房式采空區(qū)集中煤柱誘發(fā)動載礦壓機(jī)理及防治

付興玉，李宏艷，李鳳明，李少剛，張　彬，李宏杰，魏立科

(1．煤炭科學(xué)技術(shù)研究院有限公司，北京　100013;2．煤炭科學(xué)研究總院煤炭資源高效開采與潔凈利用國家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室，北京　100013)

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房式采空區(qū)集中煤柱誘發(fā)動載礦壓機(jī)理及防治

付興玉1，2，李宏艷1，2，李鳳明1，李少剛1，2，張彬1，2，李宏杰1，2，魏立科1，2

(1．煤炭科學(xué)技術(shù)研究院有限公司，北京100013;2．煤炭科學(xué)研究總院煤炭資源高效開采與潔凈利用國家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室，北京100013)

摘要:針對神東礦區(qū)石圪臺煤礦31201工作面出上覆房式采空區(qū)集中煤柱回采動載礦壓問題，利用現(xiàn)場實(shí)測和理論分析方法，通過分析超前支承壓力作用下小煤柱保持穩(wěn)定時的臨界彈性核寬度、動載荷作用下工作面覆巖結(jié)構(gòu)及支架載荷，對動載礦壓的發(fā)生機(jī)理及防治措施進(jìn)行了研究。結(jié)果表明:出集中煤柱期間，下煤層工作面覆巖的回轉(zhuǎn)運(yùn)動使上覆集中煤柱支撐寬度減小，若超前支承壓力導(dǎo)致該部分集中煤柱及前方大面積小煤柱失穩(wěn)，超前失穩(wěn)煤柱覆巖的運(yùn)動將使工作面覆巖受到動載荷作用，破壞工作面覆巖承載結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定性，從而誘發(fā)動載礦壓;提出了提前爆破集中煤柱的防治措施，并確定了爆破時工作面與集中煤柱間應(yīng)滿足的安全距離，在現(xiàn)場應(yīng)用效果顯著。

關(guān)鍵詞:房式采空區(qū);集中煤柱;煤柱穩(wěn)定性;彈性核寬度;動載荷;動載礦壓

付興玉，李宏艷，李鳳明，等．房式采空區(qū)集中煤柱誘發(fā)動載礦壓機(jī)理及防治［J］．煤炭學(xué)報(bào)，2016，41(6):1375－1383．doi:10．13225/j．cnki．jccs．2015．0880

Fu Xingyu，Li Hongyan，Li Fengming，et al．Mechanism and prevention of strong strata behaviors induced by the concentration coal pillar of a room mining goaf［J］．Journal of China Coal Society，2016，41(6):1375－1383．doi:10．13225/j．cnki．jccs．2015．0880

神東礦區(qū)開采初期多采用房式開采，采空區(qū)遺留了大量集中煤柱及小煤柱。下煤層工作面出上覆房式采空區(qū)集中煤柱期間易發(fā)生動載礦壓，伴隨支架壓死、損壞等現(xiàn)象，嚴(yán)重威脅著礦井的安全生產(chǎn)。以往學(xué)者研究了工作面出上覆長壁采空區(qū)集中煤柱期間動載礦壓的發(fā)生機(jī)理、房式采空區(qū)下極近距離工作面大面積來壓的機(jī)理，并認(rèn)為房式采空區(qū)局部小煤柱超前工作面失穩(wěn)也會引起工作面動載礦壓的發(fā)生［1－5］，但這些研究未考慮受下煤層采動影響時上覆房式采空區(qū)煤柱的實(shí)際失穩(wěn)范圍，因此對引起動載礦壓的動力來源沒有很好的認(rèn)識。此外，當(dāng)房式采空區(qū)與下煤層間有關(guān)鍵層存在時，對動載礦壓發(fā)生后關(guān)鍵層結(jié)構(gòu)形態(tài)也沒有清晰的認(rèn)識，出房式采空區(qū)集中煤柱期間易發(fā)生動載礦壓的原因及防治措施也有待研究。基于此，本文以神東礦區(qū)石圪臺煤礦31201工作面為工程背景，通過現(xiàn)場實(shí)測及理論分析方法，對工作面出上覆房式采空區(qū)集中煤柱期間動載礦壓機(jī)理進(jìn)行研究，針對該機(jī)理提出相應(yīng)的防治對策并進(jìn)行現(xiàn)場應(yīng)用，為現(xiàn)場的安全生產(chǎn)提供技術(shù)支持。

