承壓含水層“高阻力支架-圍巖”相互作用研究

王 焱

(西山煤電集團公司 馬蘭礦，山西 古交 030200)

·試驗研究·

承壓含水層“高阻力支架-圍巖”相互作用研究

王 焱

(西山煤電集團公司 馬蘭礦，山西 古交 030200)

松散承壓含水層下煤層開采容易造成工作面壓架事故。為了研究不同支架工作阻力對松散承壓含水層下煤層開采的影響，以UDEC模擬軟件為工具，研究工作面支架工作阻力在6 000 kN、8 000 kN、10 000 kN下對關鍵層結構穩定性情況影響。研究結果表明：松散承壓含水層下開采，初次來壓時不同的支架工作阻力對關鍵層結構穩定性影響較大，支架工作阻力為6 000 kN、8 000 kN時在初次來壓期間容易發生壓架事故，10 000 kN支架工作阻力下并沒有發生壓架事故，可見，提高支架工作阻力能夠避免壓架事故。

松散承壓含水層；關鍵層；穩定性；支架；工作阻力

1 工程背景

某礦三采區7131工作面是與6130和7130工作面相鄰的工作面，位于7130工作面的下一區段，在6130工作面停采線以內7131工作面中下部1#～44#支架又正好位于6130工作面采空區下方，而工作面中上部45#～91#支架則處于尚未采動的實體煤巖柱區域下，煤層間距約為40 m. 根據已有的研究成果并結合工程類比法， 認為7131工作面在回采過程中，仍具有潛在的壓架突水危險性。針對具有壓架突水危險的區域，為了避免突水壓架，不同的支架工作阻力對圍巖影響變化的影響是需要研究的關鍵問題。

7131工作面起止標高-393～-473 m，走向長度1 686.6 m，傾斜長度161～165.9 m，采用走向綜合機械化采煤方法，頂板管理為垮落法。工作面煤層最大厚度為4.1 m，最小煤層厚2.5 m，平均厚度3.19 m. 煤層結構較復雜。該工作面內71煤層產狀變化較大，煤層含1～2層夾矸，厚0.24～0.7 m，工作面煤巖層綜合柱狀圖見圖1.

工作面基本頂一般為淺灰色中砂巖，局部為細砂巖及砂泥巖互層，厚度為8.41～20.75 m，平均14.4 m；直接頂一般為深灰色泥巖，局部為淺灰色粉砂巖及中砂巖，厚度不穩定0～3.7 m，平均厚1.7 m；底板一般為灰～深灰色泥巖，泥質結構，致密、塊狀、含植物碎片；頂底板較平整，局部裂隙發育，凸凹不平，屬二類，頂底板情況見表1.

表1 煤層頂底板情況表

7131工作面位于井田東翼三采區，根據三維勘探資料情況，該工作面靠近DF5斷層，掘進過程中可能揭露斷層DF15，本工作面總體構造較為簡單，基本為單斜構造，局部煤巖層產狀有起伏。工作面沿走向布置，在走向上可能有一定的起伏，小斷層可能比較發育，回風巷靠近“四含”防水煤柱。該區域“四含”底界受古地貌地形制約，為一殘坡積～漫灘沉積，兩極厚度為0～40.9 m，局部無“四含”分布，屬風化剝蝕區，以西位于谷口沖洪積扇區的細粒相沉積區內，“四含”水壓約3.6 MPa.

2 不同支架額定阻力下支架-圍巖相互作用關系

為研究松散承壓含水層下不同支架工作阻力對圍巖的影響，采用UDEC模擬軟件，模擬分析不同支架工作阻力，松散承壓含水層下采煤覆巖關鍵層結構失穩的變化情況。

2.1 模擬方案的設計

數值模擬的模型以研究區域綜合柱狀圖為參照并做適當簡化而成。模型設計為復合關鍵層，從下向上分別由厚12 m的中砂巖、8 m厚的軟巖和10 m厚的中砂巖組合而成，上下兩層硬巖層破斷步距均為30 m，由此模擬關鍵層發生復合破斷的情形。模型走向長200 m，厚80 m，模型頂部以上覆松散層及含水層的載荷大小作為邊界條件，左右及底部邊界固定，頂界面為自由面，見圖2. 煤層、直接頂、關鍵層等巖層所賦予的力學參數見表2.

圖2 UDEC計算模型圖

在模型尺寸結構和開采方式既定的條件下，對于支架不同工作阻力，本文設計了3種方案。方案一：支架工作阻力為6 000 kN；方案二：支架工作阻力為8 000 kN；方案三：支架工作阻力為10 000 kN.

表2 各巖層物理力學性質表

對于以上3種不同工作阻力的支架，其初撐力均為自身額定工作阻力的80%條件下，隨著工作面推進觀測關鍵層結構發生運動的規律，分析了阻力對關鍵層結構下沉量和活柱下縮量的影響規律。

2.2 6 000 kN支架對關鍵層結構穩定性影響

模型從左側55 m處開始逐步開挖，開挖過程中用額定工作阻力為6 000 kN的支架進行支護，其初撐力為工作阻力的80%，每次開挖5 m，開挖過程中巖層移動情況見圖3.

