雙向漸厚綜放工作面不同開采時期來壓特征研究

崔 晚，楊 柳，李學成

(1.河南焦煤能源有限公司九里山礦，河南 焦作 450046；2.中國礦業大學(北京)能源與礦業學院，北京 100083；3.放頂煤開采煤炭行業工程研究中心，北京 100083)

地下煤炭資源在開挖以前，原巖應力處于平衡狀態。煤層開采后必然引起巖體向采空區移動，因此做好采場巖層移動與控制，可以避免采動損害及相關問題，如冒頂事故、沖擊地壓、瓦斯爆炸、煤與瓦斯突出、地表沉陷等。如今厚煤層是煤礦開采的主要煤層，因此，研究并掌握厚煤層開采過程中的圍巖變形、巖層運動、巖層結構失穩破壞規律具有重要意義[1-4]。

近年來，針對我國在厚煤層綜放開采的礦壓顯現規律及其控制問題，眾多學者已經做了大量深入且實際應用成功的研究。王家臣等[5]揭示了在綜放開采過程中以大青灰巖為堅硬基本頂綜放面的頂板應力分布及其演化特征；劉長友等[6]對超長孤島綜放面的圍巖穩定性和頂煤冒放性進行系統性控制，采用FLAC3D軟件分析了其支承壓力分布特征，研究了老頂上覆巖層應力場的變化規律，總結了初采階段與正常推進階段工作面超前支承壓力分布規律；李化敏等[7]以不連溝煤礦特厚煤層大采高綜放開采為工程背景，利用現場監測和理論等對大采高綜放采場礦壓及頂板運動破斷特征進行分析，得出工作面來壓強烈、持續時間短、動載明顯的礦壓現象是由于高位“砌體梁”結構滑落失穩造成的；楊敬軒等[8]對堅硬厚層頂板群結構的覆巖破斷沖擊效應進行了總結，得出了采場沖擊來壓的主要影響因素、來壓特征以及工作面合理支護強度等；翟新獻等[9]以耿村煤礦特厚煤層綜放工作面為工程背景，采用數值模擬和現場觀測，對綜放工作面覆巖運移進行研究，揭示了老頂來壓后，工作面前方支承壓力趨于平穩，主要表現在塑性區范圍和最大應力集中系數基本保持不變。

綜上，對于厚煤層頂板的運動規律進行的研究都是在相應的工程背景下，通過理論分析、數值模擬、工業試驗等結合現場數據的方法進行總結歸納驗證得出，針對近年來厚煤層的不同條件如特厚、近距離煤層、急傾斜、堅硬頂板，許多學者仍在研究，但在時間角度上對于厚煤層的開采全過程不同回采時期頂板的來壓特征研究較少。由于九里山礦綜放面特殊的地質條件，為雙向漸厚煤層(工作面傾向從中部逐漸向兩端變厚且在工作面走向逐漸變厚)，基本頂厚且堅硬，研究此條件下放頂煤工作面的礦壓規律，對焦作礦區推廣使用放頂煤具有重要意義。

1 工程概況

焦作礦區首次使用綜采放頂煤工藝，必須摸清覆巖運動規律，為煤與瓦斯突出礦井安全高效提供理論支持。通過試驗綜采放頂煤工藝，對實現礦井“一井一面”的安全高效模式，緩解采掘失調及消除潛在安全隱患，實現礦井的良性循環，響應國家生態化建設思想均具有重要的現實意義。

該工作面位于15采區西翼中部，北部為15041工作面(已回采結束)，東部與15軌道下山保安煤柱相鄰，南部無采掘活動，西部靠近工業廣場保護煤柱，工作面底板有15061底抽巷和15081底抽巷，如圖1～圖3所示。所采二1煤層整體為一單斜構造，走向216°、傾向131°、傾角11°～12°，平均走向長度為265 m，傾斜長度為150～172 m，煤層為較穩定煤層，煤厚2.0～7.0 m，平均煤厚4.5 m，煤炭可采儲量約24.7萬t。 該工作面采用走向長壁放頂煤開采方法，割煤高度約2.7 m，放煤高度1.8～4.0 m。

