張云朝 李純偉 徐文強

（1.山東省煤炭技術服務有限公司，山東 濟南 250031；2.山東裕隆礦業(yè)集團有限公司唐陽煤礦，山東 濟寧 273100；3.江蘇徐礦能源股份有限公司張雙樓煤礦，江蘇 徐州 221625）

國能神東煤炭集團石圪臺煤礦同一綜采面在進、出上覆集中煤柱附近曾發(fā)生過4 次壓死支架事故，急需研究房采區(qū)房柱下、綜采采空區(qū)下、集中煤柱下等復雜條件下綜采面常規(guī)及專項控頂技術。

1 工程概況

1.1 工作面概況

31203 綜采工作面位于31201 工作面（曾發(fā)生壓架事故）東部，開采3-1煤，為近水平煤層。工作面長337 m，走向長度1800 m 左右；工作面埋深107～142 m，平均埋深125 m；松散層厚2～40 m，基巖厚72～124 m；采高3.9 m。

31203 工作面上方29～43 m 范圍內為已回采的2-2煤層房采區(qū)、綜采采空區(qū)及集中煤柱區(qū)，3-1煤與上方2-2煤間距約為33 m。31203 工作面南北兩側為實體煤，西側為采空區(qū)，東側為已形成但尚未開采的31204 工作面。

1.2 工作面頂板運動步距

根據以往相鄰工作面頂板運動規(guī)律及工作面支架使用情況，沿31203 工作面傾斜方向分成3 個不同監(jiān)測區(qū)域，分別為上部（支架號1#～56#）、中部（支架號57#～112#）、下部（支架號113#～168#）。選擇50#、95#、140#支架各安裝1 臺可自動記錄支架工作阻力的YHY60 型數字壓力計，觀測過程為31203面由開切眼推采至214 m。

根據3 個支架工作阻力統計，結合采煤隊每班進刀時間、割煤刀數臺賬及工作面宏觀礦壓顯現，確定每次來壓時間及位置，得到31203 工作面基本頂初次來壓步距c0=63.6 m、初次來壓持續(xù)步距a0=11.1 m。根據統計，工作面初次來壓后正常推進150 m 過程中，共經歷周期來壓過程7～8 次，得到基本頂周壓步距c=19.6 m，其中相對穩(wěn)定步距b=11.1 m，顯著運動步距a=8.5 m。

通過對支架工作阻力的實測、計算及分析，確定了工作面頂板運動步距，為分析上下煤層巖梁結構及受力、建立工作面頂板結構模型，進而優(yōu)化工作面設計提供數據支撐。

3-1煤層與已采2-2煤層位置關系如圖1。

圖1 3-1 煤層與已采2-2 煤層位置關系圖

2 煤柱穩(wěn)定性及其影響

2.1 煤柱穩(wěn)定性分析

2-2煤層集中煤柱周邊為房采采空區(qū)，集中煤柱寬度為20 m；2-2煤房柱為6 m×6 m，采高4.5 m。

1）計算煤柱所能承受的極限強度

煤柱所能承受的極限強度采用以下公式計算：

式中：σp為煤柱能承受的極限強度，MPa；σc為煤柱實際單軸抗壓強度，取23 MPa；w為煤柱實際寬度，取6 m；h'為煤柱實際高度，取4.5 m。

2）計算煤柱所承受的上覆載荷

2-2煤層采用房柱式采煤法，采寬較?。? m）致使頂板垮落不完全，采空區(qū)無法被完全充滿，導致支撐頂板的作用力少。因此，按最不利情況計算，即集中煤柱承擔房柱區(qū)及集中煤柱區(qū)上覆巖層的全部重力。煤柱受力結構分析如圖2。

圖2 煤柱受力結構分析示意圖

上覆巖梁作用于煤柱上的作用力采用以下公式計算：

式中：σs為上覆巖梁作用于煤柱上的平均應力，MPa；γ為上覆巖層的容重，取平均值25 kN/m3；H為2-2煤層的平均埋深，取84 m；w為煤柱的寬度，集中煤柱取20 m，房柱取6 m；a為采出的寬度，取6 m。

