三道溝煤礦礦壓顯現特征及圍巖控制方法

王成帥，郭 帥，沈玉旭

(1.山西省煤炭職工培訓中心，山西 太原 030006； 2.山西省煤炭職業中等專業學校，山西 太原 030006； 3.內蒙古科技大學礦業與煤炭學院，內蒙古 包頭 014010； 4.山西能源學院，山西 太原 030600)

我國煤炭資源豐富，截至2018年，數據顯示我國原煤產量已達36.8億t。隨著采煤技術及設備的發展，針對厚煤層開采礦壓顯現特征及其圍巖控制技術的研究受到廣泛重視，特別是當煤層頂板堅硬不易垮落時，隨著作業面的推進，空區頂板形成大規模懸頂，造成工作面礦壓顯現強烈[1-3]。大采高工作面開采時，上覆巖層的運動和支承壓力的分布必將發生顯著的變化，煤壁片幫與支架可靠性等問題將更加突出，給工作面圍巖控制及安全生產帶來困難[4-6]。針對這類問題，專家學者進行了廣泛研究，李軍偉[7]通過研究深部巷道圍巖破壞影響要素，提出了錨網索噴+U型鋼+柔性墊板支護方法；李中偉等[8]通過數值模擬與現場監測，提出了水力壓裂和高預緊力強力支護的巷道圍巖控制新方法；孫建峰等[9]基于數值模擬研究了不同采礦深度、采煤方法及空區充實率對礦壓顯現的影響；康紅普等[10]針對煤礦千米深井超長工作面開采圍巖控制問題，提出研發液壓支架抗沖擊技術的構想；高李軍[11]通過研究煤礦開采巷道變形破壞特征，給出了高適應性的“錨網索噴+底板錨索+注漿”支護方法；王業征等[12]通過現場監測分析，給出了深部厚煤層大采高采場覆巖活動立體模型；陳永鋒等[13]通過現場調研與實測，指出對頂板水壓致裂卸壓可以減小礦壓顯現程度。綜合上述分析，研究主要集中在工作面巷道圍巖支護方式及礦壓顯現影響要素方面的研究，對于大采高工作面覆巖破壞、礦壓顯現特征及圍巖控制方法有待深入研究。 因此，本文以三道溝煤礦85201工作面開采現狀為工程背景，采用現場監測與模擬相結合的方法研究了該礦礦壓顯現特征及圍巖控制方法，為類似條件煤礦安全高效開采提供指導。

1 工程概況

三道溝煤礦井田面積176.1 km2，可采儲量為9.3億t，年產量1 000萬t。礦井主采煤層為5-2煤層，煤層玻璃光澤，階梯狀構造，煤層賦存穩定，厚度6.48～6.95 m，煤層中下部含夾矸1層，厚度0.1～0.2 m，巖性為褐黃色泥巖，硬度小，煤層呈條帶狀、層狀構造，為長焰煤或不黏煤。其中，85201工作面沿煤層傾向布置，工作面順槽沿煤層走向布置，布置了1條膠運順槽和1條回風順槽。膠運順槽用于煤炭運輸同時兼為進風順槽；輔運順槽用于輔助運輸兼為回風順槽。膠運順槽和輔運順槽間每隔50 m設置一條聯巷，作為輔助運輸倒車硐室及物料運輸通道。兩條順槽與輔運大巷、膠運大巷及回風大巷垂直布置，85201工作面綜合柱狀圖見圖1。

圖1 85201工作面綜合柱狀圖Fig.1 Comprehensive histogram of 85201 working face

2 煤巖體地質力學參數測定

通過進行三道溝煤礦煤巖體巖石力學性質試驗，獲得地質力學相關參數，揭示煤巖體力學特性，也為后續相似實驗及數值模擬分析提供參數支撐，試驗中選取煤巖試樣各三組，試驗中編號為1#～3#，巖石及煤體的壓縮試驗結果分別見圖2和圖3。

根據試驗結果，85201工作面頂板巖石單軸抗壓強度在105.77～115.65 MPa之間，煤體單軸抗壓強度在16.18～21.39 MPa之間，可以看出頂板巖石堅硬，是導致工作面礦壓顯現的重要因素。

