上煤層擾動下綜放工作面覆巖運移及礦壓顯現規律研究

南 華 ，王卓穎

（河南理工大學 能源科學與工程學院，河南 焦作 454000）

我國已探明的煤炭儲量中，有將近一半為厚煤層（≥3.5 m）[1]，與之相對應的厚煤層綜放開采技術是近年來迅速崛起的安全高效回采技術，具有巷道掘進率低、噸煤成本低、適應性強、高產高效等優勢[2]。同時，綜放開采采場覆巖運移及破壞結構、采動應力場分布特征、礦壓顯現規律、液壓支架與圍巖作用關系等一批新的科學問題應運而生[3-5]，國內外相關學者已進行了卓有成效的研究。

近年來，我國煤炭開發整體向中西部轉移，而中西部煤田目前大都處于上煤層已采下煤層待采的階段，如神東煤田、準格爾煤田、大同煤田等[6-8]。受上煤層開采的損傷影響，許多礦區在開采下煤層時，出現了明顯不同于初次采動的礦壓顯現、巷道變形和破壞嚴重、資源損失嚴重等情況，嚴重影響了下煤層的正常開采[9-11]。下煤層開采礦壓顯現規律較以往開采不同的根本原因在于，其覆巖結構及運動方式發生了變化，根據煤層群覆巖關鍵層位置，可將近距離煤層覆巖結構分為3 類4 種[12-13]。基于此分類，國內外眾多學者結合具體工程背景，對下煤層開采時發生的強礦壓顯現特征展開研究[14-16]。

目前，準格爾煤田大多數礦井已進入了第二主采煤層的開采，即位于石炭二疊紀含煤巖系中的6#、10#、11#煤層，煤系及煤層在鄂爾多斯全盆地均勻分布，平均厚度可達10 m 以上，故大多數煤礦都選用綜放開采技術進行回采[17]。通過以往研究可知，若綜放工作面上部存在采空區或遺留煤柱，其開采過程中的礦壓顯現規律將更為復雜[18]。基于此，運用理論分析、相似模擬、現場實測等方法，以黃玉川煤礦226上02 綜放工作面為例，針對上煤層擾動下綜放工作面覆巖運移及礦壓顯現規律展開研究，分析上煤層擾動下綜放工作面礦壓突變機理及頂板來壓來源，提出相應控制措施；研究結果可為相似綜放工作面的合理采高、支架選型、支護阻力等參數設計提供參考。

1 工程概況

黃玉川煤礦位于內蒙古自治區準格爾煤田中西部，其226上02 綜放工作面屬于典型的上煤層擾動下厚煤層綜放開采，其煤巖層相關物理力學參數見表1～表3。226上02 綜放工作面采用走向長壁后退式綜合機械化放頂煤采煤法，主采6上煤層，總采高12.1 m，采放比1∶2.27，平均埋深256.5 m。12402 工作面主采4#煤層，采高4.0 m 左右，已于2021 年回采完成，采空區位于226上02 綜放工作面上方57 m 處，兩工作面的空間位置關系如圖1。

圖1 兩工作面空間位置關系Fig.1 Spatial position relationship between two working faces

表1 煤巖物理力學參數Table 1 Physical and mechanical parameters of coal and rock

226上02 綜放工作面選用ZF21000/25/42D 型支架，額定工作阻力為21 000 kN，支護強度為1.8 MPa，以往開采過程中該型號支架能滿足綜放工作面的頂板支護需求，未出現異常現象。2022 年1月初，綜放工作面推進至1 100 m 左右時，頂板大規模垮落發生壓架事件，端頭支架出現壓死情況，支架安全閥大面積開啟，活柱下縮明顯。同時，運輸巷頂底板嚴重變形，出現錨索托盤崩裂、頂幫網片損壞等情況。在后續開采過程中，此異常礦壓突變現象呈周期性出現，具體原因尚不明確。

2 上煤層擾動下綜放工作面覆巖結構特征

2.1 上部工作面采后覆巖結構特征

采場覆巖的不規律移動是造成礦壓突變的主要原因，其中關鍵層可對局部巖層的運移起到控制作用。對于多煤層而言，中間巖層的結構特征對下煤層開采時的覆巖運移規律至關重要。以物理力學實驗測定的黃玉川各巖層的力學參數（表1）為基礎，根據堅硬巖層判別公式（1）[19]可知，兩煤層中間有且僅有1 層關鍵層，屬于上煤層已采硬厚單一關鍵層結構。

式 中：Ei、hi、ρi分 別 為 第i層 巖 層（i=1,2， ···，n）的彈性模量、厚度、密度。

黃玉川煤礦12 402 工作面回采過程中，頂板來壓呈周期性變化，步距為17.7～39.7 m。可根據“S-R”穩定理論對關鍵層破斷后形成的“砌體梁”結構是否穩定進行判斷[19]，即關鍵層若要形成穩定的“砌體梁”結構應滿足下式：

