深埋煤層臨空面開采覆巖結構失穩(wěn)機理與防治技術

摘" 要：針對深埋煤層臨空面開采過程中，覆巖結構失穩(wěn)及誘沖災害這一難題，以石拉烏素煤礦為背景，運用理論分析與現(xiàn)場監(jiān)測等手段，研究了工作面上方覆巖結構演化規(guī)律與礦震誘沖機理，提出了工作面覆巖爆破防沖措施，并進行了現(xiàn)場驗證。結果表明：221上08工作面在實體煤開采階段主關鍵層極限破斷步距為186.54 m，臨空面開采時主關鍵層極限破斷步距為337.79 m，低位關鍵層由O-X破斷轉變?yōu)楦呶魂P鍵層X-O破斷；221上08工作面兩側實體煤開采階段，覆巖空間結構呈長臂F型結構，當工作面進入臨空采空區(qū)進行開采時，覆巖結構由長臂F型結構轉變?yōu)殚L臂T型結構，由于主關鍵層隨工作面開采達到極限破斷步距，在自身重力作用下將會逐步彎曲、下沉，釋放大量彎曲彈性能，誘發(fā)礦震現(xiàn)象；主關鍵層爆破切頂手段的實施將微震事件由“高能-低頻”轉換為“低能-高頻”，有效降低礦井發(fā)生礦震頻率，保障了現(xiàn)場的安全生產，為此類礦井提供理論參考依據(jù)。關鍵詞：長臂F型；長臂T型；X-O結構；采空區(qū)；爆破卸壓中圖分類號：TD 325

文獻標志碼：A

文章編號：1672-9315（2024）06-1050-10

DOI：10.13800/j.cnki.xakjdxxb.2024.0604開放科學（資源服務）標識碼（OSID）：

收稿日期：

2024-05-

15

基金項目：

國家自然科學基金項目（52422404）

第一作者：解嘉豪，男，山西沁縣人，高級工程師，E-mail：xiejiahaocumt@163.com

通信作者：

崔峰，男，河南新鄉(xiāng)人，教授，博士生導師，E-mail：cuifeng9418@163.com

Instability mechanism and prevention technology of overlying rock

structure in the mining of deep-buried coal seam free face

XIE Jiahao1，2，3，CUI Feng1，4，HAN Gang2，3，CHANG Yu1，LIU Hu2，3，HAO Xiaoqi2，3

（1.College of Energy Science and Engineering，Xi’an University of Science and Technology，Xi’an 710054，China；

2.China Coal Energy Research Institute Co.，Ltd.，Xi’an 710054，China；

3.China Coal Rock Burst and Water Hazard Control Center，Ordos 017200，China；

4.Key Laboratory of Western Mine Exploitation and Hazard Prevention，Ministry of Education，

Xi’an University of Science and Technology，Xi’an 710054，China）Abstract：In response to the problem of instability of the overlying rock structure and induced impact disasters during the

free face

mining process of deep buried coal seams，taking Shilawusu coal mine as the background，theoretical analysis and on-site monitoring methods were used to deeply analyze the evolution law of the overlying rock structure above the working face and the mechanism of mining induced impact.The preventive measures of overlying rock

burst on the working face were put forward and verified on site.The results show that the maximum breaking step distance of the main key layer in the 221-08 working face during the solid coal mining stage is 186.54 m，and the maximum breaking step distance of the main key layer during the open face mining is 337.79 m.The low-level key layer changes from O-X breaking to high-level key layer X-O breaking；During the solid coal mining stage on both sides of the 221-08 working face，the spatial structure of the overlying rock presents a long arm F-shaped structure.When the working face enters the goaf for mining，the overlying rock structure changes from a long arm “F”-shaped structure to a long arm T-shaped structure.

Due to the maximum breaking step distance of the main key layer during mining on the working face，it will gradually bend and sink under its own gravity，releasing a large amount of bending elastic properties and inducing the mining seismic phenomenon.The implementation of the blasting and top cutting method for the main key layer effectively converts microseismic events from “high energy low frequency” to “l(fā)ow energy high frequency”，effectively reducing the frequency of mining induced vibrations in the mine，ensuring safe production on site，and providing theoretical reference for such mines.