3 大采高工作面覆巖破壞及礦壓特征分析

3.1 工作面開采覆巖破壞相似模擬研究

通過相似模擬實驗，觀測頂板巖體斷裂及垮落情況，分析大采高作業面覆巖破壞特征，模型長×寬×高=3.0 m×2.0 m×1.5 m(圖4)，有效放煤空間為長×寬=2 m×1 m。實際工作面長度295 m，埋深99～215 m，由此確定幾何相似比為1∶300，相關參數的相似比情況見表1。

圖2 砂巖應力-應變曲線及加載圖Fig.2 Stress-strain curve and loading diagram of sandstone

圖3 煤體應力-應變曲線及加載圖Fig.3 Stress-strain curve and loading diagram of coal

圖4 相似試驗模型Fig.4 Similar test model

表1 實驗參數相似比情況Table 1 Similar ratio of experimental parameters

根據三道溝煤礦85201工作面實際煤層分布，模擬煤層傾向300 m，走向450 m，高度150 m，模型尺寸為3.0 m×2.0 m，高度為1.5 m，結合巖體力學參數測定結果，給出相似模擬實驗參數見表2。為詳細觀測采場上覆巖層移動及破壞情況，在模型剖面及層面位置布設位移傳感器。模型設置從切眼處向前推進，每次推進4 cm，相當于實際推進12 m。研究將裂隙發展邊界與煤層水平夾角稱為垮落角。

表2 85201工作面實際及相似模擬參數Table 2 Actual and similar simulation parameters of 85201 working face

工作面推進16 cm時，直接頂裂隙擴展，推進到32 cm時，直接頂垮落基本完畢，垮落高度約為4.67 cm，垮落角為58.1°；工作面推進40 cm時，基本頂周期裂斷，垮落角為60.2°；工作面推進52 cm時，在基本頂上部產生離層，最大達到3 mm，垮落角約為60.8°；當工作面推進到84 cm時，基本頂裂斷繼續向上發展，產生明顯拱形，垮落角約為62°。當工作面推進到100 cm時，基本頂周期性裂斷，垮落角度約為64.1°。隨著工作面的推進，整個上覆巖層的破壞范圍逐漸增加，在上表面形成了顯著斷裂線(圖5)。

圖5 表面斷裂線發育情況Fig.5 Development of surface fracture lines

根據相似模擬實驗結果，隨著工作面的推進，覆巖裂隙不斷擴展、延伸，直至冒落，離層長度和高度也隨之增加。上覆巖層間的離層從直接頂向上順次發展，離層的位置主要出現在一些厚硬巖層的底部，實驗獲得直接頂初次垮落高度為48 m。

垮落角的變化趨勢見圖6，隨開采寬度的增加，垮落角整體表現為增加，變化過程主要分為快速增加階段與緩慢增加階段。隨著工作面的推進，直接頂暴露寬度超過其臨界冒落跨度后，頂板巖層開始斷裂及冒落，這時垮落角顯著增加；當冒落發展到堅硬巖層底部時，覆巖離層破壞終止，這時在覆巖上方形成一個穩定平衡拱限制了冒落的發展，垮落角基本保持微小的變化，這時處于緩慢增加階段；當頂部堅硬巖層垮落后，平衡拱遭受破壞，此時冒落繼續發展直至在地表出現斷裂及明顯的沉降，這一階段垮落角快速增加。

圖6 垮落角隨回采工作面推進變化情況Fig.6 Changes of collapse angle as the working face advances

3.2 大采高工作面開采數值模擬研究

為詳細了解三道溝煤礦85201工作面開采覆巖應力變化特征，研究采用FLAC3D軟件[14]對開采情況進行數值分析。模型采用摩爾庫倫準則，頂部設置為自由面，側面及底面法向約束，模擬塊體采用六面體單元，單元數量436 200，節點數量467 350。模擬工作面推進長度300 m，傾斜寬295 m。 數值模擬用巖體力學參數見表3，數值模擬中單次推進步距為10 m。