式中：θ1為關鍵塊體的回轉角；h1為關鍵塊體厚度，9.2 m；l1為關鍵塊長度，26.7 m；i為斷裂度，i1=h1/l1；tanφ為摩擦系數，取0.3；h1'為負載巖塊的厚度，10.16 m；σc為關鍵塊體抗壓強度，19.27 MPa；ρ1為關鍵塊體密度，2.588 t/m3；M為開采厚度，4.35 m；∑h1為直接頂厚度，10.30 m；Kp為直接頂巖石碎脹系數，取1.38。

將上述參數代入式（2）、式（3）可知，4#煤開采后，關鍵層2 將形成穩定的“砌體梁結構”；此時，關鍵層1 為下煤層開采前覆巖中唯一完整的關鍵層。在下部工作面回采過程中，若上下采空區貫通，則上部工作面已形成的穩定結構將二次失穩，并對下部工作面的開采產生影響。上部工作面采后覆巖結構特征如圖2。

圖2 上部工作面采后覆巖結構特征Fig.2 Structural characteristics of overburden after mining

2.2 下部綜放工作面覆巖運移規律及穩定性

黃玉川煤礦4#煤層與6上煤層之間的垂直距離為57 m，下煤層回采初期，中間巖層未完全破斷，由開挖引起的二次擾動范圍較小，即上煤層覆巖的穩定結構未受破壞。隨著下部工作面的推進，覆巖破壞高度逐漸增加，中間巖層破壞范圍以臺階式向上發展，下部綜放面覆巖運移規律如圖3。

圖3 下部綜放面覆巖運移規律Fig.3 Overburden migration law of lower working face

當下部綜放工作面推進至一定距離后，中間巖層完全破斷，導致上部已穩定的覆巖結構二次失穩，上部采空區覆巖質量向下部綜放工作面轉移。因此，當中間巖層完全破斷的瞬間，即兩工作面破壞區域貫通瞬間，下部綜放工作面將出現礦壓突變現象。下部綜放工作面礦壓突變機理如圖4。

圖4 下部綜放工作面礦壓突變機理Fig.4 Mechanism of sudden change of rock pressure

由圖4 可知，多煤層開采時，中間巖層的穩定性至關重要，而下部工作面的開采高度決定了覆巖的破壞高度，進而決定了上部覆巖結構的失穩程度。因此，若下部工作面回采過程中礦壓突變劇烈，嚴重影響了正常開采，可通過降低下部工作面采高的方法來減少對上部采空區覆巖結構的擾動。

3 上煤層擾動下綜放工作面覆巖運移規律相似模擬

3.1 相似模擬試驗設計

相似模擬試驗以黃玉川226上02 綜放工作面為原型建立模型，模型尺寸（長×厚×高）為2.5 m×0.2 m×1.1 m，試驗相關參數見表2，模型各煤巖層材料配比見表3。226上02 綜放工作面平均埋深256.5 m，則模型上邊界距地表167.67 m，故在試驗平臺上方采用液壓加載系統施加等效載荷進行補償。模型總長度2.5 m，兩側各留設0.4 m 寬的煤柱，即設計工作面走向長度為1.7 m，分別對4#煤層和6上煤層進行模擬開采，每次開挖0.05 m，兩煤層共開挖68 次。試驗模型如圖5。為便于理解，試驗過程統一換算為實際值進行描述。

圖5 相似模擬試驗模型圖Fig.5 Similar simulation test model diagram

表2 相似參數匯總表Table 2 Summary of similar parameters

表3 相似模擬材料配比表Table 3 Proportioning table of similar simulated materials

3.2 上部工作面開采覆巖運移規律

首先模擬開采4#煤層12402 工作面，4#煤層開采覆巖垮落過程如圖6，4#煤采后覆巖結構特征如圖7。

圖6 4#煤層開采覆巖垮落過程Fig.6 Overburden collapse process

圖7 4#煤采后覆巖結構特征Fig.7 Structural characteristics of overburden after mining

當工作面推進至42 m 時，直接頂垮落，垮落高度為5.5 m 左右；當工作面推進至76 m 時，基本頂巖層初次垮落，垮落高度為12 m 左右；隨著工作面的繼續推進，基本頂巖層周期性垮落，垮落步距為25 m 左右，即工作面周期性來壓步距為25 m 左右。根據現場礦壓監測數據可知，12402工作面周期來壓步距為17.7～39.7 m，均值為26.7 m，與試驗結果基本吻合。