Key words：long arm F shape；long arm T-shape；X-O structure；goaf；blasting pressure relief

0" 引" 言

鄂爾多斯市東南部東勝煤田是中國最大煤炭生產基地之一［1-2］，煤炭儲量大，多為厚層、硬質煤。在地質特征較為簡單的條件下，高強度與大規(guī)模的開采導致覆巖初始應力發(fā)生破壞，工作面附近應力集中更高，使得沖擊地壓異常突出；尤其是金霍洛旗礦區(qū)在相鄰采空區(qū)的疊加影響，關鍵層斷裂高度、運動范圍極其激烈，若同時存在堅硬巨厚頂板等交織影響，其采掘活動誘發(fā)沖擊地壓危險性更高；因此研究巨厚堅硬頂板下覆巖破斷規(guī)律尤為重要。

諸多研究學者對煤炭深部開采活動中覆巖結構進行相關研究。汪北方等以神東某礦區(qū)工作面為研究背景，運用室內相似模擬試驗與力學理論模型，并結合礦井實測數(shù)據(jù)，提出淺埋煤層上方覆巖切落體破斷依據(jù)［3］；張俊文等根據(jù)某礦地質特征條件，結合開采技術，對不同開采階段上覆巖層能量進行深度分析，得出覆結構破斷形式，提出創(chuàng)新性卸壓防沖措施［4］；朱廣安等對孤島形式采煤工作面進行研究，結合新的開發(fā)Fish語言，提出工作面覆巖破斷演化等一系列新的研究方法［5］；曹安業(yè)等為研究厚硬巖層破斷對孤島工作面產生的沖擊地壓現(xiàn)象，以鮑店礦為研究背景，分析覆巖結構破斷形式，提出卸壓手段［6］；姜福興等根據(jù)煤礦地質特征以及采場應力特征提出O、S、C等不同類型覆巖空間結構，并對其深入分析研究，給予了防治手段［7-8］；劉金海等以田陳煤礦為研究背景，利用理論分析與現(xiàn)場數(shù)據(jù)等相關手段，提出工作面回采期間覆巖結構由S型轉變C與U型結構［9］；蘇超等對深井臨空巷進行研究，得出工作面開采厚覆巖空間結構會由長臂F型轉變短臂F型最終形成雙短臂F結構［10］；DOU等對高強度開采礦井進行覆巖規(guī)律研究，對不同覆巖結構破壞提出不同預防措施［11］；劉成勇等以彬長礦區(qū)為研究背景，采用多元非線性回歸建立了導水裂隙帶高度預測模型，并采用數(shù)值模擬和鉆孔實測相結合的方法，對該條件下導水裂隙帶高度進行了全面探測［12］；趙宏剛以橢圓形隧洞為例，模擬不同主應力方向下隧洞圍巖的破壞，分析得出不同主應力方向下圍巖塑性區(qū)最大深度所處位置平行或近似平行于水平主應力方向［13］；童應山、黃慶享等

對薄煤層綜采工作面頂板覆巖結構破斷特征及其演化過程開展研究，獲得了綜采工作面直接頂周期破斷距離［14-15］；來興平等針對分層開采堅硬巖層破斷誘發(fā)動力災害問題，分析了層間巖層的破斷致災機理，得出層間巖層破斷的致災總能量、懸臂結構強度和覆巖載荷三者間的關系［16］；康志鵬等利用相似模擬試驗對特厚煤層雙堅硬頂板破斷展開研究，得到上下位堅硬頂板形成的破斷結構，以動載形式作用于下部“短懸臂梁”，使得其提前破斷而共同作用于工作面支護體，形成大周期來壓［17］。

研究學者對深部開采活動覆巖破斷力學模型進行系統(tǒng)分析，同時對單一、孤島等不同類型工作面開采覆巖結構變換形式進行深入研究，并得出理論性指導意見，但是對單一工作面進入臨空采空區(qū)巨厚堅硬頂板破斷規(guī)律研究較少。因此，以石拉烏素礦井為研究對象，結合現(xiàn)場數(shù)據(jù)，分析巨厚堅硬頂板關鍵層從單一工作面進入臨空采空區(qū)覆巖破斷規(guī)律，為此類礦井提供理論借鑒。

1" 工程背景

石拉烏素煤礦位于東勝煤田深部，主采2-2煤層，平均厚度5.33 m，埋藏深度589～729 m，起伏變化較小，煤層傾角0°～3°，平均1°，煤層局部含一層夾矸，夾矸巖性為泥巖或砂質泥巖。石拉烏素礦221上08綜放工作面位于礦井+650水平，煤層結構較復雜，普氏系數(shù)f在1.79左右，為軟～中等硬度煤層。2-2煤層及頂?shù)装鍘r層沖擊傾向性鑒定結果表明，煤層具有強沖擊傾向性，頂、底板巖層均無沖擊傾向性。大能量事件信息，見表1。礦井采掘情況，如圖1所示。