表3 巖體力學參數Table 3 Mechanical parameters of rock mass

工作面開采60 m時，直接頂上方塑性區明顯，表現為剪切破壞，切眼端部表現為拉伸破壞，最大壓應力出現在切眼位置達14.1 MPa，上覆巖層的應力及塑性區產生明顯的拱形，這與前述相似物理實驗結果基本一致(圖7)；工作面開采100 m時，基本頂主要以拉伸破壞為主，切眼處的最大壓應力達到15.5 MPa，切眼端部的最大位移達230 cm，表明基本頂初次來壓；工作面開采120 m時，切眼處的最大應力達到15.6 MPa，切眼端部最大位移達605 cm，應力降低區繼續沿頂板向上延伸，塑性區繼續擴大(圖8)。

工作面開采160 m時，覆巖破壞繼續向上發展，切眼處的最大壓應力達到16.9 MPa；工作面開采210 m時，上覆圍巖破壞區與其上部基巖破壞區間距進一步縮小，切眼處的最大壓應力達到18.5 MPa，超前支承壓力峰值約14.5 MPa，位于工作面前方約6 m處，最大影響范圍約250 m(圖9)；工作面開采300 m時，頂板巖層破壞區域與基巖向下延伸破壞區域完全貫通，破壞區域周邊以剪切破壞為主(圖10)。

圖7 工作面推進60 mFig.7 Working face advance 60 m

圖8 工作面推進120 mFig.8 Working face advance 120 m

圖9 工作面推進210 mFig.9 Working face advance 210 m

圖10 工作面推進300 mFig.10 Working face advance 300 m

3.3 現場礦壓監測

通過對85201工作面進行現場礦壓監測，獲得大采高工作面開采礦壓顯現特征。研究采用ZYDC-3型支架壓力自測儀，在液壓支架上安裝傳輸壓力監測記錄儀及活柱縮量傳感器，共布置四個監測點，工作面測點布置見圖11。85201工作面推進距離為283 m，每天平均推進約9 m。

圖11 工作面支架壓力監測點布置圖Fig.11 Arrangement of the monitoring points of the working face support pressure

工作面推進至71.8 m時，工作面支架壓力顯著上升，有明顯片幫現象，此時工作面初次來壓，來壓步距約為75 m。來壓前后壓力及活柱縮量變化情況見表4，支架來壓后壓力及活柱縮量發生顯著變化，4個測點的壓力下降最高值達到27.94 MPa，活柱縮量增加值最高達30 mm，支架卸載嚴重，每一個支架均表現出類似變化特征，位于兩側的支架承受的支撐壓力要高于中間的支架，即礦壓顯現在切眼兩幫作用更加顯著。

監測時間內支架壓力變化情況見圖12，首次來壓整體表現為壓力急劇下降后出現反彈，隨后平穩緩慢增加，并呈現周期性變化。位于兩側的1#支架與4#支架承受壓力高于位于中間位置的兩個測點的支架壓力，監測過程中出現了6次來壓情況，基本頂來壓周期為18～26 m，平均為22.5 m，這對預判礦壓顯現的發生具有重要的指導作用。

圖12 85201工作面支架壓力變化曲線Fig.12 Change curves of pressure support on 85201 working face

表4 支架壓力及活柱縮量變化情況Table 4 Changes in support pressure and shrinkage

綜合分析，三道溝煤礦85201大采高工作面礦壓顯現特征表現為：支架壓力隨井下工作面開采先保持平穩后不斷升高，在第一次來壓前出現連續的不規則波動，在來壓瞬間達到最高值，來壓后受上覆巖層垮落的影響，支架快速卸荷導致壓力急劇減小后發生反彈，反彈后的壓力值均小于初次來壓后的壓力最高值，原因在于巖層垮落瞬間處于松散狀態使支架處于完全卸荷狀態，隨著垮落巖石的逐步壓實，再次對支架產生壓力，引起支架壓力緩慢增加，壓實散體巖塊產生的壓力要遠小于原巖對支架產生的壓力。

4 工作面頂板預控方法

三道溝煤礦85201大采高工作面，懸露面積達到29 500 m2，通過前述分析，工作面推進過程中會發生多次周期性的來壓情況，并且位于切眼位置的壓力值最高可達近30 MPa，對于堅硬頂板穩定均會產生不利影響，必須采取控制措施。結合大采高堅硬頂板破壞及礦巖顯現特征分析結果，可通過計算分析支護強度確定液壓支架合理參數及研究堅硬頂板預裂爆破技術來改變初次突變失穩步距，實現對頂板巖層的預控。初次失穩及周期失穩的巖層支護強度計算見式(1)。

