淺埋深復(fù)雜條件下工作面頂板控制技術(shù)研究

張?jiān)瞥?李純偉 徐文強(qiáng)

（1.山東省煤炭技術(shù)服務(wù)有限公司，山東 濟(jì)南 250031；2.山東裕隆礦業(yè)集團(tuán)有限公司唐陽煤礦，山東 濟(jì)寧 273100；3.江蘇徐礦能源股份有限公司張雙樓煤礦，江蘇 徐州 221625）

國能神東煤炭集團(tuán)石圪臺煤礦同一綜采面在進(jìn)、出上覆集中煤柱附近曾發(fā)生過4 次壓死支架事故，急需研究房采區(qū)房柱下、綜采采空區(qū)下、集中煤柱下等復(fù)雜條件下綜采面常規(guī)及專項(xiàng)控頂技術(shù)。

1 工程概況

1.1 工作面概況

31203 綜采工作面位于31201 工作面（曾發(fā)生壓架事故）東部，開采3-1煤，為近水平煤層。工作面長337 m，走向長度1800 m 左右；工作面埋深107～142 m，平均埋深125 m；松散層厚2～40 m，基巖厚72～124 m；采高3.9 m。

31203 工作面上方29～43 m 范圍內(nèi)為已回采的2-2煤層房采區(qū)、綜采采空區(qū)及集中煤柱區(qū)，3-1煤與上方2-2煤間距約為33 m。31203 工作面南北兩側(cè)為實(shí)體煤，西側(cè)為采空區(qū)，東側(cè)為已形成但尚未開采的31204 工作面。

1.2 工作面頂板運(yùn)動(dòng)步距

根據(jù)以往相鄰工作面頂板運(yùn)動(dòng)規(guī)律及工作面支架使用情況，沿31203 工作面傾斜方向分成3 個(gè)不同監(jiān)測區(qū)域，分別為上部（支架號1#～56#）、中部（支架號57#～112#）、下部（支架號113#～168#）。選擇50#、95#、140#支架各安裝1 臺可自動(dòng)記錄支架工作阻力的YHY60 型數(shù)字壓力計(jì)，觀測過程為31203面由開切眼推采至214 m。

根據(jù)3 個(gè)支架工作阻力統(tǒng)計(jì)，結(jié)合采煤隊(duì)每班進(jìn)刀時(shí)間、割煤刀數(shù)臺賬及工作面宏觀礦壓顯現(xiàn)，確定每次來壓時(shí)間及位置，得到31203 工作面基本頂初次來壓步距c0=63.6 m、初次來壓持續(xù)步距a0=11.1 m。根據(jù)統(tǒng)計(jì)，工作面初次來壓后正常推進(jìn)150 m 過程中，共經(jīng)歷周期來壓過程7～8 次，得到基本頂周壓步距c=19.6 m，其中相對穩(wěn)定步距b=11.1 m，顯著運(yùn)動(dòng)步距a=8.5 m。

通過對支架工作阻力的實(shí)測、計(jì)算及分析，確定了工作面頂板運(yùn)動(dòng)步距，為分析上下煤層巖梁結(jié)構(gòu)及受力、建立工作面頂板結(jié)構(gòu)模型，進(jìn)而優(yōu)化工作面設(shè)計(jì)提供數(shù)據(jù)支撐。

3-1煤層與已采2-2煤層位置關(guān)系如圖1。

圖1 3-1 煤層與已采2-2 煤層位置關(guān)系圖

2 煤柱穩(wěn)定性及其影響

2.1 煤柱穩(wěn)定性分析

2-2煤層集中煤柱周邊為房采采空區(qū)，集中煤柱寬度為20 m；2-2煤房柱為6 m×6 m，采高4.5 m。

1）計(jì)算煤柱所能承受的極限強(qiáng)度

煤柱所能承受的極限強(qiáng)度采用以下公式計(jì)算：

式中：σp為煤柱能承受的極限強(qiáng)度，MPa；σc為煤柱實(shí)際單軸抗壓強(qiáng)度，取23 MPa；w為煤柱實(shí)際寬度，取6 m；h'為煤柱實(shí)際高度，取4.5 m。