圖3 6 000 kN支架條件下模型開挖過程模擬圖

從圖3a)可以看出，工作面從55 m推進至70 m時直接頂發生垮落，而關鍵層沒有明顯下沉，兩者之間產生較大離層空間，此時，支架工作阻力能夠支撐其上方破碎的直接頂的重量。

從圖3b)可以看出，工作面至75 m時，直接頂離層范圍加大，關鍵層結構第一塊體在75 m處發生破斷，第一塊體發生較大下沉，支架活柱下縮量也急劇增加。

從圖3c)可以看出，工作面推進至100 m，工作面發生初次來壓，關鍵層結構第二塊體破斷回轉下沉，與落在采空區的第一塊體形成“臺階梁”結構，破斷塊體兩腳點分別落在采空區的矸石和支架上方的直接頂，此時支架所承受的壓力較大，也發生了壓架事故。

從圖3d)可以看出，工作面推進至125 m，工作面發生第一次周期來壓，關鍵層結構第三塊體與相鄰塊體形成“砌體梁結構”，受到相鄰塊體的約束，第三塊體沒有沿煤壁發生切落，但是支架活柱下縮量較大。

從圖3e)可以看出，工作面推進至150 m，工作面發生第二次周期來壓，關鍵層結構活動規律與第一次周期來壓基本相同。

可以看出，當工作面初次來壓時，破斷塊體容易沿煤壁切落，支架的工作阻力不能達到關鍵層破斷和直接頂自身所帶來的載荷，發生壓架事故。

2.3 8 000 kN支架對關鍵層結構穩定性影響

模型從左側55 m處開始逐步開挖，開挖過程中用額定工作阻力為8 000 kN的支架進行支護，其初撐力為工作阻力的80%，每次開挖5 m，開挖過程中巖層移動情況見圖4.

圖4 8 000 kN支架支護條件下模型開挖過程模擬圖

從圖4a)可以看出，工作面從45 m推進至60 m時直接頂發生垮落，而關鍵層沒有明顯下沉，兩者之間產生較大離層空間。

從圖4b)可以看出，工作面至75 m，關鍵層結構第二塊體在75 m處發生破斷，關鍵層結構第一塊體在斷裂線位置發生急速下沉。

從圖4c)可以看出，工作面推進至100 m，工作面發生初次來壓，關鍵層結構第二塊體破斷回轉下沉，與第一塊體形成臺階，破斷塊體兩腳點分別落在采空區的矸石和支架上方的直接頂，此時支架所承受的壓力較大，活柱下縮量較大，塊體失穩導致壓架。

從圖4d)可以看出，工作面推進至125 m，工作面發生第一次周期來壓，關鍵層結構第三塊體與相鄰塊體形成“砌體梁結構”，受到相鄰塊體的約束，第三塊體沒有沿煤壁發生切落。

從圖4e)可以看出，工作面推進至150 m，工作面發生第二次周期來壓，關鍵層結構活動規律與上一次周期來壓基本相同。

可以看出，當工作面初次來壓時，破斷塊體容易沿煤壁切落，支架的工作阻力不能達到關鍵層破斷和直接頂自身所帶來的載荷，發生壓架事故。

2.4 10 000 kN支架對關鍵層結構穩定性影響

模型從左側55 m處開始逐步開挖，開挖過程中用額定工作阻力為10 000 kN的支架進行支護，其初撐力為工作阻力的80%，每次開挖5 m，開挖過程中巖層移動情況見圖5.

圖5 10 000 kN支架條件下模型開挖過程模擬圖

從圖5a)可以看出，工作面從55 m推進至70 m時直接頂發生垮落，關鍵層沒有明顯下沉，兩者之間產生較大離層空間。

從圖5b)可以看出，工作面至75 m時，直接頂離層范圍加大，關鍵層結構第一塊體在75 m處發生破斷。在10 000 kN支架支護和相鄰關鍵層相互約束條件下關鍵層結構第一塊體下沉量較大，但活柱下縮量也較大。

從圖5c)可以看出，工作面推進至100 m，工作面發生初次來壓，關鍵層結構第二塊體破斷回轉下沉，與落在采空區的第一塊體形成“砌體梁”結構，此時雖然支架所承受的載荷也較大，但是由于支架支承力的明顯增加，并未發生壓架事故。

從圖5d)可以看出，工作面推進至125 m，工作面發生第一次周期來壓，關鍵層結構第三塊體與相鄰塊體形成“砌體梁”結構，關鍵層結構下沉量與推進至100 m時相比較小。

從圖5e)可以看出，工作面推進至150 m，工作面發生第二次周期來壓，關鍵層結構活動規律與第一次周期來壓基本相同。

從上述可知，10 000 kN工作阻力的支架在初撐力達到80%時能夠有效地防止關鍵層復合破斷時發生沿煤壁切落的現象，工作面初次來壓時關鍵層結構下沉量較大，但沒有發生壓架事故，而在之后的周期來壓期間下沉量明顯減小。

2.5 支架下沉量與關鍵層下沉量分析

針對不同工作阻力的支架對關鍵層結構穩定性的影響進行了數值模擬，支架工作阻力分別設置為6 000 kN、8 000 kN和10 000 kN三個方案，分別對開挖過程中模型運行穩定之后關鍵層下沉量和支架的活柱下縮量進行監測，工作面推進至70 m、75 m、100 m、125 m和150 m時，工作面來壓期間關鍵層結構下沉量監測結果見圖6.

