羅 文，賈士耀

(國能神東煤炭集團有限責任公司，陜西 神木 719315)

神東公司下屬13個生產(chǎn)礦井中多數(shù)礦井賦存3層及以上可采煤層，隨著開采范圍、開采深度持續(xù)增加，多數(shù)礦井已逐步進入下水平開采，導(dǎo)致下組煤在復(fù)雜多變的應(yīng)力場中推進，特別是下組煤開采通過上組煤遺留煤柱時，時常發(fā)生壓架事故[1-5]。深入研究上組煤采空區(qū)、遺留煤柱區(qū)造成的應(yīng)力集中與煤巖層層間距之間的關(guān)系，并針對不同地質(zhì)條件與采動條件采取相應(yīng)的措施，對保障神東礦區(qū)綜采工作面高強度推進具有十分重要的意義。近些年針對綜采工作面過煤柱問題，國內(nèi)外學(xué)者作了深入研究，鞠金峰[6]研究指出，通過控制煤柱上方巖層關(guān)鍵塊體穩(wěn)定性可減少作用在下組煤工作面出煤柱時產(chǎn)生的動壓；陳蘇社[7]等人通過現(xiàn)場實踐，在過煤柱階段使用工作面調(diào)斜、加快推進速度等措施，可以有效避免高強度動載礦壓現(xiàn)象發(fā)生；許興亮[8]等人研究了上組煤開采遺留煤柱寬度、下組煤工作面基本頂鉸接結(jié)構(gòu)與工作面應(yīng)力集中、礦壓劇烈顯現(xiàn)之間的關(guān)系，并計算了不同破斷結(jié)構(gòu)下煤柱載荷；彭海兵[9]、周海豐[10]、趙勇[11]等專家學(xué)者針對工作面過空巷群容易出現(xiàn)強礦壓現(xiàn)象，通過具體的工程背景，提出了相應(yīng)的過空巷群治理措施和方案。

目前在下組煤通過上組煤采空區(qū)、遺留煤柱區(qū)造成的應(yīng)力集中與煤巖層層間距之間的關(guān)系研究不深入[12]，本研究探討上組煤開采后煤柱的集中應(yīng)力分布規(guī)律，揭示下組煤工作面在過煤柱階段的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律及工作面異常來壓機理，分析過煤柱時的頂板結(jié)構(gòu)，為煤層群過煤柱開采提供理論基礎(chǔ)，對同等條件下工作面的開采具有重要的參考價值。

1 復(fù)合煤層開采條件下礦壓顯現(xiàn)特殊規(guī)律分析

1.1 工程概況

神東哈拉溝煤礦位于陜西省神木縣大柳塔鎮(zhèn)境內(nèi)，主采煤層為2-2、3-1、4-2煤3個煤層。綜采工作面位于22煤五盤區(qū)，x綜采面走向長3885 m，傾向長319 m。煤層平均厚度4.68 m，平均埋深100 m。x綜采工作面上覆有a、b、c綜采工作面采空區(qū)，如圖1所示，煤層間距20～30 m。

圖1 x綜采工作面布置

1.2 采場上覆巖層結(jié)構(gòu)

工作面基本頂以細粒砂巖為主，中等硬度。直接頂為粉砂巖，灰白色，中等硬度，根據(jù)臨近工作面回采經(jīng)驗，直接頂隨采隨落。直接底為粉砂巖和泥巖，灰白色，其中泥巖底板遇水易軟化(表1)。

表1 煤層頂?shù)装?/p>

1.3 工作面過區(qū)段煤柱情況

由圖1可知，工作面上覆為a、b、c綜采工作面采空區(qū)，且工作面的推采方向與上覆工作面推采方向相互垂直。由地質(zhì)資料知12煤層與22煤層間距約30 m，12煤層厚度2 m左右，22煤層厚度5 m左右，煤柱A位于距離開切眼585～600 m，寬度15 m，煤柱B距離開切眼960～975 m，寬度15 m，煤柱C距離開切眼1200～1205.4 m，寬度5.4 m，煤柱D距離開切眼1530 m。工作面在推采過程中會先后多次經(jīng)過上覆采空區(qū)和遺留區(qū)段煤柱，受上覆遺留區(qū)段煤柱影響礦壓顯現(xiàn)較為明顯。

根據(jù)綜采面回采實際，當綜采面出煤柱A時，礦壓顯現(xiàn)異常明顯，發(fā)生了綜采面切頂冒落和大面積片幫導(dǎo)致運輸機過載壓死(圖2)。為保證綜采工作面在前方B、C、D三個煤柱下的安全開采，需對煤柱下方受力機理進行深入研究，并制定相關(guān)預(yù)案。

