王成帥，郭 帥，沈玉旭

(1.山西省煤炭職工培訓(xùn)中心，山西 太原 030006； 2.山西省煤炭職業(yè)中等專業(yè)學(xué)校，山西 太原 030006； 3.內(nèi)蒙古科技大學(xué)礦業(yè)與煤炭學(xué)院，內(nèi)蒙古 包頭 014010； 4.山西能源學(xué)院，山西 太原 030600)

我國煤炭資源豐富，截至2018年，數(shù)據(jù)顯示我國原煤產(chǎn)量已達(dá)36.8億t。隨著采煤技術(shù)及設(shè)備的發(fā)展，針對(duì)厚煤層開采礦壓顯現(xiàn)特征及其圍巖控制技術(shù)的研究受到廣泛重視，特別是當(dāng)煤層頂板堅(jiān)硬不易垮落時(shí)，隨著作業(yè)面的推進(jìn)，空區(qū)頂板形成大規(guī)模懸頂，造成工作面礦壓顯現(xiàn)強(qiáng)烈[1-3]。大采高工作面開采時(shí)，上覆巖層的運(yùn)動(dòng)和支承壓力的分布必將發(fā)生顯著的變化，煤壁片幫與支架可靠性等問題將更加突出，給工作面圍巖控制及安全生產(chǎn)帶來困難[4-6]。針對(duì)這類問題，專家學(xué)者進(jìn)行了廣泛研究，李軍偉[7]通過研究深部巷道圍巖破壞影響要素，提出了錨網(wǎng)索噴+U型鋼+柔性墊板支護(hù)方法；李中偉等[8]通過數(shù)值模擬與現(xiàn)場監(jiān)測，提出了水力壓裂和高預(yù)緊力強(qiáng)力支護(hù)的巷道圍巖控制新方法；孫建峰等[9]基于數(shù)值模擬研究了不同采礦深度、采煤方法及空區(qū)充實(shí)率對(duì)礦壓顯現(xiàn)的影響；康紅普等[10]針對(duì)煤礦千米深井超長工作面開采圍巖控制問題，提出研發(fā)液壓支架抗沖擊技術(shù)的構(gòu)想；高李軍[11]通過研究煤礦開采巷道變形破壞特征，給出了高適應(yīng)性的“錨網(wǎng)索噴+底板錨索+注漿”支護(hù)方法；王業(yè)征等[12]通過現(xiàn)場監(jiān)測分析，給出了深部厚煤層大采高采場覆巖活動(dòng)立體模型；陳永鋒等[13]通過現(xiàn)場調(diào)研與實(shí)測，指出對(duì)頂板水壓致裂卸壓可以減小礦壓顯現(xiàn)程度。綜合上述分析，研究主要集中在工作面巷道圍巖支護(hù)方式及礦壓顯現(xiàn)影響要素方面的研究，對(duì)于大采高工作面覆巖破壞、礦壓顯現(xiàn)特征及圍巖控制方法有待深入研究。 因此，本文以三道溝煤礦85201工作面開采現(xiàn)狀為工程背景，采用現(xiàn)場監(jiān)測與模擬相結(jié)合的方法研究了該礦礦壓顯現(xiàn)特征及圍巖控制方法，為類似條件煤礦安全高效開采提供指導(dǎo)。

1 工程概況

三道溝煤礦井田面積176.1 km2，可采儲(chǔ)量為9.3億t，年產(chǎn)量1 000萬t。礦井主采煤層為5-2煤層，煤層玻璃光澤，階梯狀構(gòu)造，煤層賦存穩(wěn)定，厚度6.48～6.95 m，煤層中下部含夾矸1層，厚度0.1～0.2 m，巖性為褐黃色泥巖，硬度小，煤層呈條帶狀、層狀構(gòu)造，為長焰煤或不黏煤。其中，85201工作面沿煤層傾向布置，工作面順槽沿煤層走向布置，布置了1條膠運(yùn)順槽和1條回風(fēng)順槽。膠運(yùn)順槽用于煤炭運(yùn)輸同時(shí)兼為進(jìn)風(fēng)順槽；輔運(yùn)順槽用于輔助運(yùn)輸兼為回風(fēng)順槽。膠運(yùn)順槽和輔運(yùn)順槽間每隔50 m設(shè)置一條聯(lián)巷，作為輔助運(yùn)輸?shù)管図鲜壹拔锪线\(yùn)輸通道。兩條順槽與輔運(yùn)大巷、膠運(yùn)大巷及回風(fēng)大巷垂直布置，85201工作面綜合柱狀圖見圖1。