2）計(jì)算煤柱所承受的上覆載荷

2-2煤層采用房柱式采煤法，采寬較小（6 m）致使頂板垮落不完全，采空區(qū)無法被完全充滿，導(dǎo)致支撐頂板的作用力少。因此，按最不利情況計(jì)算，即集中煤柱承擔(dān)房柱區(qū)及集中煤柱區(qū)上覆巖層的全部重力。煤柱受力結(jié)構(gòu)分析如圖2。

圖2 煤柱受力結(jié)構(gòu)分析示意圖

上覆巖梁作用于煤柱上的作用力采用以下公式計(jì)算：

式中：σs為上覆巖梁作用于煤柱上的平均應(yīng)力，MPa；γ為上覆巖層的容重，取平均值25 kN/m3；H為2-2煤層的平均埋深，取84 m；w為煤柱的寬度，集中煤柱取20 m，房柱取6 m；a為采出的寬度，取6 m。

經(jīng)計(jì)算可得：集中煤柱σ集s=3.55 MPa，房柱σ房s=8.4 MPa。

3）煤柱穩(wěn)定性判定

根據(jù)逐步破壞理論[1-4]，安全系數(shù)fs（fs=σp/σs）為煤柱極限強(qiáng)度與其所承受的平均應(yīng)力的比值。安全系數(shù)fs＞1.5 時(shí)，煤柱承受的最大應(yīng)力主要集中在煤柱彈性核區(qū)，煤柱能夠承載上覆巖層，并且能夠長期保持穩(wěn)定。反之，安全系數(shù)fs＜1.5，煤柱不能長期保持其穩(wěn)定性。

計(jì)算得f房s=3.07 ＞1.5、f集s=7.26 ＞1.5，因此，在無外力作用下2-2煤層房采區(qū)房柱和集中煤柱能夠保持長期穩(wěn)定。

2.2 上覆煤柱超前失穩(wěn)對下方工作面頂板控制的影響

當(dāng)3-1煤層回采工作面推采進(jìn)入或推采出2-2煤層集中煤柱時(shí)，由于下方采空區(qū)范圍不斷擴(kuò)大，加之垮落的巖石無法完全充填滿采空區(qū)，導(dǎo)致煤柱的承載面積隨采空區(qū)范圍的擴(kuò)大而逐步減小，則作用在煤柱上的壓力增大。若超過煤柱自身的承載能力，達(dá)到或超過煤柱邊界臨界失穩(wěn)極限時(shí)，那么它的邊界將會出現(xiàn)超前破壞、垮塌，導(dǎo)致基本頂巖梁A 產(chǎn)生下沉，同時(shí)連帶巖梁B 產(chǎn)生反向回轉(zhuǎn)，如圖3（a）所示。

