěn)定性

9#煤層的開采會(huì)引起回采空間周圍巖層應(yīng)力重新分布，在遺留區(qū)段煤柱上造成應(yīng)力集中，集中應(yīng)力分布形式由煤柱寬度、強(qiáng)度決定，研究煤柱能否保持穩(wěn)定對(duì)于煤柱下10#煤層工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律分析、支架選型有重要意義。

當(dāng)工作面采空時(shí)，在側(cè)向支承應(yīng)力作用下，從煤柱邊緣向內(nèi)，會(huì)依次出現(xiàn)塑性區(qū)、彈性區(qū)和原巖應(yīng)力區(qū)。根據(jù)極限平衡條件力學(xué)模型，雙側(cè)采空的區(qū)段煤柱塑性破壞區(qū)長度X為：

式中，X為煤柱中支承壓力峰值至煤壁處的距離，m；k為應(yīng)力集中系數(shù)；p為支護(hù)對(duì)煤幫的阻力，MPa；M為煤層開采厚度，m；C為煤體黏聚力，MPa；φ為煤體內(nèi)摩擦角，(°)；F為煤巖摩擦系數(shù)；ξ為三軸應(yīng)力系數(shù)。

代入工作面相關(guān)參數(shù)，計(jì)算可得煤柱塑性破壞區(qū)長度為X=5.29m。9#煤層遺留區(qū)段煤柱寬20m>2X，所以煤柱兩側(cè)支承應(yīng)力不疊加，相互之間不受影響，煤柱內(nèi)部仍存在彈性核，且彈性核區(qū)小于兩倍采高，煤柱可以保持穩(wěn)定，具有較高的承載能力。

P—煤層原巖應(yīng)力；Pf—煤柱中最大附加壓力；b—煤柱壁至煤柱中應(yīng)力峰值距離；b1—煤柱壁至 采空區(qū)原巖應(yīng)力處距離；b2—煤柱中應(yīng)力峰值至煤柱中心距離圖8 煤柱下頂板附加應(yīng)力分布

4.2 煤柱集中應(yīng)力在底板的分布特征

遺留區(qū)段煤柱具有較高的穩(wěn)定性和承載能力，煤柱上高集中應(yīng)力會(huì)向底板深部傳遞。9#煤層開采之后，周圍應(yīng)力場重新分布，區(qū)段煤柱出現(xiàn)應(yīng)力集中并造成底板應(yīng)力非均勻分布。為分析煤柱下底板應(yīng)力狀態(tài)，將底板巖層簡化為均質(zhì)半無限彈性介質(zhì)，用煤柱頂板所受載荷P煤柱減去原巖應(yīng)力P=4.6MPa可得附加應(yīng)力Pf，煤柱頂板所受附加應(yīng)力分布如圖8所示。由彈性力學(xué)理論計(jì)算可得煤柱底板板不同深度處附加應(yīng)力分布曲線如圖9所示。由圖9可知，煤柱底板附近出現(xiàn)明顯的應(yīng)力集中，底板附加垂直應(yīng)力峰值出現(xiàn)在煤柱中心處，底板10m處垂直應(yīng)力峰值為15.2MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為3.31，底板10m處煤柱垂直集中應(yīng)力影響區(qū)寬約24m。煤柱下方20m范圍內(nèi)三類應(yīng)力呈不均勻分布。隨著底板深度的增加，垂直應(yīng)力為單峰分布且降幅較小，變化緩和，水平應(yīng)力峰值小于垂直應(yīng)力峰值，但隨深度增加峰值應(yīng)力降幅較大，剪切應(yīng)力峰值變化不大。

圖9 底板不同深度附加應(yīng)力分布曲線

4.3 頂板結(jié)構(gòu)演變特征

由上述可知，9#煤層區(qū)段煤柱能夠保持穩(wěn)定，所以煤柱下10#煤層工作面開采時(shí)，工作面頂板結(jié)構(gòu)演變規(guī)律與單一煤層綜放工作面相類似。近距離下位煤層在煤柱下開采頂板結(jié)構(gòu)破斷過程如圖10所示。

圖10 10#煤層開采頂板結(jié)構(gòu)演化

工作面推進(jìn)40m時(shí)，層間頂板和9#煤層垮落；隨著工作面推進(jìn)，關(guān)鍵層一巖體發(fā)生斷裂，由于10#煤層采厚較大，巖塊向采空區(qū)回轉(zhuǎn)發(fā)生回轉(zhuǎn)變形失穩(wěn)，垮落形成松散塊體，無法形成鉸接承載結(jié)構(gòu)；工作面繼續(xù)向前推進(jìn)時(shí)，垮落帶向上發(fā)育至關(guān)鍵層二下方，關(guān)鍵層二巖體斷裂回轉(zhuǎn)，壓實(shí)下方采空區(qū)，形成穩(wěn)定的鉸接承載結(jié)構(gòu)承擔(dān)上覆巖層載荷。

4.4 煤柱下支架工作阻力

由下位煤層在煤柱下開采頂板結(jié)構(gòu)演化特征和煤柱集中應(yīng)力在底板的分布特征可知，10#煤層工作面在煤柱下推進(jìn)時(shí)，支架載荷計(jì)算公式為：

