基于關鍵層理論的8m大采高工作面礦壓規律研究

馮酉森，陸 浩，焦 斌，李 偉

(神東煤炭集團有限責任公司 補連塔煤礦，內蒙古 鄂爾多斯 017209)

神東礦區煤炭地質儲量巨大，煤層穩定，地質結構簡單，煤層厚度大[1]，為特厚煤層一次采全高創造了條件[2]，現補連塔煤礦第四個8m特大采高綜采工作面已正式回采，多名學者對大采高綜采工作面礦壓顯現規律進行了卓有成效的研究[3-9]，但多集中于綜采面礦壓顯規律的宏觀總結，將礦壓規律與煤層上覆巖層進行關聯分析較少。8m特大采高綜采工作面在回采過程中，周期來壓步距、動載系數、來壓持續距離差異明顯，尤其在過特殊區域時，提前對礦壓顯現進行預測預報尤為重要，現有的礦壓規律總結并不能夠滿足現場實際需要。

煤系巖層由上部層狀巖體組成，由于各巖層的巖石力學性質、厚度差異明顯，從而在控制采場上部巖層運動中所起的作用不同，關鍵層控制采場上覆巖層局部或直至地表的全部巖層活動[10-13]，該理論在工程實踐中已得到證明[14，15]。本文將基于關鍵層理論對8m特大采高綜采面礦壓顯現規律進行深入分析，總結礦壓顯現規律與關鍵層之間的關系。

1 關鍵層判別方法

覆巖關鍵層判別分為三個步驟：一是根據覆巖巖層物理力學性質、厚度等參數，利用組合梁理論判斷堅硬巖層；二是根據巖層梁式破斷計算其極限跨距；三是對堅硬巖層的極限跨距進行分析，確定煤層上方覆巖中主關鍵層、亞關鍵層的位置及相關參數[16]。

1.1 堅硬巖層判斷

基本頂初次來壓后，隨綜采工作面回采，煤層上覆基巖經過破斷、運動，周而復始的出現“穩定—失穩—穩定”過程，根據關鍵層定義，關鍵層之間非同步協調變形，關鍵層上部控制巖層與關鍵層同步變形，如圖1所示。

圖1 巖層載荷計算

假設第1層為堅硬巖層，則第n層巖層對第1層巖層的載荷為：

式中，q(n)1為第n層對第1層堅硬巖層的荷載，MPa；Ei為第i層巖層彈性模量，GPa；hi為第i層巖層厚度，m；Vi為第i層巖層體積力，MN/m3。

假設第n+1層為另一堅硬巖層，由于其巖層撓度小于下層巖層，故n+1層堅硬巖層不隨下部巖層同步變形，那么就存在：

q(n+1)1

(2)

將式(2)代入式(1)，即得堅硬巖層的判斷公式：

由煤層上方第1層巖層開始計算，滿足式(3)即為第2層堅硬巖層，以此類推，得到煤層上覆堅硬巖層的位置，以及該巖層起控制作用的相對軟巖位置。

1.2 堅硬巖層極限跨距判斷

為方便計算，以兩端固支梁模型作為參考依據，判斷各堅硬巖層的極限破斷距，則：

式中，Lk為第k層堅硬巖層極限跨距，m；hk為第k層堅硬巖層厚度，m；Rk為第k層堅硬巖層極限抗拉強度，MPa；qk為第k層堅硬巖層載荷，MPa。

根據關鍵層定義可知：關鍵層所受載荷為本層堅硬巖層與其控制的上部相對軟巖的重力之和，所以，式(4)中qk可根據式(1)進行計算。

由于表土層彈性模量為0，則煤層上覆巖層中的距離地表最近的堅硬巖層所受的載荷為：

式中，q0為距離表土層最近堅硬巖層所受的載荷，MPa；E0為距離表土層最近堅硬巖層彈性模量，GPa；h0為距離表土層最近堅硬巖層厚度，m；h為表土層厚度，m；V0為距離表土層最近堅硬巖層的體積力，MN/m3；V為表土層體積力，MN/m3；m為距離表土層最近堅硬巖層控制的軟巖層數(除表土層)；hj、Vj、Ej分別為距離表土層最近堅硬巖層控制的各層軟巖厚度、體積力、彈性模量，單位分別為m、MN/m3、GPa。

1.3 關鍵層位置判定

關鍵層位置判定依據見式(6)：

Lk

(6)

如果Lk>Lk+1，需要將第k+1堅硬巖層所受載荷作用于第k層堅硬巖層上，再次算出第k層堅硬巖層極限跨距，當重新計算后Lk

2 8m特大采高綜采工作面基本情況

補連塔煤礦12514綜采工作面位于12煤五盤區，是第四個8m特大采高綜采工作面，采面長度327.7m，推采長度3088.8m，可采儲量895.21萬t。該綜采面一次采全高，采取垮落法處理采空區。煤層厚度4.4～8.8m，平均厚度7.26m，煤層傾角1°～3°，煤層穩定，地質條件簡單，松散層厚度4～13m，上覆基巖厚度240～280m。12514綜采工作面煤巖層綜合情況見表1。

表1 BK50鉆孔煤巖層綜合情況及覆巖關鍵層判別結果

3 8m特大采高綜采面關鍵層判斷

根據關鍵層判別方法，結合8m特大采高綜采面地質資料，經過式(1)、式(2)、式(3)計算，確定4、8、16、20、22、25號巖層為堅硬巖層，計算得堅硬巖層極限破斷距分別為21.21m、20.42m、33.71m、26.27m、48.23m、54.08m，具體見表1，其中L4>L8，L16>L20，根據關鍵層位置判斷原則，將堅硬巖層8承受的載荷加到堅硬巖層4上，經過計算L4及先垮落步距小于L8，說明堅硬巖層4破斷受控于堅硬巖層8，當堅硬巖層8破斷后，其載荷作用于堅硬巖層4，從而導致堅硬巖層4破斷，取L4=L8=20.42m，同理堅硬巖層L16=L20=26.27m。因此，經過演算，存在4層關鍵層，第4層、16層、22層為亞關鍵層，第25層為主關鍵層，直接頂厚度7.77m。