2" 關鍵層劃分與破斷步距

2.1" 關鍵層劃分

據(jù)巖石力學試驗，巖石單軸抗壓強度達到60 MPa以上的頂板，并且在煤層上方厚度超過10 m，將這類頂板稱為砂巖頂板，該類頂板具有厚度大、強度高、整體性強特性。

石拉烏素相鄰工作面之間采用小煤柱設計，煤柱寬度為5 m，由于工作面傾向長度較大，煤層開采時，小煤柱整體處于塑性狀態(tài)，因此，煤柱力學特性破壞下沖擊地壓的發(fā)生極小［18-19］。上述闡述堅硬頂板強度高、整體性強等特點，在工作面回采后，堅硬頂板不能完全充分垮落，采空區(qū)側向上覆覆巖大多以懸臂結構形式存在，由于懸臂結構

存在，頂板仍具備沖擊傾向。

通過K55鉆孔柱狀圖展現(xiàn)出的地質特征信息，對221上08上覆巖層進行關鍵層判別［20］。計算煤層頂板上方的第n層巖層對第1關鍵巖層影響，載荷表達式為

qn=E1h31（γ1h1+γ2h2+…+γnhn）E1h31+E2h32…+Enh3n

（1）

式中" E為各巖層彈性模量，GPa；h為各巖層厚度，m；γ為各巖層體積力，kN/m3。

某一巖層為首關鍵層，則第n+1層為第2關鍵層必須滿足

qn+1lt;qn

（2）

滿足式（2）時，也必須滿足關鍵層強度條件，即上一層破斷距大于下一層破斷距

lnlt;ln+1

（3）

各巖層破斷步距的計算式為

li=hi2Riqi

（4）

式中" Ri為各巖層單軸抗拉強度，MPa；hi為各巖層厚度，m；qi為各巖層荷載，kN。

將式（1）與式（4）結合，根據(jù)上覆巖層力學參數(shù)，結合巖層破斷角度，得出關鍵層位置見表2。

2.2" 關鍵層破斷步距

長厚比不同時，可以將板分為薄板與厚板，剪切變形在薄板理論中并沒有考慮，存在一定的局限，因此，薄板理論并不能適用于石拉烏素礦井關鍵層之中。根據(jù)上述分析可知石拉烏素礦井主關鍵層位為復合主關鍵層，其底部第1分層厚度與工作面切眼長度之和的比值約為1∶10，由符拉索夫理論［21］，其力學模型表達式為