圖1 15081工作面平面布置圖

圖2 15081工作面運輸巷處煤厚變化圖

圖3 推進40 m I-I’處工作面傾向煤厚變化圖

工作面靠近煤層頂板有0～1.0 m軟煤，呈粉末狀及片狀，疏松易碎，中下部煤質較為堅硬，半亮型，煤層整體無夾矸，工作面內偽頂厚在0～0.3 m之間。直接頂為黑灰色粉砂巖，平均厚約2.87 m，基本頂為灰黑色粉砂巖，平均厚度13.9 m。直接底為粉砂巖，平均厚度5.35 m，基本底為中細砂巖互層，平均厚度0.97 m。15081工作面切眼處綜合柱狀圖如圖4所示。

為實現對頂板來壓特征的預測，在距離15081工作面100 m位置設置鉆窩，對頂板巖層進行鉆孔取芯，鉆孔深度15 m，以保證取得完整巖芯。經實驗室單軸和三軸抗壓實驗得直接頂的物理力學參數見表1。

圖4 頂底板綜合柱狀圖

表1 直接頂物理力學參數

14141工作面和15081工作面所采煤層賦存條件和前期開采技術條件相同，為減小其初次來壓步距和來壓強度，避免造成災害，依據14141工作面切眼預裂爆破實踐經驗，預裂后該工作面初次來壓步距為30 m，周期來壓步距10～15 m，因此15081工作面也采用了切眼頂板爆破預裂方案。

2 頂板來壓特征

工作面頂板壓力采用液壓支架壓力綜采監測系統進行監測，應用于井下液壓支架的壓力監測。監測分機沿著工作面進行布置，兩個監測分機之間的距離為每隔10架(即5架、15架…)安裝一部，工作面共安裝ZF6800/20/38型支架113架，在控制臺位置安裝傳輸分站，15081工作面一共布置11個監測分站。

根據15081工作面的煤層賦存特征，在工作面傾向上中間厚兩邊薄，隨著工作面走向逐漸向兩端變厚，隨后穩定至停采線，為了不造成煤炭資源浪費，初采結束后進行局部放煤。其回采可分為三個時期，初采時期、局部放煤時期、放煤時期。其中局部放煤時期，放煤支架為43#支架～75#支架，沿工作面傾向67～117 m，工作面走向30～125 m；放煤時期，放煤支架為15#支架～90#支架，沿工作面傾向23～140 m，工作面走向125 m～停采線。

2.1 來壓步距

2.1.1 理論計算

工作面上方基本頂由粉砂巖和細粒砂巖組成，根據組合梁式斷裂的極限跨距，建立兩端固支梁模型，如圖5所示。

圖5 固支梁模型

15081工作面采用全部垮落法處理采空區頂板，在初次來壓前不放煤，進行綜采后，直接頂全部垮落，基本頂形成“砌體梁”結構，設采場的基本頂初次來壓步距為L，可以將采場頂板結構按材料力學的固支梁理論進行分析。

(1)

式中：h為基本頂的厚度,m；Rt為巖層的抗拉強度,MPa；q為基本頂及其上方頂板載荷集度,MPa。

(2)

代入E1=2.8×104MPa，h1=13.90 m，E2=2.3×104MPa，h2=4.17 m，γ1=24 kN/m3，γ2=23 kN/m3到式(2)中，得(q2)1=0.42 MPa。

將工作面已知數據：h=13.9 m，Rt=3.2 MPa，q=0.42 MPa，代入到式(1)可得L=54.3 m。

周期來壓步距按照基本頂的懸臂式折斷計算，見式(3)。

(3)