在煤炭開采過程中，隨下部回采作業，導致上覆巖層運動，根據關鍵層理論，上部巖層分段斷裂，從而形成綜采工作面周期來壓，將各關鍵層周期來壓步距按懸臂梁式折斷進行計算，而各關鍵層周期來壓步距與極限垮落步距存在以下關系：

式中，Lk周為第k層關鍵層周期來壓步距，m。

經計算得L1周=8.66m，L2周=10.72m，L3周=19.69m，L4周=22.07m。

現根據所判別出的各關鍵層周期來壓步距，對工作面500m范圍內來壓步距進行預判，除去老頂初次來壓，兩次周期來壓步距小于4m時，現場表現為兩次周期來壓無明顯間隔，視為一次周期來壓，則補連塔煤礦8m特大采高綜采面周期來壓步距預測結果見表2，其中，周期來壓步距平均值為9.15m。

表2 補連塔煤礦8m特大采高綜采面周期來壓步距預測表

通過表2可知，周期來壓步距存在大、小之分，且隨工作面推進，由于上部關鍵層極限跨距不同，導致部分相鄰周期來壓步距短，工作面現場表現為持續帶壓，或同一綜采面推進度下，上覆兩層關鍵層復合破斷，導致周期來壓強度大、煤壁片幫、頂板破碎嚴重、立柱下沉量大等強礦壓顯現。

4 8m特大采高綜采面礦壓規律

在A月監測周期內，綜采面推進288m，共發生周期來壓24次，周期來步距6.0～18m，平均來壓步距10.6m，動載系數1.28～1.51，平均1.36，來壓強度較強烈，來壓持續長度2.4～9.6m，平均4.88m，如圖2所示。來壓期間綜采面中部支架載荷最大，機尾段次之，機頭段最小。綜采面周期來壓步距差異明顯，存在大、小周期來壓步距現象，大、小周期來壓無明顯規律，部分周期來壓時工作面帶壓距離長，現場頂板破碎、梁端距較大(1.5～2m)，可能受上部多層關鍵層先后折斷影響，相鄰周期來壓之間步距小，導致相鄰周期來壓之間沒有明顯區分。

圖2 8m特大采高綜采面A月周期來壓曲線

在B月監測周期內，工作面推進325m，共發生周期來壓31次，周期來步距2.7～15.3m，平均來壓步距6.9m，動載系數1.26～1.5，平均1.33，來壓強度較強烈，來壓持續長度1.8～9.9m，平均4.01m，如圖3所示，來壓期間綜采面中部支架載荷最大，機尾段次之，機頭段最小。綜采面周期來壓步距差異明顯，存在大、小周期來壓步距現象，大、小周期來壓無明顯規律，部分周期來壓時綜采面帶壓距離長，帶壓支架呈散點狀分布，可能受上部多層關鍵層先后折斷影響。

圖3 8m特大采高綜采面B月周期來壓曲線

根據關鍵層理論計算預測500m范圍內，綜采面共出現48次周期來壓，平均周期來壓步距9.15m，其中L<5m、5m≤L<10m、10m≤L<15m、15m≤L占比分別12.5%、52.08%、31.25%、4.17%；通過綜采面實際礦壓數據分析，綜采面共推進613m，出現55次周期來壓，平均周期來壓步距8.5m，平均動載系數1.34，來壓強度較強烈，其中L<5m、5m≤L<10m、10m≤L<15m、15m≤L分別占比16.38%、54.55%、23.64%、5.45%，周期來壓步距預測值與實際值相差0.65m，各周期來壓步距區段占比基本相同，其中5～15m占比達到78%以上。

5 結 論

1)基于關鍵層理論，確定8m特大采高綜采面上覆基巖存在4層關鍵層，并確定其層位，在此基礎上分析預測綜采面推進500m范圍內平均周期來壓步距為9.15m，并確定各周期來壓步距區段占比。

2)根據現場實際情況，8m特大采高綜采面周期來壓步距差異明顯，存在大、小周期來壓現象，大、小周期來壓之間沒有明顯規律，周期來壓步距2.7～18m，平均8.5m，隨綜采面推采，上覆關鍵層極限跨距不同，先后折斷，部分周期來壓之間沒有明顯區分，存在關鍵層復合破斷的情況，工作面帶壓距離長，頂板管控困難。

3)綜采面采高大，直接頂垮落后活動空間大，關鍵層折斷對支架沖擊較大，周期來壓期間動載系數1.26～1.51，平均1.34，來壓強度較強烈。

4)通過關鍵層極限跨距分析與現場實際周期來壓步距對比，預測周期來壓步距9.15m，實際周期來壓步距8.5m，周期來壓步距L<5m、5m≤L<10m、10m≤L<15m、15m≤L的占比基本與現場實際周期來壓步距區段占比相吻合，通過關鍵層極限跨距可對工作面周期來壓步距進行初步預測，指導現場工作。

5)關鍵層理論周期來壓步距與現場實際周期來壓步距吻合度高，需要進一步分析綜采面周期來壓強度、步距、帶壓距離與對應關鍵層破斷層位之間的關系，從而提高預測預報精度，確保安全、高效回采。