Mx=－D54ψxx+vψy+2wx2+v2wy2My=－D54ψyy+vψx+2wy2+v2wx2′

（5）

式中" D為彎曲剛度，N·m，D=－Eh3/12（1-v2）；

ψx，ψy為2個常數(shù)截面的轉角；v為工作面上方覆巖泊松比；w為撓度，m；E為彈性模量；h為覆巖厚度。

工作面回采時，上方巨厚巖層破斷前，四邊邊界條件為

wx=0，x=a=0，wx=0，x=b=0ψx=0，x=b=0，ψyx=0，x=a=0Mxx=0，x=a=0，Myx=0，x=b=0

（6）

式中" a為推進長度，m；b為采空區(qū)寬度，m。

依據(jù)邊界條件，可設轉角、撓度的位移函數(shù)為

W=∑

SymboleB@ m=1∑

SymboleB@ n=1Amnsinmπxasinnπybψx=∑

SymboleB@ m=1∑

SymboleB@ n=1Bmncosmπxasinnπybψy=∑

SymboleB@ m=1∑

SymboleB@ n=1Cmncosnπybsinmπxa

（7）

對其橫向荷載進行展開為三角級函數(shù)可得

q=∑

SymboleB@ m=1∑

SymboleB@ n=1qmnsinmπxasinnπyb

（8）

將式（8）與式（7）合并整理，代入式（6）可得

Mx=D5q5a2+4vab+vb2Dπ21a2+1b22+6qv1b2－1ab5Gh1a2+1b2×

sinπxasinπybMy=D5q5a2+4vab+vb2Dπ21a2+1b22+6qv1a2－1ab5Gh1a2+1b2×

sinπxasinπyb（9）

式中" G為剪切模量，Pa；q為覆巖載荷；結構Mx與My具有較好的輪換性。因此，分析其中之一即可。

通過計算Mx與My在x=a/2，y=b/2處取得最大值，可設Mmax=Mxmax，則

Mmax=Mmax=D5

q5a2+4vab+vb2Dπ21a2+1b22+6qv1b2－1ab5Gh1a2+1b2

（10）

厚板下方展現(xiàn)最大拉應力為

σmax=12Mmaxh3z=12Mmaxh3·h2=6Mmaxh2

（11）

當頂板受到上方巖層產生彎矩時，最大拉應力σmax取抗拉極限強度σt時，即結構發(fā)生彎曲抗拉破壞。此時

σmax=6q5a2+4vab+vb25π21a2+1b22h2+6qv1b2－1ab25（1－v）1a2+1b2=σt

（12）

當厚板無限（b→+

SymboleB@ ），可求得其極限破斷的條件為a=b，即

a=πh2σt3q（1+v）

（13）

根據(jù)現(xiàn)場鉆孔巖層結構及關鍵層判別結果可知，主關鍵層厚度為265.5 m，巖層移動角為β取80°，上方主關鍵層距離地表約為48.44 m，巖層泊

松比取0.22，根據(jù)力學試驗，抗拉強度取2.60 MPa，

可得主關鍵層極限破斷步距為186.54 m，當a=b=337.79 m時，發(fā)生X-O破斷，因此可以初步判斷221上08工作面在兩側為實體煤開采條件下覆巖的破斷形式如圖2所示。

3" 覆巖結構演化與誘沖機理

3.1" 覆巖結構演化規(guī)律

臨空面開采上覆覆巖結構破斷演化規(guī)律，不僅與覆巖本身結構特性有關，同時工作面傾向長度與工作面之間煤柱的寬度對于兩相鄰采空區(qū)覆巖是否能夠形成相互作用的空間結構有重要影響。礦井設置20 m以上的大煤柱能夠有效的控制多工作面采空區(qū)上覆覆巖之間的裂隙聯(lián)系［22］。因此，當煤柱較小時，兩相鄰工作面之間的小煤柱通常處于塑性狀態(tài)，致使上方覆巖形成協(xié)同運動。

工作面回采過程中，相鄰區(qū)域為實體煤或大煤柱時，回采工作面上方覆巖呈F型空間結構［23-24］，處于低位覆巖結構通常會隨著采空區(qū)垮落出現(xiàn)協(xié)同作用，回采結束后低位關鍵層以O-X結構演化特征如圖3所示，同時低位覆巖破斷后以懸臂梁的形式存在，較高位的覆巖則以砌體梁形式存在［25-27］。石拉烏素221上08工作面回采期間，前2100m段兩側為實體煤，即為單一工作面開采階段，上述1節(jié)中工作面上方覆巖結構劃分，以及對上覆關鍵層位進行計算，得知亞關鍵層1為工作面直接頂。因此工作面開采時覆巖破斷較為充分，且破斷后充分回填采空區(qū)。而亞關鍵層2處于垮落帶與裂隙帶之間，覆巖垮落與亞關鍵層1成協(xié)同作用，覆巖破斷相對充分，將形成較短的懸臂結構。亞關鍵層3及以上巖層位于彎曲下沉帶，同時亞關鍵層3在彎曲下沉帶為單層關鍵層，對彎曲下沉帶底部巖層的移動變形起主要控制作用。距離221上08工作面煤層頂板上方340 m左右的厚硬砂巖組互層之間形成復合效應，構成組合主關鍵層，組合厚度可達265.5 m，工作面在此階段回采期間沒有發(fā)生大能量事件，即未發(fā)生礦震現(xiàn)象，221上08工作面在實體煤回采階段以長臂F覆巖結構破斷如圖3所示。

3.2" 覆巖結構失穩(wěn)誘沖機理

221上08工作面在實體煤回采時，彎曲下沉帶底部與主關鍵層之間發(fā)生離層，但尚未達到主關鍵層的極限垮落步距。因此，在該階段下，工作面所受到的動載擾動主要為主關鍵層以下，煤層以上350 m段的巖層破斷影響，動載能量主要來自于該部分巖層積聚的彎曲彈性能。由于巖層厚度相對較小，極限垮落步距較小，影響范圍有限，因此不會造成大范圍的礦震顯現(xiàn)。

當221上08工作面由實體煤段過渡到一側臨空段時，兩采空區(qū)彎曲下沉帶底部之間的離層裂隙相貫通，達到主關鍵層的極限垮落步距，主關鍵層在自身重力作用下將會逐步彎曲、下沉，釋放大量彎曲彈性能。由于主關鍵層自身厚度較大、強度較高且距地面較近，當主關鍵層發(fā)生大面積懸露并組合破斷時，會在近地表處形成強烈動載，引發(fā)采空區(qū)礦震顯現(xiàn)，為了降低主關鍵層懸空長度大，人為切斷關鍵層空間結構，將長臂T結構轉變?yōu)槎瘫跿型結構，控制高位關鍵層誘發(fā)礦震事件頻率，圖5為221上08工作面回采期間覆巖空間結構演化過程。

