董 興 迎
(肥城礦業集團曹莊煤礦,山東 肥城 271600)
我國的煤炭資源不僅儲量豐富且賦存條件復雜多樣,其中可采或者局部可采的近距離煤層群分布廣泛,受開采擾動、應力集中等影響,在進行近距離煤層群下行式開采過程中,下煤層開采過程中其礦山壓力顯現更加明顯。學者們就近距離煤層群的安全和高效回采進行了大量研究,有效指導了煤礦的安全生產。但是,由于煤礦開采的復雜性,針對不同的煤層賦存及開采技術條件,要因地制宜的進行相關安全的措施的研究和應用。
為了進一步認識采空區下采煤工作面的礦壓顯現規律,本文通過實測山西省某礦區某煤礦的近距離煤層群采空區下煤層開采的礦壓顯現規律,對比分析了上煤層采空區與遺留煤柱對下煤層回采工作面的礦壓顯現的差異,為近距離煤層群下煤層安全開采的技術措施提供數據支持。
該煤礦位于山西省中部,自上而下共含有12層煤,其中可采煤層為 3 上、6 上、6 下、7、9 煤層 5層,尤其6 上與6 下煤層之間的平均距離在10m 左右,屬于典型的近距離煤層,6# 煤層及頂底板巖層性質見表1。

表1 主采煤層及頂底板巖層性質
6# 煤層的埋深在459~621m 之間,工作面采用全部跨落的綜合機械化采煤方法。目前已經完成了3 上和6 上煤層的開采,地表沉降觀測數據表明6上煤層上覆巖層的運動已基本穩定。

圖1 近距離煤層開采工作面布置示意圖
如圖1 所示為6 下煤層首采面62101 工作面與6 上煤層采空區之間及區段煤柱之間的層位關系。由于6 上和6 下煤層之間的距離較近,且存在強度較低的泥巖層,因此在進行6 下煤層開采過程中要特別注意已采上煤層的影響。
回采工作面推進過程中,基本頂巖層在水平方向會形成“煤壁- 采場- 采空區”的巖梁結構,以支撐上覆垮落頂板。受開采擾動、巖層運動的影響,工作面前方承受大部分荷載,形成超前支撐壓力,而采空區矸石在頂板巖層運動穩定后,開始趨于原巖應力平衡狀態。因此,可將回采工作面水平方向的采場力學結構劃分為工作面前方煤壁應力增高區(a 區域)、采場范圍內的應力降低區(b 區域)、采場后方的應力穩定區(c 區域),如圖2 所示。

圖2 采場前后應力分布規律
根據采動底板破壞理論,工作面回采引起的應力重新分布不僅體現在采場周圍煤巖體的應力集中,應力還會向底板傳遞,從而造成一定范圍內底板巖層的破壞。煤層開采形成的支承壓力對底板破壞深度及范圍的影響如圖3 所示。

圖3 采動底板破壞深度及范圍示意圖
根據滑移線場理論,底板屈服破壞深度為:

式中:α 為底板最大破壞深度處的垂直方向與最大剪應力破壞面的夾角,°;φf 為底板巖層的內摩擦角,°;φ 為煤層的內摩擦角,°;Xb為煤壁與超前支承壓力峰值點之間的距離,m。
根據極限平衡理論,底板破壞的最大深度hmax為:

式中:M 為煤層采高,m;k 為應力集中系數;γ為上覆巖層的平均容重,kN/m;H為上覆巖層的厚度,m;C 為煤體粘聚力,MPa;pi 為支架對煤幫的支承力,kN;ξ 為三軸應力系數;f 為摩擦系數。
根據該礦6 上煤層的賦存地質及開采技術條件 ,M 取 1.75m,φf 取 40.9° ,k 取 2.46,γ 取25kN/m,C 取 2MPa,H 取 75m,φ 取 43.6°,ξ 取0.95,f 取 3.0,pi 取 92MPa,將上述取值帶入式(2)得到h 為9.6m。理論計算結果表明,上煤層開采對底板的影響深度為9.6m,略小于上下兩層煤之間的距離,因此6 上煤層的開采會對6 下煤層產生一定采動影響。
由于巷道掘進和工作面回采等活動,使礦山壓力以采動圍巖的變形(頂板下沉、片幫、底鼓等)和支護結構(如液壓支架、錨桿錨索等)的受力等形式表現出來的現象稱為礦山壓力顯現。對礦山壓力的監測和分析是指導采掘活動順利進行的基礎,因此本文主要通過對回采工作面初次來壓、周期來壓步距的觀測及工作面液壓支架隨工作面推進和頂板跨落過程中的工作阻力變化為主要礦山壓力顯現的監測數據進行監測和分析。
在下煤層工作面回采過程中,其上覆泥巖直接頂隨采隨跨,較厚且堅硬的中粒砂巖頂板承受上煤層采空區及斷裂的頂板重力。因此,在上下煤層間的中粒砂巖基本頂對于下煤層回采過程中的工作面礦壓顯現起決定性作用,其初次斷裂引起下煤層回采工作面的初次來壓和其周期性垮落引起回采工作面的周期性來壓。