圖2 切頂冒落及壓架現(xiàn)場

2 復(fù)合煤層開采煤柱下方受力機理分析

2.1 靜載模型

采煤工作面推進后，采場上覆巖層經(jīng)撓曲、裂斷、運動形成“上三帶”空間結(jié)構(gòu)，采場周邊圍巖受力隨之發(fā)生規(guī)律性變化，上組煤區(qū)段煤柱內(nèi)頂板壓力靜載模型與下組煤區(qū)段煤柱內(nèi)頂板壓力靜載模型如圖3所示。

圖3 受力機理

1)上組煤受力靜載模型。由圖3知，上組煤原始煤層垂直應(yīng)力σ1、采空區(qū)垂直應(yīng)力σ2與煤柱區(qū)垂直應(yīng)力σ3計算方法見式(1)-式(3)。

σ1=H0γ

(1)

σ2=k0H0γ

(2)

σ3=k1H0γ

(3)

式中，H0為上組煤平均采深，m；γ為平均容重，t/m3；k0為采空區(qū)殘余應(yīng)力系數(shù)，取值在0～1之間；k1為采場應(yīng)力峰值系數(shù)，通常單一采場取值1.5～2.5，區(qū)段煤柱取值在2～3.5。

2.2 煤柱下方受力動載模型

現(xiàn)場實踐表明，當采煤工作面過區(qū)段煤柱時采場礦壓顯現(xiàn)都比較劇烈，主要表現(xiàn)有煤壁片幫、架前漏矸、支架活柱下縮量大、冒頂范圍增加等情況。為剖析下組煤開采過集中煤柱上組煤采空區(qū)基本頂巖體失穩(wěn)機理，建立區(qū)段煤柱下頂板壓力動載模型如圖4所示。

圖4 過煤柱巖層位置關(guān)系

當下組煤通過集中煤柱時，假設(shè)上組煤采空區(qū)基本頂發(fā)生失穩(wěn)垮落做自由落體運動，設(shè)運動巖體長寬高為l，w，h，則巖體質(zhì)量為M(式7)，其具有重力勢能Ep(式8)，重力勢能可以轉(zhuǎn)化為動能Ek(式9)。

M=(lwh)γ

(7)

Ep=Mgh

(8)

按自由落體計算，巖塊下落Δh后，具有速度v：

假設(shè)巖塊與矸石接觸時間為t，矸石區(qū)所受動載F計算為：

當下組煤采煤工作面進入?yún)^(qū)段集中煤柱區(qū)域時(圖5)，近入側(cè)煤柱承擔的上組煤基本頂重量及其運動產(chǎn)生的動載大部分傳遞到液壓支架后方矸石上；而當下組煤采煤工作面走出煤柱區(qū)域時，走出側(cè)煤柱承擔的上組煤基本頂重量及其運動產(chǎn)生的動載大部分傳遞到液壓支架前方煤體內(nèi)，這是造成采煤工作面進出區(qū)段煤柱應(yīng)力差異的主要力源。

圖5 進煤柱階段主關(guān)鍵層塊體力學(xué)模型

進出區(qū)段集中煤柱由于煤壁失穩(wěn)造成載荷的瞬間變化Q2可以用式(12)表示。

Q2=M/2+F

(12)

式中，Q2為由煤柱失穩(wěn)附加的應(yīng)力，MPa。

綜上，采煤工作面進出煤柱其前方煤體受力可用式(13)表示。

式中，Q為進尺煤柱前方煤體承擔的應(yīng)力，MPa；α為靜載應(yīng)力向前方煤柱傳遞的應(yīng)力系數(shù)，取為1；β為動載應(yīng)力向前方煤柱傳遞的應(yīng)力系數(shù)，進煤柱時一般取值在0.4～0.8，出煤柱時一般取值在0.5～1。

3 綜采工作面進出煤柱數(shù)值模擬分析

3.1 模型建立

依神東哈拉溝礦綜采面建立兩個煤層多次開挖的FLAC3D數(shù)值模擬模型(圖6)。模型設(shè)定x軸方向為綜采面推進方向，長度200 m；y軸方向為綜采面的傾斜方向，長度50 m；z軸代表巖層，厚度為90 m。其中設(shè)定“B0Layer”和“05Layer”為煤層，煤層厚度分別為5 m和2 m，層間距為25 m。上組煤模擬兩次開采，第一次開挖180 m到30 m(模擬a工作面開采見方)，第二次開挖110 m到60 m(模擬b工作面開采見方)。上組煤110～130 m為區(qū)段煤柱。下組煤從50 m處模擬開采，每推進10 m模擬一次，在下組煤頂板處布設(shè)Z方向的應(yīng)力監(jiān)測點，自50 m開始每間隔5 m布置一處，共設(shè)應(yīng)力監(jiān)測點20個。