經計算可得：集中煤柱σ集s=3.55 MPa，房柱σ房s=8.4 MPa。

3）煤柱穩(wěn)定性判定

根據逐步破壞理論[1-4]，安全系數fs（fs=σp/σs）為煤柱極限強度與其所承受的平均應力的比值。安全系數fs＞1.5 時，煤柱承受的最大應力主要集中在煤柱彈性核區(qū)，煤柱能夠承載上覆巖層，并且能夠長期保持穩(wěn)定。反之，安全系數fs＜1.5，煤柱不能長期保持其穩(wěn)定性。

計算得f房s=3.07 ＞1.5、f集s=7.26 ＞1.5，因此，在無外力作用下2-2煤層房采區(qū)房柱和集中煤柱能夠保持長期穩(wěn)定。

2.2 上覆煤柱超前失穩(wěn)對下方工作面頂板控制的影響

當3-1煤層回采工作面推采進入或推采出2-2煤層集中煤柱時，由于下方采空區(qū)范圍不斷擴大，加之垮落的巖石無法完全充填滿采空區(qū)，導致煤柱的承載面積隨采空區(qū)范圍的擴大而逐步減小，則作用在煤柱上的壓力增大。若超過煤柱自身的承載能力，達到或超過煤柱邊界臨界失穩(wěn)極限時，那么它的邊界將會出現超前破壞、垮塌，導致基本頂巖梁A 產生下沉，同時連帶巖梁B 產生反向回轉，如圖3（a）所示。

圖3 煤柱超前失穩(wěn)對基本頂巖梁回轉影響

圖中：A、B、C 為2-2、3-3煤 基本頂巖 梁，Δr、Δl為巖梁兩端下沉值，α為巖梁回轉角度。

若煤柱被超前破壞，產生失穩(wěn)，造成巖柱松散，并以此來支撐頂板，基本頂巖梁A 將產生角度為θ的逆時針回轉，巖梁兩端下沉值分別為Δr、Δl。隨著工作面的推進，Δr＞Δl，巖梁A 先是右側下降，之后變?yōu)樽髠却蠓陆?，最終趨于水平下降，如圖3（b）所示。此時，巖梁B 隨之產生反向回轉，回轉角度減少，由原來的α2減小為α'2。隨著下方工作面的推進，巖梁B 一端作用在垮落的巖石上，另一端作用在已破壞、失穩(wěn)的煤柱上。與煤柱未發(fā)生超前失穩(wěn)相比，巖梁B 受到的作用力多一個下部巖石支撐力，大幅減小了傳遞至下方工作面基本頂C 的應力。同時，巖梁A 的下沉使得巖梁B 發(fā)生反向回轉，下方回采工作面推采出上覆煤柱時，巖梁A、B 彼此間的回轉運動形成的回轉量亦將明顯降低，將大幅減少傳遞至3-1煤層回采工作面基本頂的載荷。巖梁A、巖梁B 發(fā)生回轉、下沉及其所傳遞的作用載荷對下方3-1煤層回采工作面基本頂巖梁所做的功也將大幅減小。因此，集中煤柱發(fā)生超前失穩(wěn)將減弱下方回采工作面過集中煤柱時的動壓災害，有利于工作面頂板控制。

2.3 影響集中煤柱發(fā)生超前失穩(wěn)的主要因素

集中煤柱承受的上覆巖梁作用的載荷及其極限強度決定煤柱的穩(wěn)定性，而煤柱自身固有的物理屬性決定其極限強度。煤柱所承受的上覆巖梁載荷大小主要由其自身規(guī)格大小及煤層埋深決定。上覆巖層重力大小由煤層埋深決定，集中煤柱力學性質及其長寬尺寸決定了其承擔上覆載荷的能力。煤層埋深越深，作用在煤柱上的重力載荷就越大；煤層的力學性質越弱、煤柱長寬度越小，煤體自身所能承載的能力就越弱，造成煤柱超前失穩(wěn)的寬度越大，下方煤層回采工作面采出煤柱時，煤柱就越容易產生超前失穩(wěn)。