圖1 85201工作面綜合柱狀圖Fig.1 Comprehensive histogram of 85201 working face

2 煤巖體地質(zhì)力學(xué)參數(shù)測定

通過進(jìn)行三道溝煤礦煤巖體巖石力學(xué)性質(zhì)試驗(yàn)，獲得地質(zhì)力學(xué)相關(guān)參數(shù)，揭示煤巖體力學(xué)特性，也為后續(xù)相似實(shí)驗(yàn)及數(shù)值模擬分析提供參數(shù)支撐，試驗(yàn)中選取煤巖試樣各三組，試驗(yàn)中編號(hào)為1#～3#，巖石及煤體的壓縮試驗(yàn)結(jié)果分別見圖2和圖3。

根據(jù)試驗(yàn)結(jié)果，85201工作面頂板巖石單軸抗壓強(qiáng)度在105.77～115.65 MPa之間，煤體單軸抗壓強(qiáng)度在16.18～21.39 MPa之間，可以看出頂板巖石堅(jiān)硬，是導(dǎo)致工作面礦壓顯現(xiàn)的重要因素。

3 大采高工作面覆巖破壞及礦壓特征分析

3.1 工作面開采覆巖破壞相似模擬研究

通過相似模擬實(shí)驗(yàn)，觀測頂板巖體斷裂及垮落情況，分析大采高作業(yè)面覆巖破壞特征，模型長×寬×高=3.0 m×2.0 m×1.5 m(圖4)，有效放煤空間為長×寬=2 m×1 m。實(shí)際工作面長度295 m，埋深99～215 m，由此確定幾何相似比為1∶300，相關(guān)參數(shù)的相似比情況見表1。

圖2 砂巖應(yīng)力-應(yīng)變曲線及加載圖Fig.2 Stress-strain curve and loading diagram of sandstone

圖3 煤體應(yīng)力-應(yīng)變曲線及加載圖Fig.3 Stress-strain curve and loading diagram of coal

圖4 相似試驗(yàn)?zāi)Ｐ虵ig.4 Similar test model

表1 實(shí)驗(yàn)參數(shù)相似比情況Table 1 Similar ratio of experimental parameters

根據(jù)三道溝煤礦85201工作面實(shí)際煤層分布，模擬煤層傾向300 m，走向450 m，高度150 m，模型尺寸為3.0 m×2.0 m，高度為1.5 m，結(jié)合巖體力學(xué)參數(shù)測定結(jié)果，給出相似模擬實(shí)驗(yàn)參數(shù)見表2。為詳細(xì)觀測采場上覆巖層移動(dòng)及破壞情況，在模型剖面及層面位置布設(shè)位移傳感器。模型設(shè)置從切眼處向前推進(jìn)，每次推進(jìn)4 cm，相當(dāng)于實(shí)際推進(jìn)12 m。研究將裂隙發(fā)展邊界與煤層水平夾角稱為垮落角。

表2 85201工作面實(shí)際及相似模擬參數(shù)Table 2 Actual and similar simulation parameters of 85201 working face

工作面推進(jìn)16 cm時(shí)，直接頂裂隙擴(kuò)展，推進(jìn)到32 cm時(shí)，直接頂垮落基本完畢，垮落高度約為4.67 cm，垮落角為58.1°；工作面推進(jìn)40 cm時(shí)，基本頂周期裂斷，垮落角為60.2°；工作面推進(jìn)52 cm時(shí)，在基本頂上部產(chǎn)生離層，最大達(dá)到3 mm，垮落角約為60.8°；當(dāng)工作面推進(jìn)到84 cm時(shí)，基本頂裂斷繼續(xù)向上發(fā)展，產(chǎn)生明顯拱形，垮落角約為62°。當(dāng)工作面推進(jìn)到100 cm時(shí)，基本頂周期性裂斷，垮落角度約為64.1°。隨著工作面的推進(jìn)，整個(gè)上覆巖層的破壞范圍逐漸增加，在上表面形成了顯著斷裂線(圖5)。

圖5 表面斷裂線發(fā)育情況Fig.5 Development of surface fracture lines

根據(jù)相似模擬實(shí)驗(yàn)結(jié)果，隨著工作面的推進(jìn)，覆巖裂隙不斷擴(kuò)展、延伸，直至冒落，離層長度和高度也隨之增加。上覆巖層間的離層從直接頂向上順次發(fā)展，離層的位置主要出現(xiàn)在一些厚硬巖層的底部，實(shí)驗(yàn)獲得直接頂初次垮落高度為48 m。