1　工程背景

1.1工作面概況

石圪臺煤礦位于神華集團(tuán)神東礦區(qū)，目前主采煤層3－1煤平均采厚3.9 m，傾角1°～3°，埋深109～132 m。首采面31201工作面走向長度1 865 m，傾向長度311 m，工作面共布置156個支架，支架額定工作阻力為18 000 kN。工作面上方為2－2煤房式采空區(qū)，平均層間距38 m，2－2煤平均采厚5 m，采空區(qū)已形成較長時間，采留尺寸不詳，遺留的集中煤柱主要包括護(hù)巷集中煤柱、隔離集中煤柱，此外末采前采出率較低的實(shí)體煤區(qū)域也可認(rèn)為是一段較寬的集中煤柱。工作面沿走向較長，覆巖情況變化較大。通過對間距680 m的補(bǔ)3鉆孔及 K63鉆孔的關(guān)鍵層判別［6－7］可以發(fā)現(xiàn)，2個鉆孔對應(yīng)區(qū)域覆巖呈現(xiàn)不同的關(guān)鍵層結(jié)構(gòu)特征，如圖1所示。在補(bǔ)3孔附近2－2煤與3－1煤間有2層關(guān)鍵層，而K63鉆孔附近3－1煤覆巖僅有1層關(guān)鍵層，且位于3－1煤基本頂位置，距離2－2煤19.4 m。

圖1　31201工作面沿推進(jìn)方向不同位置覆巖關(guān)鍵層結(jié)構(gòu)Fig.1　Key strata structures of different positions along the mining direction of working face 31201

1.2動載礦壓現(xiàn)象

31201工作面回采過程中，出上覆房式采空區(qū)集中煤柱期間發(fā)生了多起不同程度的動載礦壓災(zāi)害。以下對其中5次較強(qiáng)烈的動載礦壓進(jìn)行介紹，如圖2所示，圖中箭頭對應(yīng)紅線表示動載礦壓發(fā)生位置，綠線表示2－2煤集中煤柱留設(shè)情況。

第1次動載礦壓發(fā)生在工作面出第1段護(hù)巷集中煤柱前22 m處，工作面大面積來壓，30 min內(nèi)60～110號支架立柱下沉0.4～1.3 m，其中88～103號支架全部壓死。第2次發(fā)生在出第2段護(hù)巷集中煤柱后15.5 m處，工作面整體來壓，20多秒內(nèi)23～135號支架立柱下沉1.3 m，來壓導(dǎo)致112個支架被壓死，其中25個瞬間壓力超過31 440 kN。第3次發(fā)生在出隔離集中煤柱期間，煤體片幫達(dá)0.7 m，漏矸高度約0.6 m，40～100號支架立柱下縮0.45 m。第4次也發(fā)生在出隔離集中煤柱期間，90～120號支架安全閥全部開啟，其中9個支架立柱下縮 1.1～1.7 m。第5次發(fā)生時，工作面從后方低采出率的實(shí)體煤進(jìn)入前方房式采空區(qū)，煤壁炸幫1 m左右，50～105號支架安全閥開啟，支架阻力達(dá)到19 650 kN，75～105號支架呈噴射狀泄液，立柱下縮 0.5～1.5 m。各次動載礦壓發(fā)生后，地表也伴隨出現(xiàn)明顯的臺階下沉。

針對工作面回采過程中動載礦壓問題，在現(xiàn)場采用支架阻力、地表巖移、鉆孔應(yīng)力計(jì)及多點(diǎn)位移計(jì)等監(jiān)測手段對其發(fā)生機(jī)理展開研究。

圖2　動載礦壓發(fā)生位置Fig.2　Positions where the strong strata behaviors occurred

2　動載礦壓原因初探

以上5次動載礦壓發(fā)生期間井下跟班記錄及支架阻力監(jiān)測結(jié)果顯示，在動載礦壓發(fā)生前工作面已開始正常來壓，來壓特征見表1，該來壓強(qiáng)度相比動載礦壓較弱，且來壓持續(xù)2～7刀后，工作面發(fā)生動載礦壓。

表1　動載礦壓前工作面礦壓顯現(xiàn)特征Table 1　Strata behavior characteristics before the strong strata behaviors occurred

據(jù)此可知，出集中煤柱期間，在工作面來壓后其頂板運(yùn)動改變了基本頂關(guān)鍵塊體受力狀態(tài)，并使該塊體的穩(wěn)定性降低，從而導(dǎo)致了動載礦壓的發(fā)生。為進(jìn)一步分析動載礦壓發(fā)生時工作面基本頂關(guān)鍵塊體的受力狀態(tài)以確定動載礦壓發(fā)生的原因，需研究動載礦壓發(fā)生時覆巖運(yùn)動規(guī)律，包括地表下沉規(guī)律、地表裂隙發(fā)育規(guī)律及頂板離層規(guī)律等。