2.4 上覆煤柱超前失穩(wěn)數值模擬

通過FLAC3D數值模擬軟件模擬上覆煤柱超前失穩(wěn)是否對下方煤層工作面開采產生影響。

1）建立模型

三維數值模擬通過FLAC3D建立模型，模型邊界分三個方向（X、Y、Z 方向）由位移控制。建模時，限定X、Y 方向的水平位移及Z 方向下邊界的垂直位移，Z 方向上邊界不受限制，作為自由邊界。然后從豎直Z 方向施加均勻作用力以此模擬上覆巖層的自重載荷。根據重力加速度值（9.8 m/s2）及煤層埋藏深度（取125 m），經計算施加等效荷載為3.18 MPa。為避免邊界效應可能影響模擬效果，結合工作面主運、輔運及回風三條順槽寬度，建模時采取在兩邊界各設置40 m 煤柱的預防措施。建立三維數值模型大?。篨=420 m，模擬工作面布置方向；Y=200 m，模擬開挖方向；Z=100 m，模擬工作面頂板、底板及煤層厚度。整個模型包含151 900 個單元、175 086個節(jié)點。為了模擬煤柱受到外力（爆破）并產生失穩(wěn)，首先在模型中開挖一個小鉆孔，然后在鉆孔周圍施加不同程度的載荷（3～4 MPa），以此來模擬外力（爆破）。

2）模型結果分析

施加一定程度的載荷來模擬上覆2-2煤層煤柱達到失穩(wěn)，通過對比煤柱超前失穩(wěn)前后得到的下方煤層回采過程中工作面煤壁前垂直應力及其位移變化情況，以此來驗證上覆煤柱發(fā)生超前失穩(wěn)將減弱對下方回采工作面過集中煤柱時的影響。

① 垂直方向應力及其峰值分布

對比上覆煤柱超前破壞前后垂直方向的應力分布情況，工作面同一位置，上覆煤柱破壞后下方工作面煤壁前方應力集中程度較煤柱破壞前顯著降低。下方3-1煤工作面推進至上覆煤柱下方時，煤壁前方應力疊加上升程度較煤柱破壞前大大降低，同時煤柱內荷載承載能力明顯減弱。

由圖4 可知，上覆煤柱破壞前，隨工作面的不斷推進，煤壁前方的垂直應力峰值明顯上升。上覆煤柱破壞失穩(wěn)后，煤壁前方的垂直應力峰值上升的程度相比于煤柱破壞失穩(wěn)前上升的程度小，且上覆煤柱破壞失穩(wěn)后的峰值小于失穩(wěn)前的峰值。通過上述分析可知，煤柱超前破壞、失穩(wěn)可以大大降低煤壁前方的垂直應力峰值，可有效地防止動壓災害的發(fā)生，從而提高工作面的安全性。

圖4 煤柱破壞前后煤壁前方垂直應力峰值分布曲線

② 垂直方向位移分布

煤柱破壞前后最大垂直位移分布曲線如圖5。

圖5 煤柱破壞前后最大垂直位移分布曲線

由圖5 可知，上覆煤柱破壞前后，隨著工作面的不斷推進，煤壁前的最大垂直位移上升明顯。上覆煤柱破壞失穩(wěn)后，煤壁前方最大垂直位移增加幅度相比于煤柱破壞失穩(wěn)前增加的幅度小，且上覆煤柱破壞失穩(wěn)后的最大垂直位移小于失穩(wěn)前的位移。通過上述分析可知，煤柱超前破壞、失穩(wěn)可以有效降低煤壁前方的最大垂直位移。

3 淺埋深復雜條件下綜采面頂板控制技術

3.1 采前優(yōu)化工作面設計

1）工作面切眼位置選擇

房采區(qū)（2-2煤）下3-1煤設計工作面切眼位置時，避免在集中煤柱區(qū)下布置切眼。

為防止基本頂初次來壓時工作面位于集中煤柱區(qū)下方，根據31203 工作面實測的初壓步距（63.6 m），結合相鄰31201面放頂后的初壓步距（48.6～52.2 m），考慮1.2 倍的安全系數，確定工作面切眼前方78～90 m 避免存在集中煤柱。

