双向渐厚综放工作面不同开采时期来压特征研究

崔 晚，杨 柳，李学成

(1.河南焦煤能源有限公司九里山矿，河南 焦作 450046；2.中国矿业大学(北京)能源与矿业学院，北京 100083；3.放顶煤开采煤炭行业工程研究中心，北京 100083)

地下煤炭资源在开挖以前，原岩应力处于平衡状态。煤层开采后必然引起岩体向采空区移动，因此做好采场岩层移动与控制，可以避免采动损害及相关问题，如冒顶事故、冲击地压、瓦斯爆炸、煤与瓦斯突出、地表沉陷等。如今厚煤层是煤矿开采的主要煤层，因此，研究并掌握厚煤层开采过程中的围岩变形、岩层运动、岩层结构失稳破坏规律具有重要意义[1-4]。

近年来，针对我国在厚煤层综放开采的矿压显现规律及其控制问题，众多学者已经做了大量深入且实际应用成功的研究。王家臣等[5]揭示了在综放开采过程中以大青灰岩为坚硬基本顶综放面的顶板应力分布及其演化特征；刘长友等[6]对超长孤岛综放面的围岩稳定性和顶煤冒放性进行系统性控制，采用FLAC3D软件分析了其支承压力分布特征，研究了老顶上覆岩层应力场的变化规律，总结了初采阶段与正常推进阶段工作面超前支承压力分布规律；李化敏等[7]以不连沟煤矿特厚煤层大采高综放开采为工程背景，利用现场监测和理论等对大采高综放采场矿压及顶板运动破断特征进行分析，得出工作面来压强烈、持续时间短、动载明显的矿压现象是由于高位“砌体梁”结构滑落失稳造成的；杨敬轩等[8]对坚硬厚层顶板群结构的覆岩破断冲击效应进行了总结，得出了采场冲击来压的主要影响因素、来压特征以及工作面合理支护强度等；翟新献等[9]以耿村煤矿特厚煤层综放工作面为工程背景，采用数值模拟和现场观测，对综放工作面覆岩运移进行研究，揭示了老顶来压后，工作面前方支承压力趋于平稳，主要表现在塑性区范围和最大应力集中系数基本保持不变。

综上，对于厚煤层顶板的运动规律进行的研究都是在相应的工程背景下，通过理论分析、数值模拟、工业试验等结合现场数据的方法进行总结归纳验证得出，针对近年来厚煤层的不同条件如特厚、近距离煤层、急倾斜、坚硬顶板，许多学者仍在研究，但在时间角度上对于厚煤层的开采全过程不同回采时期顶板的来压特征研究较少。由于九里山矿综放面特殊的地质条件，为双向渐厚煤层(工作面倾向从中部逐渐向两端变厚且在工作面走向逐渐变厚)，基本顶厚且坚硬，研究此条件下放顶煤工作面的矿压规律，对焦作矿区推广使用放顶煤具有重要意义。

1 工程概况

焦作矿区首次使用综采放顶煤工艺，必须摸清覆岩运动规律，为煤与瓦斯突出矿井安全高效提供理论支持。通过试验综采放顶煤工艺，对实现矿井“一井一面”的安全高效模式，缓解采掘失调及消除潜在安全隐患，实现矿井的良性循环，响应国家生态化建设思想均具有重要的现实意义。

该工作面位于15采区西翼中部，北部为15041工作面(已回采结束)，东部与15轨道下山保安煤柱相邻，南部无采掘活动，西部靠近工业广场保护煤柱，工作面底板有15061底抽巷和15081底抽巷，如图1～图3所示。所采二1煤层整体为一单斜构造，走向216°、倾向131°、倾角11°～12°，平均走向长度为265 m，倾斜长度为150～172 m，煤层为较稳定煤层，煤厚2.0～7.0 m，平均煤厚4.5 m，煤炭可采储量约24.7万t。 该工作面采用走向长壁放顶煤开采方法，割煤高度约2.7 m，放煤高度1.8～4.0 m。

图1 15081工作面平面布置图

图2 15081工作面运输巷处煤厚变化图

图3 推进40 m I-I’处工作面倾向煤厚变化图

工作面靠近煤层顶板有0～1.0 m软煤，呈粉末状及片状，疏松易碎，中下部煤质较为坚硬，半亮型，煤层整体无夹矸，工作面内伪顶厚在0～0.3 m之间。直接顶为黑灰色粉砂岩，平均厚约2.87 m，基本顶为灰黑色粉砂岩，平均厚度13.9 m。直接底为粉砂岩，平均厚度5.35 m，基本底为中细砂岩互层，平均厚度0.97 m。15081工作面切眼处综合柱状图如图4所示。

为实现对顶板来压特征的预测，在距离15081工作面100 m位置设置钻窝，对顶板岩层进行钻孔取芯，钻孔深度15 m，以保证取得完整岩芯。经实验室单轴和三轴抗压实验得直接顶的物理力学参数见表1。