4" 現(xiàn)場實施爆破切頂措施

4.1" 爆破卸壓方案

根據(jù)關鍵層破斷力學分析與覆巖結構演化規(guī)律分析［31-32］，221上08工作面在臨空采空區(qū)回采高位主關鍵層極限垮落步距較大且懸空長度較長，回采期間，極易誘發(fā)礦震現(xiàn)象。為了減少主關鍵層破斷誘發(fā)礦震現(xiàn)象，降低主關鍵層懸空長度，對主關鍵層實施現(xiàn)場爆破，爆破施工方案平面如圖6所示。爆破孔施工順序分別為3#、2#、1#，爆破鉆孔直徑為170 mm，鉆孔深度為H=270 m，鉆孔間距為25 m，起爆點位置為221上08工作面與臨空采空區(qū)相遇時前方372 m。

4.2" 爆破卸壓效果

現(xiàn)場實施爆破卸壓后，在復產期間工作面產生了大量微震事件，但均以4次方以下能量級別事件為主，并未出現(xiàn)大能量礦震事件。針對工作面回采期間微震事件能量、頻次進行統(tǒng)計后發(fā)現(xiàn)，在復產初期，微震事件整體以低頻低能事件為主。隨著工作面進一步推采，微震頻次大幅度上升，但整體以4次方事件為主，無5次方以上等大能量微震事件分布。因此，地面深孔爆破對工作面回采期間由低位巖層所導致的微震事件影響程度較小。

為進一步明確采取爆破措施前后微震事件的變化情況，對221上08工作面回采期間產生的微震事件分布情況進行討論。圖7中紅色球體代表本221上08工作面發(fā)生的部分歷次大能量礦震事件，黃色球體代表4次方能級微震事件，藍色球體代表3次方能級微震事件。

regions of the working face

對221上08工作面按照礦震頻發(fā)區(qū)、爆破施工區(qū)、復工復產區(qū)3個區(qū)域進行劃分，可以看出在未采取地面爆破措施前，高能級礦震事件分布在221上06A、221上08采空區(qū)兩側。在采取地面爆破措施后，工作面在回采期間并未產生高能級微震事件，僅4次方事件出現(xiàn)一定程度的增加。而在工作面復工復產后，4次方事件大幅度降低，3次方事件出現(xiàn)明顯的增加。對微震事件的能量、頻次進行分析，如圖8、圖9所示。

在采取地面爆破措施后，微震事件的總能量出現(xiàn)明顯的降低，相較于爆破施工區(qū)及復工復產區(qū)，微震總能量出現(xiàn)大幅度下降，而總頻次則出現(xiàn)明顯的升高。由于所選擇參考區(qū)域面積的不同，對微震事件總能量、總頻次按照每米范圍內進行計算，如圖9所示。通過曲線的分布特征可以發(fā)現(xiàn)，爆破施工區(qū)和復工復產區(qū)的微震事件總能量都得到了大幅度下降。因此，實施地面爆破措施，預先在高位巨厚砂巖層中制造裂縫，釋放巖體中儲存的大量彈性能，有效降低后期懸露巖層因瞬時破斷而產生大能量礦震事件，并有效將微震事件由“高能低頻”轉換為“低能高頻”，有效保障了現(xiàn)場的安全生產。

5" 結" 論

1）根據(jù)力學模型得到了221上08工作實體煤開采階段主關鍵層極限破斷步距為186.54 m，臨空面開采時主關鍵層極限破斷步距為337.79 m。

2）221上08工作面兩側為實體煤開采階段，覆巖空間結構呈長臂F型結構，O-X破斷只存在于低位關鍵層，當工作面進入臨空采空區(qū)進行開采時，覆巖結構由長臂F型結構轉變?yōu)殚L臂T型結構，工作面上方頂板出現(xiàn)O-X破斷轉變?yōu)閄-O破斷。

3）現(xiàn)場采用爆破卸壓的方式，復產期間工作面產生大量微震事件，但均以4次方以下能量級別事件為主，未出現(xiàn)大能量礦震事件。相較于爆破施工區(qū)和復工復產區(qū)，微震總能量均出現(xiàn)降低。因此，爆破措施實施，預先在高位巨厚砂巖層中制造裂縫，釋放巖體中儲存的大量彈性能，有效降低后期懸露巖層因瞬時破斷而產生大能量礦震事件。

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（責任編輯：劉潔）