與老頂初次斷裂時的極限跨距相比，周期來壓相當于其0.408倍。隨著工作面推進，窺視結果表明直接頂厚度變為4.3 m，泥巖厚度不變，基本頂厚度變為12.6 m。

將數據代入到式(3)，h=12.6 m，Rt=3.2 MPa，q=0.42 MPa可得L=20.0 m。

由計算分析可知，在不采取預裂爆破技術措施的條件下，初次來壓與周期來壓的步距分別為54.3 m和20.0 m。與初次來壓48.0 m，周期來壓18.0～21.0 m的同采二1煤層的14121工作面相似。

2.1.2 現場實測

1) 初采時期。由于15081工作面初次來壓前不放煤，因此不存在初采放煤的問題，支架在切眼處接頂，在初次來壓前逐漸下扎至工作面底板。工作面推進期間，初次來壓強度最為強烈，初次來壓前后各測站來壓情況統計見表2。

由于15081工作面采用類比法參考臨近15071工作面采煤工作面機械設備配置，且安全閥開啟的支架為6個，超過半數，因此有必要對支架的安全合理性進行評估。采用估算法驗證支架的工作阻力合理性，該方法基于對支架工作阻力構成的分析，綜合考慮頂煤與冒落帶巖層重量與基本頂失穩產生的支架動載相平衡，獲得支架支護強度，見式(4)。

q=Kd(q冒+q頂煤)

(4)

式中：q為支架支護強度,MPa；Kd為失穩動載系數，取1.1～1.8，Kd=1.5；q冒為冒落帶巖層自重應力，q冒=γ頂h，γ頂為巖層容重，取25 kN/m3。根據經驗估算法冒落高度為3～4倍煤層厚，取18 m，可填充采空區。q頂煤為頂煤自重應力，q頂煤=γ煤Md，γ煤為頂煤容重，取13.8 kN/m3；Md為放煤高度，取最厚處4 m。代入數據，得式(5)。

q=1.5×(25×20+13.8×4)=

843.15 kN/m2=0.843 MPa

(5)

根據支護強度計算結果，九里山礦綜放面支架支護強度約0.843 MPa，結合支架頂梁長度、配套尺寸與空頂距得到支架工作阻力，見式(6)。

P=q×(LK+LD)×B

(6)

式中：P為支架工作阻力，kN；q為支架支護強度，0.843 MPa；LK為頂梁長度，4.4 m；LD為控頂距，0 m；B為支架寬度，1.5 m；

P=0.843×1 000×(4.4+0)×1.5=5 564 kN

(7)

根據計算結果，工作阻力為5 564 kN，約折合液壓缸壓力28.6 MPa，與支架來壓前工作阻力較為接近。實際支架工作阻力為6 800 kN，折合支架安全閥值35 MPa，安全富余系數為1.2，滿足支架工作阻力要求。

2.3 真實的情境下考查社會責任和生命觀念 真實的情境是運用生物學知識分析和解決實際問題的載體。將測試試題嵌入在具有啟發性和過程性、真實、有意義的情境之中，適度呈現有一定的信息量、不同陌生度的問題情境，讓學生在真實情境中運用知識，表現自己的真實水平，促進生物學知識向真實生活情境的再認識和適度遷移。真實的答題情境可來源于科學技術與社會的聯系，可來源于科學研究的過程和成果，可來源于真實的現實生活[2]。在真實情境中考查社會責任是學業水平測試試題的靈魂。

2) 局部放煤和放煤時期。局部放煤時期和放煤時期都存在周期來壓，根據現場對支架循環末阻力的統計，統計結果分別見表3和表4。

表2 工作面初次來壓支架受力特征

表3 局部放煤時期各測站周期來壓步距統計

續表3

表4 放煤時期各測站周期來壓步距統計

由表3和表4可知，在局部放煤時期，5#測站即45#支架的統計數據中出現最大值，步距為24.4 m；在局部放煤時期和放煤時期都出現過最小值步距6.5 m，分別是11#測站即150#支架、6#測站即55#支架。由于這兩個時期的合計平均步距值較為接近，約15 m，因此觀察其平均步距的離散程度，是否存在差異過大的情況。