圖6 數(shù)值模擬三維結(jié)構(gòu)

3.2 數(shù)值模擬結(jié)果分析

通過FLAC3D分別對下組煤開采至上組煤采空區(qū)前后區(qū)域、開采至上組煤煤柱前后區(qū)域時的應(yīng)力曲線進行模擬，得到應(yīng)力曲線分布(圖7)。

圖7 推進至上組煤采空區(qū)時支撐壓力分布

綜采面推進至60 m處剛進入上組煤采空區(qū)1時的Z方向受力分布如圖7所示。支承壓力峰值明顯范圍為10.57 m；綜采面推進至85 m處位于上組煤采空區(qū)1下方時的Z方向受力，其支承壓力峰值明顯范圍為9.15 m；該結(jié)論驗證了采空區(qū)下方煤體受力小于實體煤下方的結(jié)論，從應(yīng)力峰值影響距離上看，數(shù)值減少在15%左右。對下組煤開采至上組煤煤柱前后區(qū)域時的應(yīng)力曲線進行模擬，得到應(yīng)力曲線分布情況(圖8)。

圖8 推進至上組煤煤柱區(qū)時支撐壓力影響

綜采面推進至110 m、130 m和120 m處的Z方向受力分布如圖8所示，分別表示為下組煤進煤柱、出煤柱及在煤柱中部的垂直受力。從圖中可以看出，當進煤柱時，上方應(yīng)力集中區(qū)傳遞至下組煤推進前方較大一片區(qū)域，分攤支承壓力范圍為18.86 m，應(yīng)力經(jīng)過分攤后，位于工作面前方的來壓較為平穩(wěn)；隨著工作面向前推進，在經(jīng)過煤柱以及出煤柱的過程中，上方應(yīng)力集中區(qū)傳遞至下組煤的影響區(qū)域逐步縮小，從在煤柱中部的12.60 m降低為出煤柱時的10.26 m，進而導(dǎo)致上方應(yīng)力集中在出煤柱時的正前方煤層區(qū)域，即出煤柱時來壓較為劇烈。由數(shù)值模擬結(jié)果知，支承壓力峰值距煤壁距離在9～15 m之間，區(qū)段煤柱應(yīng)力衍射角在24.22°～36.39°之間。

3.3 煤體受力峰值系數(shù)測定

為獲得下煤層推進至進煤柱和出煤柱時時的應(yīng)力曲線圖，在模型模擬開挖時添加應(yīng)力監(jiān)測點，下煤層在推進50～100 m時，每推進10 m平衡步長增加1000步；在推進100～140 m時，每推進5 m平衡步長增加1000步，獲得監(jiān)測點應(yīng)力曲線(圖9)。

圖9 下組煤推進至110 m、130 m處各監(jiān)測點應(yīng)力曲線

繪制當下組煤進煤柱(110 m和130 m)時，其進煤柱頂板正上方左右各10 m的Z方向應(yīng)力變化曲線如圖9所示。由圖9(a)可以看出：下組煤層推進至90 m之前，各測點Z方向應(yīng)力值均呈現(xiàn)增大趨勢，當推進至90 m時，100 m處監(jiān)測點的應(yīng)力值下降較快；當推進至100 m時，100 m處監(jiān)測點應(yīng)力降為0，105 m處監(jiān)測點開始下降；當推進至105 m時，105 m處監(jiān)測點應(yīng)力降為0，110 m處監(jiān)測點開始下降，按此規(guī)律一直推進到120 m，在進煤柱的過程中，應(yīng)力最大峰值達到了7.2×106MPa。此時應(yīng)力曲線變化規(guī)律與進煤柱時基本相似，但是應(yīng)力曲線最大峰值達到8.23×106MPa。

通過對進出煤柱不同位置的應(yīng)力監(jiān)測可以看出，隨著開采的不斷進行，頂板上方應(yīng)力不斷增加，且在出煤柱時增至最大。為了更清晰表示應(yīng)力變化規(guī)律，利用監(jiān)測應(yīng)力與原始應(yīng)力的比值作為k測(式14)，來標定支承壓力峰值，獲得K值曲線(圖10)。