為監(jiān)測地表下沉情況，在工作面對應(yīng)地表的中部沿推進(jìn)方向布置3條測線，每隔10 m布置一個測點(diǎn)，每日利用RTK測量儀對各測線進(jìn)行測量，并通過分析各測線日下沉量來推斷覆巖的運(yùn)動情況。由于前2次動載礦壓發(fā)生時地表尚未布置測點(diǎn)，故選取第3，4，5次動載礦壓后典型日下沉曲線進(jìn)行分析，可獲得測點(diǎn)日下沉量與工作面的相對位置關(guān)系，如圖3所示。此外，圖2中藍(lán)線標(biāo)出了動載礦壓發(fā)生時地表裂隙發(fā)育情況。結(jié)合地表下沉及裂隙發(fā)育情況可知，動載礦壓發(fā)生后地表產(chǎn)生大量超前于工作面的裂隙。相比在2－2煤實(shí)體煤下回采，出集中煤柱回采期間動載礦壓發(fā)生后，工作面前方70 m、后方40 m范圍內(nèi)的覆巖均產(chǎn)生運(yùn)動，且日下沉量介于0.5～2.0 m。這些現(xiàn)象說明出集中煤柱期間，該集中煤柱中工作面尚未推過的部分及超前工作面70 m范圍內(nèi)的小煤柱均已失去對上覆巖層的支撐作用。

圖3　動載礦壓發(fā)生后地表日下沉曲線Fig.3　Daily subsidence curves in surface after the strong strata behaviors occurred

為監(jiān)測回采過程中2－2煤覆巖的運(yùn)動情況，從工作面對應(yīng)地表向巖層內(nèi)部打4個鉆孔，并分別布置多點(diǎn)位移計(jì)S1～S4，如圖2所示。每個鉆孔自上而下各設(shè)置8個測點(diǎn)C1～C8，各測點(diǎn)均處于2－2煤以上。其中S1位于第3次動載礦壓發(fā)生位置前50 m處，各測點(diǎn)與2－2煤的鉛垂距離為41，31，21，16，13.6，10.5，6.6，3.6 m。現(xiàn)場勘察發(fā)現(xiàn)S1位于第3次動載礦壓引起的小煤柱超前失穩(wěn)范圍內(nèi)，其監(jiān)測結(jié)果如圖4所示。從圖中可以看出，大面積小煤柱超前工作面失穩(wěn)后，與2－2煤距離小于10.5 m的巖層迅速與其上方巖層產(chǎn)生離層并冒落。

圖4　S1鉆孔多點(diǎn)位移計(jì)監(jiān)測曲線Fig.4　Multi-point extensometer monitoring curves in S1borehole

綜合以上監(jiān)測結(jié)果知，出集中煤柱期間，工作面頂板的斷裂、回轉(zhuǎn)引起該集中煤柱中工作面尚未推過的部分及其前方大面積小煤柱失去對頂板的支撐能力，失穩(wěn)煤柱上方10.5 m厚的巖層迅速冒落，引起工作面頂板受力增大，從而誘發(fā)了動載礦壓。

在此基礎(chǔ)上，需繼續(xù)研究房式采空區(qū)下回采時，工作面出集中煤柱期間上煤層煤柱穩(wěn)定性及動載礦壓發(fā)生時下煤層覆巖結(jié)構(gòu)形態(tài)，以揭示動載礦壓的發(fā)生機(jī)理。

3　動載礦壓機(jī)理分析

3.1煤柱穩(wěn)定性分析

工作面回采巷道兩側(cè)的開采邊界條件對工作面覆巖運(yùn)動及應(yīng)力分布具有較大影響，但工作面較寬時開采邊界條件對工作面中部覆巖運(yùn)動及應(yīng)力分布的影響相對較小，此時若研究工作面中部的覆巖運(yùn)動規(guī)律，可簡化為平面應(yīng)變問題進(jìn)行研究［8］。因此，本文后續(xù)研究中所用結(jié)構(gòu)模型均不考慮工作面采動邊界條件，按平面應(yīng)變問題研究工作面中部覆巖運(yùn)動規(guī)律。

若上煤層房式采空區(qū)已形成較長時間，在下煤層采動前，支撐能力較強(qiáng)的集中煤柱邊緣存在局部應(yīng)力集中;不考慮小煤柱失穩(wěn)時，可認(rèn)為小煤柱覆巖已基本恢復(fù)原巖應(yīng)力狀態(tài)。