2）優(yōu)化工作面的推進方向

將工作面面長的方向布置成與上覆集中煤柱走向的方向呈垂直狀態(tài)，或布置成斜交1°～4°的方向來進行工作面開采，進而優(yōu)化工作面的推進方向。

3）優(yōu)化工作面停采線位置

根據31201 面壓架事故4 次發(fā)生在距煤柱3.4～24.5 m 范圍，考慮到停采線位置受工作面等壓回撤的影響，確定工作面停采線前、后30 m 范圍內避免存在集中煤柱。

3.2 采時預測預報

1）工作面礦壓監(jiān)測預報

根據工作面礦壓顯現及支架工作阻力，沿工作面面長方向劃分為若干區(qū)域，頂板來壓顯著運動完成時，將各個區(qū)域頂板來壓結束位置標記為l0，分別計算出各個區(qū)域的相對穩(wěn)定步距（b）及均方差（σb），將各區(qū)域頂板來壓結束位置所在的推進度l0加上相對穩(wěn)定步距（b），作為預測下次頂板來壓開始所在的位置，即：l1=l0+b。將這一位置所在的推進度加減均方差，以此來預測下次頂板來壓的范圍，即[l1-σb，l1+σb]。

2）微震監(jiān)測系統實時預警

根據礦壓監(jiān)測情況、工作面微震事件數量及總能量，結合工作面宏觀礦壓顯現情況，得出預警上覆煤層動載礦壓及下方煤層頂板周期來壓的判定指標。即工作面微震數量達到10 個、總能量達到2.5×105J 作為判定頂板來壓的預警指標；微震數量達到16 個、總能量達到4.0×105J 作為2-2煤層動載礦壓的預警指標。

3.3 采時控頂技術

1）房采區(qū)下常規(guī)控頂技術

工作面在非集中煤柱下來壓時保持較快的速度，及時甩壓。同時保持合理的采高，保障工作面頂板來壓時支架可以及時泄液、讓壓，頂板壓力突然升高時，支架仍有一定的下縮空間。

房采區(qū)下頂板來壓時，采取加快工作面推進速度、保持合理采高、確保支架初撐力達標等常規(guī)措施，避免支架被壓死。

2）集中煤柱下專項控頂技術

下方工作面推采至上覆集中煤柱前，將工作面沿面長方向提前調斜1°～4°，以縮小工作面同時進、出上覆煤柱的時間，盡可能避免上覆集中煤柱區(qū)同時影響下方整個工作面。

工作面過上覆集中煤柱10 m 后頂板仍未來壓，此時需減慢工作面推進速度，甚至停采等壓，待頂板斷裂、下沉來壓后，再正?；夭伞?/p>

工作面過上覆煤柱微震監(jiān)測事件及能量接近預警動載礦壓的標準時，在工作面前80～100 m 范圍內打直徑大于100 mm的卸壓鉆孔以降低動載礦壓。

工作面過上覆集中煤柱時，若頂板下沉比平時來壓大幅增加，支架活柱剩余行程小于10 cm、安全閥的開啟率達到50%，微震監(jiān)測指標達到動載礦壓預警標準值的50%，立即停產，并從工作面及兩順槽向上打深孔來爆破上覆煤柱，以此破壞集中煤柱的穩(wěn)定性，釋放基本頂巖梁積聚的能量。

預測預報監(jiān)測系統、常規(guī)控頂措施和打卸壓鉆孔、井下深孔爆破技術等技術已得到工程驗證，能夠滿足頂板控制的要求。

4 結論

1）通過計算安全系數得出2-2煤集中煤柱和房柱在無外力作用下均能長期保持穩(wěn)定的結論。

2）通過理論分析及三維數值模擬驗證，上覆2-2煤層集中煤柱的超前失穩(wěn)能夠減小作用于3-1煤層基本頂的載荷，從而減弱工作面過煤柱時動壓災害，有利于頂板控制。

3）通過分析總結，得到工程驗證，得出了采前優(yōu)化工作面設計、采時加強預測預報、采時常規(guī)技術及集中煤柱下專項技術等成套頂板控制技術。