特厚煤層下分層綜放面初采期間礦壓顯現規律分析

弓仲標，馮曉斌，賀 斌

(國能神東煤炭集團有限責任公司大柳塔煤礦，陜西 神木 719315)

0 引言

我國大多數煤礦都存在煤層群開采問題，隨著開采深度逐步向深部延伸，特別是近距離煤層開采的頂板管理將面臨巨大的風險和挑戰，如過上覆采空區、空巷、小窯、集中煤柱等特殊構造，措施不當可能出現壓架事故，造成設備損壞甚至人員傷害，為礦井安全生產帶來巨大的隱患。神東礦區近年來多次過上覆采空區和集中煤柱期間發生壓架事故，由于之前對于過上覆集中煤柱的礦壓顯現規律及頂板破斷形式研究不夠，回采期間不能及時掌握工作面來壓位置及動載來壓強度。因此，研究工作面過上覆集中煤柱動載礦壓防治技術具有重要意義。本文以活雞兔井12下208綜放面初采期間，過上覆12上208綜采面切眼外實體煤柱的開采實例為背景，對過煤柱期間的礦壓顯現規律及原因進行分析，采取了有效的防壓架措施，為類似下分層煤綜放工作面過上覆集中煤柱積累寶貴的經驗。

1 工作面初采概況及設備配套

1.1 工作面初采情況

活雞兔井1-2煤為復合區特厚煤層，平均厚度為10.0 m，傾角為1°～3°，埋深為76～106 m，煤層普氏系數約為3，且節理裂隙較發育、煤層韌性好、硬度大。該盤區10 m厚的煤層采用分層開采，上分層綜采面已回采4 m，中間預留2.3 m作為假頂，下分層采用綜放工藝回采。12下208綜放面走向長度4 280.7 m，傾向長度284 m，機采采高3.7 m，放頂煤中間預留2.3 m，采放比1∶0.62，采取一采一放雙輪順序放煤的作業方式，該面可采儲量762.4萬t。該面布置在12上208切眼外側實體煤柱下，初采期間不采取強制放頂，而是利用過上覆集中煤柱的切頂泄壓作用，進行自然放頂，工作面切眼巷道布置圖，如圖1所示。

圖1 12下208切眼巷道布置Fig.1 Layout of open-off cut roadway

1.2 工作面設備配套

活雞兔井12下208綜放工作面設備配套見表1。

表1 工作面設備配套明細

2 建立數值模型

2.1 建立模型

本次數值模擬選用3DEC 5.20離散單元法，即以離散單元法為理論依據，用以分析研究離散介質的力學行為的分析程序，廣泛適用于巖土工程、采礦工程等領域。12下208綜放工作面3DEC數值模型尺寸參照煤層綜合柱狀圖，上覆巖性參照各地質鉆孔的地質柱狀圖數據按各巖層實際厚度建立模型，模型構建中開挖區域到模型邊界留有影響區域。參考煤層實際賦存情況，設計模型尺寸100 m×0.5 m×107 m，其圍巖本構關系采用摩爾-庫侖模型，節理本構關系為庫倫滑移模型，原始圍巖結構計算模型，如圖2所示。

圖2 原始圍巖模型結構Fig.2 Model of original surrounding rock

2.2 對模型巖體、節理賦值

根據12下208綜放工作面數值模型，上覆巖性模型巖體的力學參數、節理面力學參數見表2、3。

表2 巖體力學參數

表3 節理面力學參數

利用3DEC軟件中劃分節理的功能，通過合理劃分節理提高模型分析的質量，本次數值模擬節理劃分的原則如下：①表土層節理的劃分一般比基巖要小，其塊度的尺寸比較小；②基巖中關鍵層節理劃分的塊度較其他巖層較長，劃分主要依據破斷距，其公式如下。其他巖層與關鍵層相比為軟巖，其節理塊度小與關鍵層節理塊度但比表土層大。

式中，hk為第k層硬巖層的厚度，m；σk為第k層硬巖層的抗拉強度，MPa；qk為第k層硬巖層承受的載荷，MPa。

2.3 數值模擬分析

模擬地應力：工作面回采之前要經歷2次原始應力平衡狀態，3DEC通過設置初始條件來模擬其中一種理想的原始狀態，在上分層開挖后經過多年壓實形成第2次地應力平衡，2次地應力狀態的信息均來自大面積測點，根據有限資料條件，模型形成相對合理的2次地應力平衡，如圖4所示。

由圖4可以看出，原始垂直應力隨著埋深變化而變化，模型內最大垂直應力接近于2.75 MPa，平均垂直應力為2.25 MPa，所采煤層埋深約為83 m，公式σz=γH，其中γ為巖石容重，取值為25～27 kg/m3；H為埋深，m。

根據公式計算，埋深為83 m時，垂直應力約為2.24 MPa，故初次地應力平衡可達到了模擬的要求。在二次地應力平衡中可知，上分層回采后在采空區的邊緣形成一定的應力集中現象，其中模型的最大垂直應力達到原巖應力的2.9倍，因此回采下分層過應力集中區時，工作面將出現較大動載礦壓。

圖4 地應力場Fig.4 Crustal stress field

模擬開挖：模擬下分層開挖初采期間，在工作面煤壁前方煤柱內，超前移動支撐壓力與上覆采空區邊界支撐壓力相互疊加，產生幾倍于原巖應力的應力疊加區，特別在距離上覆采空區邊界3 m時，工作面煤壁內部的最大應力為9.48 MPa，為原巖應力的4.23倍，如圖5所示。