與采空區(qū)下不同的是，考慮9#煤層遺留煤柱上應(yīng)力集中，所以關(guān)鍵塊重量及載荷Q需要乘上一個(gè)附加載荷系數(shù)k，即Q1=kQ，k=1.8，M1=8.09m，γ=13.5kN/m3，γ1=25kN/m3，Sh=34.15m，L=17.32m，H=6m，φ=55°，θ=10°，δ=H/6=1m，Q1=kQ=7299kN，l=5.18m，計(jì)算可得P2=1338.2kN，代入式(5)可得煤柱下支架工作阻力Z2=12178kN。

5 礦壓控制技術(shù)

通過煤柱下和采空區(qū)下10#煤層支架阻力的理論計(jì)算，可以得知，10#煤層在采空區(qū)下開采支架工作阻力為11322kN，煤柱下工作阻力為12178kN，1001工作面采用ZFY10200/45/42D額定工作阻力為10200kN，理論計(jì)算采空區(qū)和煤柱下工作面頂板所需支護(hù)阻力超過支架額定工作阻力11%和19.39%，針對(duì)工作面礦壓顯現(xiàn)劇烈和支架工作阻力偏小、適應(yīng)性較差的問題，提出增大支架工作阻力的礦壓控制措施。

5.1 綜放面支架選型

10#煤層1002工作面地質(zhì)條件與1001工作面類似，為了避免出現(xiàn)工作面強(qiáng)礦壓顯現(xiàn)現(xiàn)象，保證工作面支護(hù)安全，應(yīng)該選擇工作阻力更大的支架進(jìn)行支護(hù)，結(jié)合支架工作阻力理論計(jì)算結(jié)果和礦井實(shí)際生產(chǎn)條件，考慮一定的安全系數(shù)，1002工作面回采時(shí)選用ZYF13000/25/42D兩柱掩護(hù)式低位放頂煤液壓支架進(jìn)行支護(hù)。該類型支架主要技術(shù)特征見表2。

表2 ZYF13000/25/42D型液壓支架主要技術(shù)特征

5.2 礦壓控制效果

為了評(píng)價(jià)支架支護(hù)效果，選取1002工作面從220m推進(jìn)到360m期間支架壓力變化繪制工作面礦壓監(jiān)測(cè)結(jié)果如圖11所示，支架額定工作阻力為13000kN (46.9MPa)，由圖11可知，支架的實(shí)際工作阻力均未超過支架額定阻力，同時(shí)從現(xiàn)場觀測(cè)可知，工作面片幫現(xiàn)象得到改善，支架安全閥未頻繁開啟，頂板整體穩(wěn)定性良好，說明液壓支架能夠保證工作面的安全開采，選用更高工作阻力支架的礦壓控制措施取得了良好的效果。

圖11 工作面礦壓監(jiān)測(cè)結(jié)果

6 結(jié) 論

1)近距離下位煤層在煤柱下和采空區(qū)下開采礦壓顯現(xiàn)規(guī)律有所差異，周期來壓時(shí)，煤柱下動(dòng)載系數(shù)偏小，采空區(qū)下動(dòng)載系數(shù)比煤柱下平均增大19.35%，非來壓期間，煤柱下平均支架載荷比采空區(qū)下支架平均增大20.58%。煤柱下工作面礦壓顯現(xiàn)劇烈，1001工作面支架額定工作阻力偏小，支架適應(yīng)性較差。

2)近距離上位煤層開采時(shí)，關(guān)鍵層一破斷巖塊相互鉸接，形成鉸接承載結(jié)構(gòu)。下位煤層在采空區(qū)下開采時(shí)，關(guān)鍵層一鉸接承載結(jié)構(gòu)發(fā)生二次破斷，結(jié)構(gòu)失穩(wěn)垮落，垮落帶向上發(fā)育，直至關(guān)鍵層二形成鉸接結(jié)構(gòu)承載上覆巖層載荷。根據(jù)頂板結(jié)構(gòu)演化特征，支架阻力主要來自于直接頂重力載荷和關(guān)鍵層巖塊回轉(zhuǎn)載荷，通過理論計(jì)算可得，10#工作面在采空區(qū)下開采時(shí)支架所需工作阻力為11322kN。

3)近距離上位煤層遺留煤柱具有較強(qiáng)的穩(wěn)定性和承載能力，煤柱所導(dǎo)致的底板集中應(yīng)力峰值出現(xiàn)在煤柱中心線區(qū)域，且隨著底板深度的增加，應(yīng)力峰值逐漸減小。近距離下位煤層在煤柱下開采時(shí)，關(guān)鍵層二破斷巖塊相互鉸接，形成鉸接結(jié)構(gòu)承載上覆巖層載荷。通過理論計(jì)算可得，10#煤層在煤柱下開采時(shí)支架所需工作阻力為12178kN。

4)針對(duì)煤柱下工作面開采礦壓顯現(xiàn)劇烈的問題，提出增大支架工作阻力的礦壓控制措施。下位煤層1002工作面回采時(shí)選擇工作阻力更高的ZYF13000/25/42D支架進(jìn)行支護(hù)，工作面片幫現(xiàn)象得到改善，頂板整體穩(wěn)定性良好，支架能夠保證工作面的安全開采。