4#煤層開采后頂板巖石垮落充填采空區，采空區內的破碎巖塊有一定的支撐作用，但主要的承載結構是上部關鍵層所形成的砌體梁結構。從宏觀上來看，4#煤層開采后采空區上部形成了較穩定的“壓力拱”結構，可將上覆巖層的重力轉移至周邊圍巖。2022 年黃玉川226上02 綜放工作面回采時，其上方12402 工作面覆巖運動基本趨于穩定，4#煤采后覆巖結構即為226上02 綜放工作面開采前的覆巖結構。

3.3 下部綜放工作面開采覆巖運移規律

待4#煤采空區垮落巖層穩定后，開采下部6上煤層。下煤層開采前期未出現異常情況，前期工作面周期來壓步距為20 m，中間巖層呈分層垮落特征，工作面來壓強度較小（小周期來壓）。6上煤層小周期來壓時覆巖破壞情況如圖8，6上煤層推進至102 m 時，綜放工作面仍未受到上煤層采空區的明顯擾動，但兩煤層之間巖層完整度逐漸降低。

圖8 6上煤層小周期來壓時覆巖破壞情況Fig.8 Overburden failure during small period weighting

6上煤層礦壓突變時覆巖破壞情況如圖9。下部工作面推進至124 m 時，中間巖層整體切落，兩煤層破壞區域貫通。4#煤采空區覆巖“活化”，壓力拱結構失穩，且4#煤覆巖破壞邊界裂隙進一步增大。同時，下部工作面為綜放開采，中間巖層的整體切落使頂煤瞬間切落，此時下部綜放面易發生壓架、垮頂等礦壓突變事故。

圖9 6上煤層礦壓突變時覆巖破壞情況Fig.9 Mechanism of sudden change of rock pressure

6上煤層大周期來壓時覆巖破壞情況如圖10。由圖10 可知：下部綜放工作面推進至138、154 m時，綜放工作面出現周期性來壓，中間巖層呈切落破斷，上部采空區覆巖呈臺階式下沉，并且覆巖破壞邊界裂隙不斷增大，綜放工作面來壓強度較大（大周期來壓），步距減小為15 m 左右。

圖10 6上煤層大周期來壓時覆巖破壞情況Fig.10 Overburden failure during large period weighting

綜上所述，上煤層開采后采空區上部形成了較穩定的“壓力拱”結構，隨著下煤層的不斷推進，兩煤層破壞區域發生貫通，貫通瞬間中間巖層整體切落，上部拱結構失穩。以中間巖層是否貫通為界限，可將下部綜放工作面礦壓顯現規律分為2 個部分：未貫通前，覆巖呈分層垮落特征，工作面出現小周期來壓，來壓步距大（20～25 m）強度小；貫通后，覆巖呈切落破斷，工作面出現大周期來壓，來壓步距減小（13～17 m）強度增大。結合工程概況可知，相似模擬試驗結果與現場開采情況一致。

3.4 下部綜放工作面頂板來壓來源及支架載荷確定

根據相似模擬試驗可知，上下煤層破壞區域貫通后，上煤層采空區覆巖發生錯動，呈“臺階巖梁”結構，“臺階巖梁”結構如圖11。受下部工作面采高影響，覆巖將發生大范圍的臺階式下沉，故下部工作面將形成強礦壓。

圖11 “臺階巖梁”結構Fig.11 “Bench rock beam”structure

將“臺階巖梁”結構進行簡化[20-21]，“臺階巖梁”結構力學模型如圖12。

圖12 “臺階巖梁”結構力學模型Fig.12 Structural mechanics model of“bench rock beam”

下部工作面回采過程中，支架所受載荷pm主要包括中間巖層的靜態載荷W，以及上部采空區“活化”巖層的動態載荷bR1（b為支架寬度，m；R1為維持頂板結構所需支護力，kN/m）。

式中：lk為支架控頂距，6.526 m；b為支架寬度，1.75 m；∑h2為直接頂厚度，9 m；h2為“臺階巖梁”結構塊厚度，23 m；l2為“臺階巖梁”結構塊長度，27 m；i2=h2/l2=0.85；ρ2為直接頂密度，25.5 kN/m3；ρ2'為垮落基本頂密度，26.2 kN/m3；θ2為塊體回轉角，4°。

式中：m為下煤層開采厚度，m。

將上述參數代入式（7）～式（9），可得到綜放工作面支架支護阻力pm為19 323 kN/架。考慮支架的支護效率ηs為75%，則根據式（10）可得，226上02 綜放工作面支架的合理工作阻力應為25 764 kN/架，即該綜放工作面現場支架的額定工作阻p最小應為25 764 kN/架。