圖6 周期來壓平均步距對比圖

由圖6可知，兩個時期各測站所測的平均步距離散程度較為接近，計算其方差分別為4.5和5.6，差異并不明顯。

2.2 來壓強度

支架工作阻力是對頂板壓力的直接反應，通過對支架循環末阻力的處理可得出上覆巖層頂板的運動特征。局部放煤時期與放煤時期的放煤范圍在工作面傾向上相差約64 m，利用Origin數據分析軟件對2018年8月11日至2019年1月8日的液壓支架工作循環末阻力數據進行統計分析，得到該工作面來壓情況的熱力圖，如圖7所示。

圖7中①區域、②區域和③區域分別對應初采時期、局部放煤時期、放煤時期。 由圖7可以看出，在局部放煤時期，工作面傾向方向上65～125 m，走向30～125 m范圍內出現了較為集中的低阻力區域，面積約占整個工作面的1/3，這一時期的來壓強度比初采時期降低了約35%；在放煤時期，工作面傾向方向上10～150 m，走向125～170 m范圍內也出現了較為集中的低阻力區域，面積約占整個工作面的4/5，這一時期的來壓強度比初采時期降低了約51%，比局部放煤時期降低了約24%。這三個時期對比較為鮮明，可以得出出現低阻力區域是由于支架放煤導致；圖7中②區域和③區域亦可以相互驗證隨著放煤范圍的擴大，低阻力區域隨之擴大。

圖7 15081工作面不同時期來壓強度情況

為了反映三個時期支架日常工作強度的不同，對三個時期的支架工作阻力進行對比分析，得三個時期的工作阻力分析如圖8所示。

圖8 支架受力特征

靠近端頭的5#支架與105#支架，工作阻力平均水平較高，且上端頭的平均阻力水平高于下端頭；初次放煤時期工作面上端頭至下端頭的95#支架～15#支架平均工作阻力呈現逐漸升高的現象；在局部放煤時期，曲線整體呈現兩邊高，中間低的特點，其中65#支架工作阻力平均水平高于相鄰測站的數據，經現場觀測，在工作面走向上，由于65#支架附近的頂煤架前與架間流煤嚴重，提前接頂，導致日常工作阻力值偏高；放煤時期的曲線也呈現兩端高、中間低的特征，但比局部放煤時期的曲線更加平滑。在發展時間縱向上，支架的平均工作阻力呈逐漸減弱的趨勢，初采時期>局部放煤時期>放煤時期。在工作面傾向上，三個時期總體上都呈現兩邊高、中間低的受力特征。

3 來壓差異性機理分析

1) 頂板破斷形式的不同導致來壓步距不同。初次來壓基本頂為三鉸拱式平衡，已發生破斷的巖塊回轉失穩，而周期來壓時的基本頂可視為懸臂梁式破斷。根據材料力學計算其來壓步距，前者懸梁的極限跨距相當于后者的2.45倍。

2) 來壓步距不同導致來壓強度不同。支架的壓力峰值隨著上覆巖層極限跨距的增大而增大，造成初次來壓強度大于周期來壓強度。

3) 放煤對周期來壓步距影響不大，會降低來壓強度。放煤不影響頂板破斷形式，放煤造成的流煤運動，使得直接頂隨之冒落，基本頂在離工作面不遠的高處形成平衡結構，導致面上放煤處周期來壓強度不明顯。

4 結 論

1) 15081工作面的放煤范圍雖然擴大了80 m，但工作面周期來壓步距不會隨著放煤范圍的擴大和煤層厚度增加而有明顯的增大或減小。工作面周期來壓的強度會隨著放煤范圍的擴大而減小。

2) 在工作面傾向上，該工作面煤層厚度具有中間高兩邊低的特點，結合支架日常工作阻力的統計結果顯示中間低兩邊高的特點，說明頂板在工作面中部破碎較兩端更完全，放煤有利于礦壓的釋放。

3)從切眼開始到回采結束，15081工作面的綜放首采試驗的成功，可以為焦作礦區厚硬頂板下具有煤與瓦斯突出危險的厚煤層提供參考與借鑒。