图4 顶底板综合柱状图

表1 直接顶物理力学参数

14141工作面和15081工作面所采煤层赋存条件和前期开采技术条件相同，为减小其初次来压步距和来压强度，避免造成灾害，依据14141工作面切眼预裂爆破实践经验，预裂后该工作面初次来压步距为30 m，周期来压步距10～15 m，因此15081工作面也采用了切眼顶板爆破预裂方案。

2 顶板来压特征

工作面顶板压力采用液压支架压力综采监测系统进行监测，应用于井下液压支架的压力监测。监测分机沿着工作面进行布置，两个监测分机之间的距离为每隔10架(即5架、15架…)安装一部，工作面共安装ZF6800/20/38型支架113架，在控制台位置安装传输分站，15081工作面一共布置11个监测分站。

根据15081工作面的煤层赋存特征，在工作面倾向上中间厚两边薄，随着工作面走向逐渐向两端变厚，随后稳定至停采线，为了不造成煤炭资源浪费，初采结束后进行局部放煤。其回采可分为三个时期，初采时期、局部放煤时期、放煤时期。其中局部放煤时期，放煤支架为43#支架～75#支架，沿工作面倾向67～117 m，工作面走向30～125 m；放煤时期，放煤支架为15#支架～90#支架，沿工作面倾向23～140 m，工作面走向125 m～停采线。

2.1 来压步距

2.1.1 理论计算

工作面上方基本顶由粉砂岩和细粒砂岩组成，根据组合梁式断裂的极限跨距，建立两端固支梁模型，如图5所示。

图5 固支梁模型

15081工作面采用全部垮落法处理采空区顶板，在初次来压前不放煤，进行综采后，直接顶全部垮落，基本顶形成“砌体梁”结构，设采场的基本顶初次来压步距为L，可以将采场顶板结构按材料力学的固支梁理论进行分析。

(1)

式中：h为基本顶的厚度,m；Rt为岩层的抗拉强度,MPa；q为基本顶及其上方顶板载荷集度,MPa。

(2)

代入E1=2.8×104MPa，h1=13.90 m，E2=2.3×104MPa，h2=4.17 m，γ1=24 kN/m3，γ2=23 kN/m3到式(2)中，得(q2)1=0.42 MPa。

将工作面已知数据：h=13.9 m，Rt=3.2 MPa，q=0.42 MPa，代入到式(1)可得L=54.3 m。

周期来压步距按照基本顶的悬臂式折断计算，见式(3)。

(3)

与老顶初次断裂时的极限跨距相比，周期来压相当于其0.408倍。随着工作面推进，窥视结果表明直接顶厚度变为4.3 m，泥岩厚度不变，基本顶厚度变为12.6 m。

将数据代入到式(3)，h=12.6 m，Rt=3.2 MPa，q=0.42 MPa可得L=20.0 m。

由计算分析可知，在不采取预裂爆破技术措施的条件下，初次来压与周期来压的步距分别为54.3 m和20.0 m。与初次来压48.0 m，周期来压18.0～21.0 m的同采二1煤层的14121工作面相似。

2.1.2 现场实测

1) 初采时期。由于15081工作面初次来压前不放煤，因此不存在初采放煤的问题，支架在切眼处接顶，在初次来压前逐渐下扎至工作面底板。工作面推进期间，初次来压强度最为强烈，初次来压前后各测站来压情况统计见表2。

由于15081工作面采用类比法参考临近15071工作面采煤工作面机械设备配置，且安全阀开启的支架为6个，超过半数，因此有必要对支架的安全合理性进行评估。采用估算法验证支架的工作阻力合理性，该方法基于对支架工作阻力构成的分析，综合考虑顶煤与冒落带岩层重量与基本顶失稳产生的支架动载相平衡，获得支架支护强度，见式(4)。

q=Kd(q冒+q顶煤)

(4)

式中：q为支架支护强度,MPa；Kd为失稳动载系数，取1.1～1.8，Kd=1.5；q冒为冒落带岩层自重应力，q冒=γ顶h，γ顶为岩层容重，取25 kN/m3。根据经验估算法冒落高度为3～4倍煤层厚，取18 m，可填充采空区。q顶煤为顶煤自重应力，q顶煤=γ煤Md，γ煤为顶煤容重，取13.8 kN/m3；Md为放煤高度，取最厚处4 m。代入数据，得式(5)。

q=1.5×(25×20+13.8×4)=

843.15 kN/m2=0.843 MPa

(5)

根据支护强度计算结果，九里山矿综放面支架支护强度约0.843 MPa，结合支架顶梁长度、配套尺寸与空顶距得到支架工作阻力，见式(6)。

P=q×(LK+LD)×B

(6)

式中：P为支架工作阻力，kN；q为支架支护强度，0.843 MPa；LK为顶梁长度，4.4 m；LD为控顶距，0 m；B为支架宽度，1.5 m；

P=0.843×1 000×(4.4+0)×1.5=5 564 kN

(7)

根据计算结果，工作阻力为5 564 kN，约折合液压缸压力28.6 MPa，与支架来压前工作阻力较为接近。实际支架工作阻力为6 800 kN，折合支架安全阀值35 MPa，安全富余系数为1.2，满足支架工作阻力要求。