圖3 煤柱超前失穩(wěn)對基本頂巖梁回轉(zhuǎn)影響

圖中：A、B、C 為2-2、3-3煤 基本頂巖 梁，Δr、Δl為巖梁兩端下沉值，α為巖梁回轉(zhuǎn)角度。

若煤柱被超前破壞，產(chǎn)生失穩(wěn)，造成巖柱松散，并以此來支撐頂板，基本頂巖梁A 將產(chǎn)生角度為θ的逆時(shí)針回轉(zhuǎn)，巖梁兩端下沉值分別為Δr、Δl。隨著工作面的推進(jìn)，Δr＞Δl，巖梁A 先是右側(cè)下降，之后變?yōu)樽髠?cè)大幅下降，最終趨于水平下降，如圖3（b）所示。此時(shí)，巖梁B 隨之產(chǎn)生反向回轉(zhuǎn)，回轉(zhuǎn)角度減少，由原來的α2減小為α'2。隨著下方工作面的推進(jìn)，巖梁B 一端作用在垮落的巖石上，另一端作用在已破壞、失穩(wěn)的煤柱上。與煤柱未發(fā)生超前失穩(wěn)相比，巖梁B 受到的作用力多一個(gè)下部巖石支撐力，大幅減小了傳遞至下方工作面基本頂C 的應(yīng)力。同時(shí)，巖梁A 的下沉使得巖梁B 發(fā)生反向回轉(zhuǎn)，下方回采工作面推采出上覆煤柱時(shí)，巖梁A、B 彼此間的回轉(zhuǎn)運(yùn)動(dòng)形成的回轉(zhuǎn)量亦將明顯降低，將大幅減少傳遞至3-1煤層回采工作面基本頂?shù)妮d荷。巖梁A、巖梁B 發(fā)生回轉(zhuǎn)、下沉及其所傳遞的作用載荷對下方3-1煤層回采工作面基本頂巖梁所做的功也將大幅減小。因此，集中煤柱發(fā)生超前失穩(wěn)將減弱下方回采工作面過集中煤柱時(shí)的動(dòng)壓災(zāi)害，有利于工作面頂板控制。

2.3 影響集中煤柱發(fā)生超前失穩(wěn)的主要因素

集中煤柱承受的上覆巖梁作用的載荷及其極限強(qiáng)度決定煤柱的穩(wěn)定性，而煤柱自身固有的物理屬性決定其極限強(qiáng)度。煤柱所承受的上覆巖梁載荷大小主要由其自身規(guī)格大小及煤層埋深決定。上覆巖層重力大小由煤層埋深決定，集中煤柱力學(xué)性質(zhì)及其長寬尺寸決定了其承擔(dān)上覆載荷的能力。煤層埋深越深，作用在煤柱上的重力載荷就越大；煤層的力學(xué)性質(zhì)越弱、煤柱長寬度越小，煤體自身所能承載的能力就越弱，造成煤柱超前失穩(wěn)的寬度越大，下方煤層回采工作面采出煤柱時(shí)，煤柱就越容易產(chǎn)生超前失穩(wěn)。

2.4 上覆煤柱超前失穩(wěn)數(shù)值模擬

通過FLAC3D數(shù)值模擬軟件模擬上覆煤柱超前失穩(wěn)是否對下方煤層工作面開采產(chǎn)生影響。

1）建立模型

三維數(shù)值模擬通過FLAC3D建立模型，模型邊界分三個(gè)方向（X、Y、Z 方向）由位移控制。建模時(shí)，限定X、Y 方向的水平位移及Z 方向下邊界的垂直位移，Z 方向上邊界不受限制，作為自由邊界。然后從豎直Z 方向施加均勻作用力以此模擬上覆巖層的自重載荷。根據(jù)重力加速度值（9.8 m/s2）及煤層埋藏深度（取125 m），經(jīng)計(jì)算施加等效荷載為3.18 MPa。為避免邊界效應(yīng)可能影響模擬效果，結(jié)合工作面主運(yùn)、輔運(yùn)及回風(fēng)三條順槽寬度，建模時(shí)采取在兩邊界各設(shè)置40 m 煤柱的預(yù)防措施。建立三維數(shù)值模型大小：X=420 m，模擬工作面布置方向；Y=200 m，模擬開挖方向；Z=100 m，模擬工作面頂板、底板及煤層厚度。整個(gè)模型包含151 900 個(gè)單元、175 086個(gè)節(jié)點(diǎn)。為了模擬煤柱受到外力（爆破）并產(chǎn)生失穩(wěn)，首先在模型中開挖一個(gè)小鉆孔，然后在鉆孔周圍施加不同程度的載荷（3～4 MPa），以此來模擬外力（爆破）。

2）模型結(jié)果分析

施加一定程度的載荷來模擬上覆2-2煤層煤柱達(dá)到失穩(wěn)，通過對比煤柱超前失穩(wěn)前后得到的下方煤層回采過程中工作面煤壁前垂直應(yīng)力及其位移變化情況，以此來驗(yàn)證上覆煤柱發(fā)生超前失穩(wěn)將減弱對下方回采工作面過集中煤柱時(shí)的影響。