圖6 關鍵層結構下沉量和活柱下縮量曲線圖

從圖6a)可以看出，工作面推進至70 m時，6 000 kN、8 000 kN和10 000 kN支架支護條件下的關鍵層結構下沉量相差不大；推進至75 m和100 m時，3種方案的結果相差較大，10 000 kN支護條件下關鍵層結構下沉量最小，6 000 kN支護時下沉量最大；而推進至125 m和150 m時，8 000 kN和10 000 kN支架對應的關鍵層結構下沉量相近，而6 000 kN支架的關鍵層下沉量則明顯較大。

從圖6b)可以看出，不同工作阻力支護條件下活柱下縮的變化。工作面推進至70 m時，3種方案的活柱下縮量幾乎相同；推進至75 m和100 m時，6 000 kN和8 000 kN支護條件下工作面發生支架壓架事故，此時活柱下縮量較大，而10 000 kN支護時并未發生壓架事故，支架活柱下縮量小于600 mm；工作面推進至125 m和150 m時，8 000 kN和10 000 kN支架支護條件下活柱下縮量相差不大，而與6 000 kN相比相差較大。

在煤層從55 m開挖至150 m的過程中，分別對工作面直接頂垮落、初次來壓和周期來壓時關鍵層結構下沉值、支架的活柱下縮量進行記錄，其結果見表3.

由表3可以看出，工作面推進至70 m時關鍵層僅有輕微的彎曲，并未發生斷裂，而推進至100 m時關鍵層斷裂并下沉，工作面發生初次來壓，表現為關鍵層結構的下沉量的急劇增加。6 000 kN、8 000 kN和10 000 kN支架支護條件下初次來壓期間關鍵層結構下沉量分別達到了806 mm、674 mm和475 mm；而推進至125 m時分別為723 mm、489 mm和439 mm；推進至150 m時下沉量分別達到了721 mm、487 mm和441 mm，與上一次周期來壓的下沉量相差不大。這說明初次來壓時支架的工作阻力對關鍵層結構穩定性影響較大。

表3 不同工作阻力條件下關鍵層結構下沉量和活柱下縮量對比表

3 結 語

通過以上分析可以看出：

1) 在松散承壓含水層下開采，初次來壓時支架的工作阻力對關鍵層結構穩定性影響較大，工作阻力較大，能有效地防止關鍵層復合破斷時沿煤壁切落。

2) 隨著額定阻力的增大，關鍵層破斷時支架活柱下縮和頂板下沉均有所減小，活柱下縮量的減小可以為工作面開采留有足夠的空間，避免因活柱可縮量較小而導致壓架事故的發生。

[1] 郝憲杰,許家林,朱衛兵,等.高承壓松散含水層下支架合理工作阻力的確定[J].采礦與安全工程學報，2010(3)：23-26.

[2] 王曉振,許家林,朱衛兵,等.松散承壓含水層水位變化與頂板來壓的聯動效應及其應用研究[J].巖石力學與工程學報，2011(9)：89-91.

[3] 許家林,王曉振,劉文濤,等.覆巖主關鍵層位置對導水裂隙帶高度的影響[J].巖石力學與工程學報，2009(2)：15-18.

[4] 許家林,蔡 東,傅昆嵐.鄰近松散承壓含水層開采工作面壓架機理與防治[J].煤炭學報，2007(12)：45-47.

Study on Interaction between High Resistance Support and Surrounding Rock under Aquifer

WANG Yan

Loose coal seam mining under aquifer is prone to accidents of support unmovable. In order to study the impact under different support working resistances, the UDEC simulation software was introduced to observe the stability of the critical structure with the working resistance under 6 000 kN, 8 000 kN and 10 000 kN. The results show that the different working resistance has a great influence on the stability of the key layer structure, especially in the case of the 6 000 kN and 8 000 kN at the moment of initial pressure, the support failed in moving. But for the 10 000 kN situation, no support failure happened. So the working resistance is very crucial in prevention of support roof pressure related accident.

Loose coal seam under aquifer; Key layer; Stability; Support; Working resistance

2017-04-26

王 焱(1980—)，男，山西祁縣人，2013年畢業于太原理工大學，助理工程師，主要從事煤礦安全開采工作

(E-mail)szp6356@163.com

TD823.83

A

1672-0652(2017)06-0004-06