2.3 真实的情境下考查社会责任和生命观念 真实的情境是运用生物学知识分析和解决实际问题的载体。将测试试题嵌入在具有启发性和过程性、真实、有意义的情境之中，适度呈现有一定的信息量、不同陌生度的问题情境，让学生在真实情境中运用知识，表现自己的真实水平，促进生物学知识向真实生活情境的再认识和适度迁移。真实的答题情境可来源于科学技术与社会的联系，可来源于科学研究的过程和成果，可来源于真实的现实生活[2]。在真实情境中考查社会责任是学业水平测试试题的灵魂。

2) 局部放煤和放煤时期。局部放煤时期和放煤时期都存在周期来压，根据现场对支架循环末阻力的统计，统计结果分别见表3和表4。

表2 工作面初次来压支架受力特征

表3 局部放煤时期各测站周期来压步距统计

续表3

表4 放煤时期各测站周期来压步距统计

由表3和表4可知，在局部放煤时期，5#测站即45#支架的统计数据中出现最大值，步距为24.4 m；在局部放煤时期和放煤时期都出现过最小值步距6.5 m，分别是11#测站即150#支架、6#测站即55#支架。由于这两个时期的合计平均步距值较为接近，约15 m，因此观察其平均步距的离散程度，是否存在差异过大的情况。

图6 周期来压平均步距对比图

由图6可知，两个时期各测站所测的平均步距离散程度较为接近，计算其方差分别为4.5和5.6，差异并不明显。

2.2 来压强度

支架工作阻力是对顶板压力的直接反应，通过对支架循环末阻力的处理可得出上覆岩层顶板的运动特征。局部放煤时期与放煤时期的放煤范围在工作面倾向上相差约64 m，利用Origin数据分析软件对2018年8月11日至2019年1月8日的液压支架工作循环末阻力数据进行统计分析，得到该工作面来压情况的热力图，如图7所示。

图7中①区域、②区域和③区域分别对应初采时期、局部放煤时期、放煤时期。 由图7可以看出，在局部放煤时期，工作面倾向方向上65～125 m，走向30～125 m范围内出现了较为集中的低阻力区域，面积约占整个工作面的1/3，这一时期的来压强度比初采时期降低了约35%；在放煤时期，工作面倾向方向上10～150 m，走向125～170 m范围内也出现了较为集中的低阻力区域，面积约占整个工作面的4/5，这一时期的来压强度比初采时期降低了约51%，比局部放煤时期降低了约24%。这三个时期对比较为鲜明，可以得出出现低阻力区域是由于支架放煤导致；图7中②区域和③区域亦可以相互验证随着放煤范围的扩大，低阻力区域随之扩大。

图7 15081工作面不同时期来压强度情况

为了反映三个时期支架日常工作强度的不同，对三个时期的支架工作阻力进行对比分析，得三个时期的工作阻力分析如图8所示。

图8 支架受力特征

靠近端头的5#支架与105#支架，工作阻力平均水平较高，且上端头的平均阻力水平高于下端头；初次放煤时期工作面上端头至下端头的95#支架～15#支架平均工作阻力呈现逐渐升高的现象；在局部放煤时期，曲线整体呈现两边高，中间低的特点，其中65#支架工作阻力平均水平高于相邻测站的数据，经现场观测，在工作面走向上，由于65#支架附近的顶煤架前与架间流煤严重，提前接顶，导致日常工作阻力值偏高；放煤时期的曲线也呈现两端高、中间低的特征，但比局部放煤时期的曲线更加平滑。在发展时间纵向上，支架的平均工作阻力呈逐渐减弱的趋势，初采时期>局部放煤时期>放煤时期。在工作面倾向上，三个时期总体上都呈现两边高、中间低的受力特征。

3 来压差异性机理分析

1) 顶板破断形式的不同导致来压步距不同。初次来压基本顶为三铰拱式平衡，已发生破断的岩块回转失稳，而周期来压时的基本顶可视为悬臂梁式破断。根据材料力学计算其来压步距，前者悬梁的极限跨距相当于后者的2.45倍。

2) 来压步距不同导致来压强度不同。支架的压力峰值随着上覆岩层极限跨距的增大而增大，造成初次来压强度大于周期来压强度。

3) 放煤对周期来压步距影响不大，会降低来压强度。放煤不影响顶板破断形式，放煤造成的流煤运动，使得直接顶随之冒落，基本顶在离工作面不远的高处形成平衡结构，导致面上放煤处周期来压强度不明显。

4 结 论

1) 15081工作面的放煤范围虽然扩大了80 m，但工作面周期来压步距不会随着放煤范围的扩大和煤层厚度增加而有明显的增大或减小。工作面周期来压的强度会随着放煤范围的扩大而减小。

2) 在工作面倾向上，该工作面煤层厚度具有中间高两边低的特点，结合支架日常工作阻力的统计结果显示中间低两边高的特点，说明顶板在工作面中部破碎较两端更完全，放煤有利于矿压的释放。

3)从切眼开始到回采结束，15081工作面的综放首采试验的成功，可以为焦作矿区厚硬顶板下具有煤与瓦斯突出危险的厚煤层提供参考与借鉴。