圖5 工作面前方垂直應力云圖Fig.5 Vertical stress nephogram in front of working face

3 回采礦壓顯現規律原因分析及措施

3.1 礦壓顯現規律

12下208綜放面現場出煤柱時開始來壓，老頂初次來壓距離為21.6 m，來壓持續6 m，壓力450～550 bar之間，工作面片幫不嚴重，動載礦壓顯現強烈，支架立柱安全閥大部分開啟，支架活柱下縮量達到400～800 mm，支架端面頂板破碎冒落，局部地方發生漏矸現象(對應上覆調車硐室)。初次來壓后，地表出現裂縫塌陷呈O型，中間呈整體下沉，裂縫5～6 cm，四周出現較大裂縫，裂縫寬度50～200 mm，可見深度0.1～0.7 m。沿工作面走向的地表塌陷裂縫是非對稱性的，實質上反映出老頂初次來壓的破斷形式是非對稱性的，出煤柱期間礦壓顯現曲面圖，如圖6所示。

圖6 12下208初采期間礦壓顯現曲面Fig.6 Strata behavior diagram during initial mining

3.2 礦壓顯現原因分析

根據切眼布置分析，在工作面沒有回采時以及支架沒有通過上分層煤柱之前，工作面頂板處于一端固支一端簡支梁結構狀態，此時工作面支架在該結構下開采時所受壓力較小，基本是支架給予頂板的初撐力，如圖7所示；當支架逐漸到達煤柱外側直至完全處于煤柱外側邊界時，固支梁已演變為懸臂梁結構。

圖7 固支-簡支-懸臂梁結構Fig.7 Structural sketch of fixed beam，simply supported beam and cantilever beam

此時工作面開始來壓，支架正好處于上分層切眼與其后部煤柱的結合部，工作面立柱區域并未推出煤柱，即該段支架即將通過上分層的煤柱進入上分層的采空區下。工作面推進至懸臂梁斷裂極點位置，后端老頂斷裂彎曲下沉，架前煤壁上方承壓結構破斷，造成懸臂梁結構下沉導致支架壓力增大，老頂壓力通過直接頂(頂煤)傳遞至支架上側，造成支架壓力增阻安全閥開啟，如圖8所示。

圖8 懸臂梁煤柱失穩示意Fig.8 Instability of cantilever beam coal pillar

來壓期間支架安全閥大面積開啟，支架活柱平均下縮量達到600 mm，工作面采取連續加刀加強后溜放頂煤的措施，保證支架頂梁盡快出離煤柱，使得懸臂梁壓力中心落在采空區垮落帶矸石堆上，成功甩壓后支架示意如圖9所示。

圖9 懸臂梁煤柱泄壓示意Fig.9 Pressure relief of cantilever beam coal pillar

而上覆切眼調車硐室范圍頂煤垮落，隨著采空區懸頂面積大，綜合上覆調車硐室切頂泄壓作用，側向煤柱懸臂梁達到了彎曲變形臨近斷裂極點，工作面26#～28#架、74#～76#架、94#～96#架、114#～116#架、134#～136#架頂煤垮落，受力破斷失穩如圖10所示。

圖10 上覆硐室頂板破斷示意Fig.10 Schematic diagram of roof breaking of upper chamber

3.3 出煤柱主要措施

支架布置：將工作面配套較大工作阻力支架分別布置在上覆調車硐室兩側的煤柱下。

后溜放煤：初采期間直接頂垮落后，加強后溜放煤，尾梁插板不宜大幅度打出。

支架狀態：工作面采高最大化，保證支架處于最佳支護狀態。

避免集中來壓：調斜工作面，使機尾先出煤柱，避免工作面出現大面積集中來壓。

快推甩壓：出煤柱期間保證快推甩壓。

帶壓擦頂移架：來壓期間嚴格執行“跟機邁步帶壓擦頂移架”，初撐力一次性到位。

機尾側加刀：動載礦壓顯現強烈區域，及時從來壓區域向機尾側加刀，避免來壓范圍擴大；同時后溜加強放煤，收回支架尾梁插板。

移架甩壓：支架活柱下縮嚴重區域，根據梁端距情況適當超前移架甩壓，防止造成壓架。

4 結論

(1)通過數值模擬分析了大柳塔煤礦12下208綜放面過上覆集中煤柱期間的動載礦壓強度，可知上分層綜采面回采垮落后經過多年的二次充填壓實，在采空區的邊緣將形成一定的殘余應力集中現象，隨著工作面推進超前移動支撐壓力與上覆采空區邊界支撐壓力相互疊加，將產生幾倍于原巖應力的應力疊加區。

(2)頂板破斷失穩通常發生在工作面出上覆集中煤柱2～3 m期間，分析可知上覆巖層會在上覆集中煤柱邊界破斷形成砌體梁式鉸接結構，隨著工作面的推進，形成鉸接結構的斷裂巖塊會進一步回轉運動產生失穩，從而形成二次沖擊作用，產生動載礦壓現象，導致支架增阻明顯。

(3)在了解工作面頂板破斷機理及動載礦壓強度的基礎上，采取對上覆集中煤柱實施預裂破、優化設備選型、巷道設計，出煤柱期間采取調斜、加強礦壓觀測、快推等措施，可有效避免出上覆集中煤柱期間發生壓架事故。