① 垂直方向應(yīng)力及其峰值分布

對比上覆煤柱超前破壞前后垂直方向的應(yīng)力分布情況，工作面同一位置，上覆煤柱破壞后下方工作面煤壁前方應(yīng)力集中程度較煤柱破壞前顯著降低。下方3-1煤工作面推進(jìn)至上覆煤柱下方時(shí)，煤壁前方應(yīng)力疊加上升程度較煤柱破壞前大大降低，同時(shí)煤柱內(nèi)荷載承載能力明顯減弱。

由圖4 可知，上覆煤柱破壞前，隨工作面的不斷推進(jìn)，煤壁前方的垂直應(yīng)力峰值明顯上升。上覆煤柱破壞失穩(wěn)后，煤壁前方的垂直應(yīng)力峰值上升的程度相比于煤柱破壞失穩(wěn)前上升的程度小，且上覆煤柱破壞失穩(wěn)后的峰值小于失穩(wěn)前的峰值。通過上述分析可知，煤柱超前破壞、失穩(wěn)可以大大降低煤壁前方的垂直應(yīng)力峰值，可有效地防止動(dòng)壓災(zāi)害的發(fā)生，從而提高工作面的安全性。

圖4 煤柱破壞前后煤壁前方垂直應(yīng)力峰值分布曲線

② 垂直方向位移分布

煤柱破壞前后最大垂直位移分布曲線如圖5。

圖5 煤柱破壞前后最大垂直位移分布曲線

由圖5 可知，上覆煤柱破壞前后，隨著工作面的不斷推進(jìn)，煤壁前的最大垂直位移上升明顯。上覆煤柱破壞失穩(wěn)后，煤壁前方最大垂直位移增加幅度相比于煤柱破壞失穩(wěn)前增加的幅度小，且上覆煤柱破壞失穩(wěn)后的最大垂直位移小于失穩(wěn)前的位移。通過上述分析可知，煤柱超前破壞、失穩(wěn)可以有效降低煤壁前方的最大垂直位移。

3 淺埋深復(fù)雜條件下綜采面頂板控制技術(shù)

3.1 采前優(yōu)化工作面設(shè)計(jì)

1）工作面切眼位置選擇

房采區(qū)（2-2煤）下3-1煤設(shè)計(jì)工作面切眼位置時(shí)，避免在集中煤柱區(qū)下布置切眼。

為防止基本頂初次來壓時(shí)工作面位于集中煤柱區(qū)下方，根據(jù)31203 工作面實(shí)測的初壓步距（63.6 m），結(jié)合相鄰31201面放頂后的初壓步距（48.6～52.2 m），考慮1.2 倍的安全系數(shù)，確定工作面切眼前方78～90 m 避免存在集中煤柱。

2）優(yōu)化工作面的推進(jìn)方向

將工作面面長的方向布置成與上覆集中煤柱走向的方向呈垂直狀態(tài)，或布置成斜交1°～4°的方向來進(jìn)行工作面開采，進(jìn)而優(yōu)化工作面的推進(jìn)方向。

3）優(yōu)化工作面停采線位置

根據(jù)31201 面壓架事故4 次發(fā)生在距煤柱3.4～24.5 m 范圍，考慮到停采線位置受工作面等壓回撤的影響，確定工作面停采線前、后30 m 范圍內(nèi)避免存在集中煤柱。

3.2 采時(shí)預(yù)測預(yù)報(bào)

1）工作面礦壓監(jiān)測預(yù)報(bào)

根據(jù)工作面礦壓顯現(xiàn)及支架工作阻力，沿工作面面長方向劃分為若干區(qū)域，頂板來壓顯著運(yùn)動(dòng)完成時(shí)，將各個(gè)區(qū)域頂板來壓結(jié)束位置標(biāo)記為l0，分別計(jì)算出各個(gè)區(qū)域的相對穩(wěn)定步距（b）及均方差（σb），將各區(qū)域頂板來壓結(jié)束位置所在的推進(jìn)度l0加上相對穩(wěn)定步距（b），作為預(yù)測下次頂板來壓開始所在的位置，即：l1=l0+b。將這一位置所在的推進(jìn)度加減均方差，以此來預(yù)測下次頂板來壓的范圍，即[l1-σb，l1+σb]。