垮落角的變化趨勢見圖6，隨開采寬度的增加，垮落角整體表現(xiàn)為增加，變化過程主要分為快速增加階段與緩慢增加階段。隨著工作面的推進(jìn)，直接頂暴露寬度超過其臨界冒落跨度后，頂板巖層開始斷裂及冒落，這時(shí)垮落角顯著增加；當(dāng)冒落發(fā)展到堅(jiān)硬巖層底部時(shí)，覆巖離層破壞終止，這時(shí)在覆巖上方形成一個(gè)穩(wěn)定平衡拱限制了冒落的發(fā)展，垮落角基本保持微小的變化，這時(shí)處于緩慢增加階段；當(dāng)頂部堅(jiān)硬巖層垮落后，平衡拱遭受破壞，此時(shí)冒落繼續(xù)發(fā)展直至在地表出現(xiàn)斷裂及明顯的沉降，這一階段垮落角快速增加。

圖6 垮落角隨回采工作面推進(jìn)變化情況Fig.6 Changes of collapse angle as the working face advances

3.2 大采高工作面開采數(shù)值模擬研究

為詳細(xì)了解三道溝煤礦85201工作面開采覆巖應(yīng)力變化特征，研究采用FLAC3D軟件[14]對(duì)開采情況進(jìn)行數(shù)值分析。模型采用摩爾庫倫準(zhǔn)則，頂部設(shè)置為自由面，側(cè)面及底面法向約束，模擬塊體采用六面體單元，單元數(shù)量436 200，節(jié)點(diǎn)數(shù)量467 350。模擬工作面推進(jìn)長度300 m，傾斜寬295 m。 數(shù)值模擬用巖體力學(xué)參數(shù)見表3，數(shù)值模擬中單次推進(jìn)步距為10 m。

表3 巖體力學(xué)參數(shù)Table 3 Mechanical parameters of rock mass

工作面開采60 m時(shí)，直接頂上方塑性區(qū)明顯，表現(xiàn)為剪切破壞，切眼端部表現(xiàn)為拉伸破壞，最大壓應(yīng)力出現(xiàn)在切眼位置達(dá)14.1 MPa，上覆巖層的應(yīng)力及塑性區(qū)產(chǎn)生明顯的拱形，這與前述相似物理實(shí)驗(yàn)結(jié)果基本一致(圖7)；工作面開采100 m時(shí)，基本頂主要以拉伸破壞為主，切眼處的最大壓應(yīng)力達(dá)到15.5 MPa，切眼端部的最大位移達(dá)230 cm，表明基本頂初次來壓；工作面開采120 m時(shí)，切眼處的最大應(yīng)力達(dá)到15.6 MPa，切眼端部最大位移達(dá)605 cm，應(yīng)力降低區(qū)繼續(xù)沿頂板向上延伸，塑性區(qū)繼續(xù)擴(kuò)大(圖8)。

工作面開采160 m時(shí)，覆巖破壞繼續(xù)向上發(fā)展，切眼處的最大壓應(yīng)力達(dá)到16.9 MPa；工作面開采210 m時(shí)，上覆圍巖破壞區(qū)與其上部基巖破壞區(qū)間距進(jìn)一步縮小，切眼處的最大壓應(yīng)力達(dá)到18.5 MPa，超前支承壓力峰值約14.5 MPa，位于工作面前方約6 m處，最大影響范圍約250 m(圖9)；工作面開采300 m時(shí)，頂板巖層破壞區(qū)域與基巖向下延伸破壞區(qū)域完全貫通，破壞區(qū)域周邊以剪切破壞為主(圖10)。

圖7 工作面推進(jìn)60 mFig.7 Working face advance 60 m

圖8 工作面推進(jìn)120 mFig.8 Working face advance 120 m

圖9 工作面推進(jìn)210 mFig.9 Working face advance 210 m

圖10 工作面推進(jìn)300 mFig.10 Working face advance 300 m

3.3 現(xiàn)場礦壓監(jiān)測

通過對(duì)85201工作面進(jìn)行現(xiàn)場礦壓監(jiān)測，獲得大采高工作面開采礦壓顯現(xiàn)特征。研究采用ZYDC-3型支架壓力自測儀，在液壓支架上安裝傳輸壓力監(jiān)測記錄儀及活柱縮量傳感器，共布置四個(gè)監(jiān)測點(diǎn)，工作面測點(diǎn)布置見圖11。85201工作面推進(jìn)距離為283 m，每天平均推進(jìn)約9 m。