圖10 監(jiān)測K值曲線

綜采面推進到不同距離處，煤體受力峰值系統(tǒng)k測曲線如圖10所示，由圖10所示，當工作面推進到110 m(近煤柱)時，其k測最大值為2.94；當工作面推進到130 m(出煤柱)時出煤柱時，其k測最大值為3.35，出煤柱比進煤柱應(yīng)力提高了12%以上。依據(jù)此結(jié)論，可以初步確定在神東礦區(qū)，進煤柱動載傳遞系數(shù)m取值0.5，出煤柱動載系數(shù)m取值0.7比較符合現(xiàn)場實際。

4 解決出煤柱受力問題

為解決進出煤柱過程中頂板壓力過大問題，僅依靠加固圍巖、增加支護強度和不斷提高設(shè)備的支護能力有時無法從根本上解決因高應(yīng)力疊加導(dǎo)致的巷道維護難題[13-16]，本研究使用水力壓裂技術(shù)解決進出煤柱受力問題，通過將高壓水注入目標巖層、改造巖層結(jié)構(gòu)、改變圍巖的應(yīng)力狀態(tài)，從而達到降低圍巖應(yīng)力集中程度的目的[17-20]。

4.1 水力壓裂方案

針對采煤工作面上覆采空區(qū)B區(qū)段煤柱，采用定向長鉆孔分段水力壓裂技術(shù)降低區(qū)段煤柱應(yīng)力集中顯現(xiàn)，該技術(shù)由壓水進水管路、高壓水泵、水泵壓力表、蓄存壓裂介質(zhì)水和油的儲能器、手動泵、手動泵壓力表、快速連接的高壓供水膠管、封孔器等幾部分組成，共設(shè)計施工3個長鉆孔，水平位置分別位于B區(qū)段煤柱中線正下方(距切眼967 m)及其左右各30 m處(圖11)，鉆孔的垂直位置位為2-2煤層上方，距離頂板10 m處的細粒砂巖中(圖12)。

圖11 煤柱水力壓裂鉆孔設(shè)計施工方案

圖12 煤柱水力壓裂鉆孔設(shè)計施工方案

4.2 水力壓裂效果分析

為評價水壓致裂層間關(guān)鍵層對綜采面過煤柱的控制效果，對采煤工作面進入煤柱前后的液壓支架阻力數(shù)據(jù)進行分析，選擇進尺在550～650 m和900～1000 m，第20-120(間隔10架)號液壓支架工作阻力數(shù)據(jù)進行深入分析，其數(shù)值曲線如圖13所示。

圖13 采取防治措施前后的來壓步距對比

由圖13看出，相較于過A煤柱區(qū)域(550～600 m)時的壓力曲線，過B煤柱區(qū)域(900～1000 m)其支架阻力、來壓步距和持續(xù)長度都有明顯降低；采取水力壓裂后的液壓支架平均支架阻力由A煤柱區(qū)的22333 kN減小至B煤柱區(qū)的19616 kN，平均周期來壓步距由21.7 m減小至18.28 m，平均來壓持續(xù)距離由6 m減小至4.35 m。22521采煤工作面在通過B煤柱期間，礦壓顯現(xiàn)較平穩(wěn)，沒有出現(xiàn)異常礦壓顯現(xiàn)現(xiàn)象，保證了煤礦的安全高效開采。

5 結(jié) 語

為研究綜采面過區(qū)段集中煤柱區(qū)礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，建立了不同層位煤體的靜載模型與動載模型，推導(dǎo)上組煤與下組煤在區(qū)段煤柱區(qū)應(yīng)力差異公示，提出了不同時空條件下應(yīng)力計算方法；以神東正在開采的綜采面地質(zhì)條件與采動條件為依托，建立了數(shù)值模擬模型，通過對過區(qū)間煤柱時各區(qū)域煤層頂板應(yīng)力的應(yīng)力分析，得出采煤工作面出煤柱時要比進煤柱應(yīng)力提高10%以上的結(jié)論。為減少神東綜采面過后續(xù)區(qū)段煤柱的威脅，采用水力壓裂技術(shù)改造巖層結(jié)構(gòu)、改變圍巖應(yīng)力狀態(tài)，達到了減少礦山壓力顯現(xiàn)、提高采煤工作面煤壁與頂板完整性，保證了綜采面的安全高效開采，通過理論建模、數(shù)值模型的方法分析了下組煤過區(qū)段集中煤柱的動力機理，通過工程實踐、實測數(shù)據(jù)分析驗證了相關(guān)結(jié)論，提高了采煤工作面過區(qū)段集中煤柱的安全性，為相同或相似條件下的煤層開采提供了參考與借鑒。