圖4 回采工作面測區布置示意圖
如圖4 所示為6 下煤層首采工作面62101 布置的測區示意圖,圖中黑色部分表示該部分處于6 上煤層煤柱正下方的范圍內。從軌道平巷端到運輸平巷端,62101 工作面共布置180 架液壓支架。為了盡可能減少因支架位置不同引起的支架工作阻力的差異,沿工作面傾向將液壓支架劃分為6 個測區,其中Ⅰ、Ⅲ、Ⅳ、Ⅵ測區位于3 上煤層采空區的正下方,Ⅱ、Ⅴ測區內的部分支架位于采空區下方、部分支架位于煤柱下方,該兩個測區內的液壓支架可能受到采空區和遺留煤柱的共同影響,屬于過渡測區。
工作面自開切眼開始推進,基本頂初次來壓之后,又連續觀測了10 次周期來壓現象。各個側區的來壓步距統計見表2。由此可知,Ⅰ、Ⅴ測區受工作面兩側煤柱影響較大,來壓規律不明顯;Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ、Ⅵ測區為來壓有效測區,各個測區內工作面初次來壓步距相差不大,初次來壓步距在51m 左右;有效測區內的周期來壓步距在13~21m 之間,平均16.98m;受煤柱應力集中作用的影響,Ⅱ、Ⅴ測區的周期來壓步距明顯較大。

表2 工作面各個測區來壓步距統計
在進行液壓支架工作阻力觀測時,每個測區內選取3 個支架進行工作阻力的測定,其中I 號測區測定 6、12、18 號支架,II 號測區測定 35、41、47 號支架,III 號測區測定 76、82、90 號支架,IV 號測區測定 106、112、118 號支架,V 號測區測定 126、132、138 號支架,VI 號測區測定 156、162、168 號支架。

圖5 初采期間部分支架的平均工作阻力
如圖5 所示,在布置好監測裝置后,工作面從開切眼開始向前推進40m 范圍內,基本頂初次來壓之前液壓支架的平均工作阻力。初采期間液壓支架的工作阻力變化不大, 基本維持在6500kN~8300kN 的范圍內,并沒有出現明顯的壓力瞬間增大現象,支架效果良好。同時,該工作阻力范圍小于液壓支架的工作阻力的最大值,符合液壓支架的安全使用規范。

圖6 Ⅳ測區支架工作阻力與推進距離的關系
如圖6 所示,工作面自開切眼推進200m 范圍內液壓支架工作阻力隨推進距離的變化曲線。由于Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ測區與Ⅳ、Ⅴ、Ⅵ測區沿工作面中心對稱,因此選取具有代表性的Ⅱ和Ⅳ測區為研究對象。
可以看出,Ⅱ、Ⅳ測區內液壓支架工作阻力變化規律基本一致。以Ⅳ測區為例,從圖6 可以看出,在工作面開始推進到初次來壓之前的0~42m 范圍內,支架工作阻力較小,基本維持在6000kN;當工作面推進到50m 左右時,基本頂開始初次來壓,支架工作阻力不斷增大,最大工作阻力達到8700kN;初次來壓后,基本頂開始進入周期來壓階段,從周期來壓的整體數據可知,周期來壓的支架平均工作阻力要明顯大于初次來壓之前的工作阻力,基本上在7500kN上下波動。Ⅱ測區由于煤柱應力集中作用,周期來壓的工作阻力較大,且受周期來壓步距的影響,其液壓支架工作阻力升高范圍較Ⅳ測區提前1~2m。
綜上分析,相比較覆巖中無采空區下測區,采空區下測區周期來壓較混亂,強度不同的周期來壓交替出現,強度較大的周期來壓時壓力增加過程短,來壓較突然,且強度較大的周期來壓對應的來壓步距較短。
1) 通過滑移場理論和極限平衡理論推導得到的采動底板破壞公式,能夠較好的結合具體的煤層及底板巖層條件進行底板破壞深度及范圍的計算,對于指導近距離煤層的下行式開采具有重要意義。
2) 對礦山壓力的監測和分析是指導采掘活動順利進行的基礎。相比較覆巖中無采空區下測區,采空區下測區周期來壓較混亂,強度不同的周期來壓交替出現,強度較大的周期來壓時壓力增加過程短,來壓較突然,且強度較大的周期來壓對應的來壓步距較短。
3)在煤層賦存地質條件復雜的礦井,可通過工作面超前深孔爆破、提高工作面推進速度、優化回采巷道支護參數等方法進行回采工作面礦山壓力顯現的控制。