4 下部綜放工作面礦壓突變應對措施

4.1 應對措施

上煤層擾動下綜放工作面出現周期性礦壓突變的主要原因為：兩煤層破壞區域貫通，綜放工作面采高較大導致上覆巖層出現大范圍臺階式下沉，頂板來壓來源主要包括中間巖層及上部“活化”巖層。針對這一問題，可從增加支架工作阻力、降低頂板載荷2 方面入手。

以黃玉川226上02 綜放工作面為例，結合現場開采情況，針對綜放工作面出現的礦壓突變情況制定如下針對性措施。

1）控制采高。綜放工作面采高過大導致覆巖出現大范圍臺階式下沉，降低采高可使覆巖更加穩定。平時綜放工作面割煤高度不低于3.7 m（總采高12.1 m），來壓間隔16 m 以上割煤高度不超過2.5 m（總采高控制在4～8 m），且機頭10 架不放煤，調偽斜將機頭超前，減弱機頭段來壓。同時，來壓期間停止抬刀，煤機應微臥，防止出現煤機上刀困難。

2）控制推進速度。來壓期間，為減少對生產的影響，可在支架伸縮量范圍內，加快推進速度甩壓，以防止出現采高過低的情況。

3）增大支架工作阻力。支架所受載荷主要包括中間巖層的靜態載荷和上部采空區“活化”巖層的動態載荷，226上02 綜放工作面支架的額定工作阻力應大于25 764 kN/架，目前支架工作阻力（21 000 kN/架）偏小。

4）加強礦壓監測。加強礦壓觀測，保證支架初撐力動態達標，每2 h 控制臺電工對支架工作阻力情況進行截屏匯報。同時，加強礦壓總結，若長距離不來壓，應考慮待壓。

4.2 現場應用效果

在綜放工作面從1 248 m 推進至1 379 m 期間（共推進131 m），利用液壓支架監測系統及頂板離層儀，對綜放工作面來壓情況及運輸巷頂底板移近量進行監測。

將綜放工作面每20 臺液壓支架劃分為1 個測區，共7 個測區，每個測區任取5 臺支架的工作阻力，取平均值進行分析。液壓支架阻力監測結果如圖13，運輸巷頂底板移近量如圖14。

圖13 液壓支架阻力監測結果Fig.13 Hydraulic support resistance monitoring results

圖14 運輸巷頂底板移近量Fig.14 Movement of roof and floor of haulage lane

由圖13 可知：綜放工作面從1 248 m 推進至1 379 m 期間，共來壓10 次，周期來壓步距10～23 m，平均來壓步距14.2 m；綜放工作面來壓強度較以往有明顯減弱，主要集中在中間10～100 架，支架工作阻力主要在18 000～21 000 kN 之間，均未超過支架額定阻力，未出現壓架事故。

由圖14 可知：采取針對性控制措施后，運輸巷頂底板移近量基本控制在10 mm 內，未出現錨索托盤崩裂、頂幫網片損壞等事故，礦壓突變現象得到明顯改善。

根據現場應用效果可知，控制采高、控制推進速度、增大支架工作阻力、加強礦壓監測等措施，使綜放工作面頂板穩定性得到了較好的控制，煤壁片幫現象得以改善，支架安全閥未頻繁開啟，有效控制了來壓劇烈的情況，現場應用效果較好。

5 結 語

1）上煤層擾動下綜放工作面開采前期，中間巖層未完全破斷，由開挖引起的二次擾動范圍較小，上部工作面覆巖結構基本保持穩定。隨著下部綜放工作面的推進，中間巖層呈分層垮落特征，破壞范圍以階梯式向上發展；下部綜放工作面出現小周期來壓，來壓步距較大、強度較小。

2）上煤層擾動下綜放工作面開采中期，中間巖層整體切落，兩煤層破壞區域貫通，上部已穩定的覆巖結構二次失穩，且上部采空區覆巖質量向下部工作面轉移。同時，由于綜放工作面采高普遍較大，貫通瞬間覆巖將發生大范圍臺階式下沉，導致下部綜放工作面發生礦壓突變現象及壓架事故。

3）上煤層擾動下綜放工作面開采后期，即中間巖層完全破斷后，上煤層覆巖破壞邊界裂隙不斷增大，覆巖呈“臺階巖梁”結構。下部綜放工作面出現大周期來壓，來壓步距減小、強度增大。結合理論分析可知，通過降低下部綜放工作面采高的方法，可減小對上部采空區覆巖結構的擾動。

4）確定上煤層擾動下綜放工作面礦壓突變機理及頂板來壓來源。以黃玉川226上02 工作面為例，計算其支架合理工作阻力，并提出控制采高、增大支架工作阻力等綜合性控制措施。在現場實施后能使綜放工作面頂板保持良好的穩定性，片幫現象得以改善。