圖11 工作面支架壓力監(jiān)測點(diǎn)布置圖Fig.11 Arrangement of the monitoring points of the working face support pressure

工作面推進(jìn)至71.8 m時(shí)，工作面支架壓力顯著上升，有明顯片幫現(xiàn)象，此時(shí)工作面初次來壓，來壓步距約為75 m。來壓前后壓力及活柱縮量變化情況見表4，支架來壓后壓力及活柱縮量發(fā)生顯著變化，4個(gè)測點(diǎn)的壓力下降最高值達(dá)到27.94 MPa，活柱縮量增加值最高達(dá)30 mm，支架卸載嚴(yán)重，每一個(gè)支架均表現(xiàn)出類似變化特征，位于兩側(cè)的支架承受的支撐壓力要高于中間的支架，即礦壓顯現(xiàn)在切眼兩幫作用更加顯著。

監(jiān)測時(shí)間內(nèi)支架壓力變化情況見圖12，首次來壓整體表現(xiàn)為壓力急劇下降后出現(xiàn)反彈，隨后平穩(wěn)緩慢增加，并呈現(xiàn)周期性變化。位于兩側(cè)的1#支架與4#支架承受壓力高于位于中間位置的兩個(gè)測點(diǎn)的支架壓力，監(jiān)測過程中出現(xiàn)了6次來壓情況，基本頂來壓周期為18～26 m，平均為22.5 m，這對(duì)預(yù)判礦壓顯現(xiàn)的發(fā)生具有重要的指導(dǎo)作用。

圖12 85201工作面支架壓力變化曲線Fig.12 Change curves of pressure support on 85201 working face

表4 支架壓力及活柱縮量變化情況Table 4 Changes in support pressure and shrinkage

綜合分析，三道溝煤礦85201大采高工作面礦壓顯現(xiàn)特征表現(xiàn)為：支架壓力隨井下工作面開采先保持平穩(wěn)后不斷升高，在第一次來壓前出現(xiàn)連續(xù)的不規(guī)則波動(dòng)，在來壓瞬間達(dá)到最高值，來壓后受上覆巖層垮落的影響，支架快速卸荷導(dǎo)致壓力急劇減小后發(fā)生反彈，反彈后的壓力值均小于初次來壓后的壓力最高值，原因在于巖層垮落瞬間處于松散狀態(tài)使支架處于完全卸荷狀態(tài)，隨著垮落巖石的逐步壓實(shí)，再次對(duì)支架產(chǎn)生壓力，引起支架壓力緩慢增加，壓實(shí)散體巖塊產(chǎn)生的壓力要遠(yuǎn)小于原巖對(duì)支架產(chǎn)生的壓力。

4 工作面頂板預(yù)控方法

三道溝煤礦85201大采高工作面，懸露面積達(dá)到29 500 m2，通過前述分析，工作面推進(jìn)過程中會(huì)發(fā)生多次周期性的來壓情況，并且位于切眼位置的壓力值最高可達(dá)近30 MPa，對(duì)于堅(jiān)硬頂板穩(wěn)定均會(huì)產(chǎn)生不利影響，必須采取控制措施。結(jié)合大采高堅(jiān)硬頂板破壞及礦巖顯現(xiàn)特征分析結(jié)果，可通過計(jì)算分析支護(hù)強(qiáng)度確定液壓支架合理參數(shù)及研究堅(jiān)硬頂板預(yù)裂爆破技術(shù)來改變初次突變失穩(wěn)步距，實(shí)現(xiàn)對(duì)頂板巖層的預(yù)控。初次失穩(wěn)及周期失穩(wěn)的巖層支護(hù)強(qiáng)度計(jì)算見式(1)。

(1)

式中：P為巖層支護(hù)強(qiáng)度，MPa；m為巖層厚度，m；K為最大失穩(wěn)步距，m；γ為巖層容重，t/m3；L為支架控頂距，m。

三道溝煤礦使用ZY18000/32/70D型液壓支架，主要技術(shù)參數(shù)見表5，支架工作阻力為18 000 kN，支護(hù)強(qiáng)度為1.51～1.56 MPa。

表5 ZY18000/32/70D型液壓支架主要參數(shù)Table 5 Main parameters of ZY18000/32/70D hydraulic support