(1)

式中：P為巖層支護強度，MPa；m為巖層厚度，m；K為最大失穩步距，m；γ為巖層容重，t/m3；L為支架控頂距，m。

三道溝煤礦使用ZY18000/32/70D型液壓支架，主要技術參數見表5，支架工作阻力為18 000 kN，支護強度為1.51～1.56 MPa。

表5 ZY18000/32/70D型液壓支架主要參數Table 5 Main parameters of ZY18000/32/70D hydraulic support

目前，工作面礦壓顯現有明顯影響的巖層有2層，第Ⅰ巖層是平均厚度為m=3.5 m的泥巖，容重γ=2.4 t/m3，初次突變失穩步距為37.41～50.19 m，周期突變失穩步距為9.21～20.49 m。第Ⅱ巖層是平均厚度為m=21.5 m的細砂巖，容重γ=2.7 t/m3，初次突變失穩步距為82.94～109.72 m，周期突變失穩步距為27.64～33.21 m，支架控頂距L=6.5 m。 將相關參數帶入式(1)，得到第Ⅰ巖層初次失穩支護強度為0.32 MPa，周期失穩支護強度為0.13 MPa；第Ⅱ巖層初次失穩支護強度為4.89 MPa，周期失穩支護強度為1.48 MPa。通過計算，第Ⅱ巖層初次失穩時來壓強度明顯大于支架支護強度，支架存在被壓死風險。因此，必須對頂板巖層初次來壓采取預控措施，避免重大災害的發生。

基于上述分析，研究提出采場堅硬頂板預裂爆破預控方法，即在開切眼處布置炮孔進行強制放頂，共布置31個孔，切眼內炮孔呈“一”字型布置，垂深5.5～20.8 m，切眼內炮眼中線距離切眼中心線1.5 m，孔距為8 m和10 m，見圖13，炮眼布置參數見表6。

圖13 炮眼布置圖Fig.13 The layout of the blasthole

表6 炮眼布置參數Table 6 Blasthole layout parameters

爆破采用水膠炸藥，雷管采用毫秒延期電雷管并按串聯布置，起爆方式采用延期雷管導爆索起爆。裝藥系數約為0.7，每米炮眼裝藥量約為3.6 kg，炮泥裝填系數約為0.3。炮眼采用全液壓坑道鉆機施工，鉆頭直徑80 mm，成孔直徑90 mm。

該技術實施后，實測支架初撐力平均值為12.8×103kN，為額定值的83%；最大工作阻力平均值為13.4×103kN，為額定值的75%，時間加權平均阻力平均值為11.8×103kN，為額定值的66%。支架工作阻力總體符合正態分布，工作狀態合理，實現了對堅硬頂板圍巖的有效預控，該研究可為類似條件礦山安全高效開采提供借鑒。

5 結 論

1) 85201大采高工作面開采時，堅硬頂板巖層影響下平衡拱形成與破壞周期性發展，是導致垮落角表現快速增加與緩慢增加的內在原因，而覆巖破壞離層主要發生在堅硬巖層的底部。

2) 隨工作面推進，直接頂上方表現為剪切破壞，切眼端部表現為拉伸破壞，最大壓應力為18.5 MPa，出現在切眼位置；超前支撐壓力最大值為14.5 MPa，出現在距離切眼約6 m處，明顯影響范圍為65 m；頂板巖層與基巖破壞區域貫通后，破壞區周邊以剪切破壞為主。

3) 支架壓力在來壓瞬間達到最高值，來壓后支架壓力急劇減小后發生反彈，其壓力值小于初次來壓最大值，初次來壓步距約為75 m，來壓周期約為22.5 m，來壓后壓力下降最高達到27.94 MPa，礦壓顯現在切眼兩幫更加顯著。

4) 關鍵層細砂巖初次失穩支護強度為4.89 MPa，超過了支架額定支護強度，存在支架被壓死風險，據此提出的堅硬頂板預裂爆破方法，實現了對堅硬頂板圍巖的有效預控。