2）微震監(jiān)測系統(tǒng)實(shí)時(shí)預(yù)警

根據(jù)礦壓監(jiān)測情況、工作面微震事件數(shù)量及總能量，結(jié)合工作面宏觀礦壓顯現(xiàn)情況，得出預(yù)警上覆煤層動(dòng)載礦壓及下方煤層頂板周期來壓的判定指標(biāo)。即工作面微震數(shù)量達(dá)到10 個(gè)、總能量達(dá)到2.5×105J 作為判定頂板來壓的預(yù)警指標(biāo)；微震數(shù)量達(dá)到16 個(gè)、總能量達(dá)到4.0×105J 作為2-2煤層動(dòng)載礦壓的預(yù)警指標(biāo)。

3.3 采時(shí)控頂技術(shù)

1）房采區(qū)下常規(guī)控頂技術(shù)

工作面在非集中煤柱下來壓時(shí)保持較快的速度，及時(shí)甩壓。同時(shí)保持合理的采高，保障工作面頂板來壓時(shí)支架可以及時(shí)泄液、讓壓，頂板壓力突然升高時(shí)，支架仍有一定的下縮空間。

房采區(qū)下頂板來壓時(shí)，采取加快工作面推進(jìn)速度、保持合理采高、確保支架初撐力達(dá)標(biāo)等常規(guī)措施，避免支架被壓死。

2）集中煤柱下專項(xiàng)控頂技術(shù)

下方工作面推采至上覆集中煤柱前，將工作面沿面長方向提前調(diào)斜1°～4°，以縮小工作面同時(shí)進(jìn)、出上覆煤柱的時(shí)間，盡可能避免上覆集中煤柱區(qū)同時(shí)影響下方整個(gè)工作面。

工作面過上覆集中煤柱10 m 后頂板仍未來壓，此時(shí)需減慢工作面推進(jìn)速度，甚至停采等壓，待頂板斷裂、下沉來壓后，再正常回采。

工作面過上覆煤柱微震監(jiān)測事件及能量接近預(yù)警動(dòng)載礦壓的標(biāo)準(zhǔn)時(shí)，在工作面前80～100 m 范圍內(nèi)打直徑大于100 mm的卸壓鉆孔以降低動(dòng)載礦壓。

工作面過上覆集中煤柱時(shí)，若頂板下沉比平時(shí)來壓大幅增加，支架活柱剩余行程小于10 cm、安全閥的開啟率達(dá)到50%，微震監(jiān)測指標(biāo)達(dá)到動(dòng)載礦壓預(yù)警標(biāo)準(zhǔn)值的50%，立即停產(chǎn)，并從工作面及兩順槽向上打深孔來爆破上覆煤柱，以此破壞集中煤柱的穩(wěn)定性，釋放基本頂巖梁積聚的能量。

預(yù)測預(yù)報(bào)監(jiān)測系統(tǒng)、常規(guī)控頂措施和打卸壓鉆孔、井下深孔爆破技術(shù)等技術(shù)已得到工程驗(yàn)證，能夠滿足頂板控制的要求。

4 結(jié)論

1）通過計(jì)算安全系數(shù)得出2-2煤集中煤柱和房柱在無外力作用下均能長期保持穩(wěn)定的結(jié)論。

2）通過理論分析及三維數(shù)值模擬驗(yàn)證，上覆2-2煤層集中煤柱的超前失穩(wěn)能夠減小作用于3-1煤層基本頂?shù)妮d荷，從而減弱工作面過煤柱時(shí)動(dòng)壓災(zāi)害，有利于頂板控制。

3）通過分析總結(jié)，得到工程驗(yàn)證，得出了采前優(yōu)化工作面設(shè)計(jì)、采時(shí)加強(qiáng)預(yù)測預(yù)報(bào)、采時(shí)常規(guī)技術(shù)及集中煤柱下專項(xiàng)技術(shù)等成套頂板控制技術(shù)。