目前，工作面礦壓顯現(xiàn)有明顯影響的巖層有2層，第Ⅰ巖層是平均厚度為m=3.5 m的泥巖，容重γ=2.4 t/m3，初次突變失穩(wěn)步距為37.41～50.19 m，周期突變失穩(wěn)步距為9.21～20.49 m。第Ⅱ巖層是平均厚度為m=21.5 m的細(xì)砂巖，容重γ=2.7 t/m3，初次突變失穩(wěn)步距為82.94～109.72 m，周期突變失穩(wěn)步距為27.64～33.21 m，支架控頂距L=6.5 m。 將相關(guān)參數(shù)帶入式(1)，得到第Ⅰ巖層初次失穩(wěn)支護(hù)強(qiáng)度為0.32 MPa，周期失穩(wěn)支護(hù)強(qiáng)度為0.13 MPa；第Ⅱ巖層初次失穩(wěn)支護(hù)強(qiáng)度為4.89 MPa，周期失穩(wěn)支護(hù)強(qiáng)度為1.48 MPa。通過計(jì)算，第Ⅱ巖層初次失穩(wěn)時(shí)來壓強(qiáng)度明顯大于支架支護(hù)強(qiáng)度，支架存在被壓死風(fēng)險(xiǎn)。因此，必須對(duì)頂板巖層初次來壓采取預(yù)控措施，避免重大災(zāi)害的發(fā)生。

基于上述分析，研究提出采場堅(jiān)硬頂板預(yù)裂爆破預(yù)控方法，即在開切眼處布置炮孔進(jìn)行強(qiáng)制放頂，共布置31個(gè)孔，切眼內(nèi)炮孔呈“一”字型布置，垂深5.5～20.8 m，切眼內(nèi)炮眼中線距離切眼中心線1.5 m，孔距為8 m和10 m，見圖13，炮眼布置參數(shù)見表6。

圖13 炮眼布置圖Fig.13 The layout of the blasthole

表6 炮眼布置參數(shù)Table 6 Blasthole layout parameters

爆破采用水膠炸藥，雷管采用毫秒延期電雷管并按串聯(lián)布置，起爆方式采用延期雷管導(dǎo)爆索起爆。裝藥系數(shù)約為0.7，每米炮眼裝藥量約為3.6 kg，炮泥裝填系數(shù)約為0.3。炮眼采用全液壓坑道鉆機(jī)施工，鉆頭直徑80 mm，成孔直徑90 mm。

該技術(shù)實(shí)施后，實(shí)測支架初撐力平均值為12.8×103kN，為額定值的83%；最大工作阻力平均值為13.4×103kN，為額定值的75%，時(shí)間加權(quán)平均阻力平均值為11.8×103kN，為額定值的66%。支架工作阻力總體符合正態(tài)分布，工作狀態(tài)合理，實(shí)現(xiàn)了對(duì)堅(jiān)硬頂板圍巖的有效預(yù)控，該研究可為類似條件礦山安全高效開采提供借鑒。

5 結(jié) 論

1) 85201大采高工作面開采時(shí)，堅(jiān)硬頂板巖層影響下平衡拱形成與破壞周期性發(fā)展，是導(dǎo)致垮落角表現(xiàn)快速增加與緩慢增加的內(nèi)在原因，而覆巖破壞離層主要發(fā)生在堅(jiān)硬巖層的底部。

2) 隨工作面推進(jìn)，直接頂上方表現(xiàn)為剪切破壞，切眼端部表現(xiàn)為拉伸破壞，最大壓應(yīng)力為18.5 MPa，出現(xiàn)在切眼位置；超前支撐壓力最大值為14.5 MPa，出現(xiàn)在距離切眼約6 m處，明顯影響范圍為65 m；頂板巖層與基巖破壞區(qū)域貫通后，破壞區(qū)周邊以剪切破壞為主。

3) 支架壓力在來壓瞬間達(dá)到最高值，來壓后支架壓力急劇減小后發(fā)生反彈，其壓力值小于初次來壓最大值，初次來壓步距約為75 m，來壓周期約為22.5 m，來壓后壓力下降最高達(dá)到27.94 MPa，礦壓顯現(xiàn)在切眼兩幫更加顯著。

4) 關(guān)鍵層細(xì)砂巖初次失穩(wěn)支護(hù)強(qiáng)度為4.89 MPa，超過了支架額定支護(hù)強(qiáng)度，存在支架被壓死風(fēng)險(xiǎn)，據(jù)此提出的堅(jiān)硬頂板預(yù)裂爆破方法，實(shí)現(xiàn)了對(duì)堅(jiān)硬頂板圍巖的有效預(yù)控。