下煤層采動后，工作面覆巖逐步垮落。進(jìn)集中煤柱回采期間，上煤層集中煤柱受到采動引起的超前支承壓力影響，如圖5(a)所示。由極限平衡理論［9］，靠近工作面?zhèn)燃忻褐^(qū)寬度為

式中，K為應(yīng)力集中系數(shù);m0為上煤層平均采厚，m; H為上煤層埋深，m;γ為上煤層覆巖容重，kN/m3;C為煤體黏聚力，MPa;φ為煤體內(nèi)摩擦角;f為上煤層與其頂?shù)装褰佑|面間摩擦因數(shù);ξ為三軸應(yīng)力系數(shù)，ξ=(1+sin φ)/(1－sin φ)。實(shí)際上，集中煤柱遠(yuǎn)離工作面?zhèn)纫泊嬖谝欢▽挾鹊乃苄詤^(qū)，因此圖5(a)中需滿足Z＞Y，才能使集中煤柱內(nèi)部存在彈性核以保證其穩(wěn)定性。

圖5　集中煤柱支撐寬度變化Fig.5　Variation of the concentration coal pillar supporting width

隨著下煤層工作面推進(jìn)，上煤層所受支承壓力持續(xù)向集中煤柱內(nèi)部轉(zhuǎn)移，且工作面來壓前支承壓力達(dá)到最大［10－11］。煤層間距不大、層間僅一層關(guān)鍵層時，關(guān)鍵層的斷裂將引起其控制的上部軟弱巖層自下而上逐步破斷。煤層間距不大、層間有兩層關(guān)鍵層時，工作面發(fā)生大周期來壓前，下位關(guān)鍵層的破斷促進(jìn)上位關(guān)鍵層及其所控軟弱巖層的破斷、回轉(zhuǎn)。煤層間巖層自下而上破斷一段時間后，引起工作面上方集中煤柱破斷并產(chǎn)生斷裂線，如圖5(b)所示。在工作面覆巖未全部斷裂前，上煤層斷裂線前集中煤柱受到超前支承壓力作用，且此時支承壓力最大。出集中煤柱期間，若斷裂線前的集中煤柱不能滿足Z＞Y，該部分集中煤柱將全部處于塑性破壞區(qū)內(nèi)，超前支承壓力峰值向前方小煤柱轉(zhuǎn)移。

一些學(xué)者［12］基于平板彎曲理論及突變理論研究了受力均勻時房式采空區(qū)小煤柱保持穩(wěn)定的臨界條件，但是當(dāng)小煤柱受力不均勻時該臨界條件的分析方法仍有待研究。小煤柱受力不均時分析其穩(wěn)定性較為復(fù)雜，基于此，以下對小煤柱的受力模型進(jìn)行簡化，通過改進(jìn)以往分析方法，研究超前支承壓力作用下小煤柱保持穩(wěn)定的臨界彈性核寬度。

以房式采空區(qū)單個小煤柱為研究對象，認(rèn)為其邊緣塑性區(qū)無承載能力。下煤層采動引起的超前支承壓力在上煤層分布范圍較大，因此受超前支承壓力峰值影響的小煤柱內(nèi)部受力變化相對較小，可近似認(rèn)為小煤柱內(nèi)部彈性核受力均勻?；诖?，如圖6所示，對支承壓力峰值影響的小煤柱受力模型進(jìn)行以下簡化:將圖中紅線內(nèi)的小煤柱彈性核簡化為受力均勻的彈性桿件，且支撐藍(lán)線范圍內(nèi)的覆巖重量;將彈性核簡化為圖中藍(lán)線范圍內(nèi)承受壓力連續(xù)均勻分布的彈性基礎(chǔ)。由于該連續(xù)彈性基礎(chǔ)內(nèi)部受力均勻，因此可近似認(rèn)為其剛度D=0。

圖6　等效連續(xù)彈性基礎(chǔ)Fig.6　Continuous elastics base which is equivalent

根據(jù)彈性基礎(chǔ)上的平板彎曲理論［8］，連續(xù)彈性平板彎曲撓曲線ω(x，y)的方程式為

其中，k為連續(xù)彈性基礎(chǔ)彈性系數(shù)，N/m3;ω為彈性基礎(chǔ)壓縮位移，m;q為彈性基礎(chǔ)所受載荷，取峰值影響下的小煤柱沿推進(jìn)方向不同位置受力均值。其中彈性系數(shù):

其中，σ為小煤柱彈性核壓縮應(yīng)力，MPa;w為小煤柱彈性核寬度，m;a為小煤柱寬度，m;ε為彈性核壓縮應(yīng)變。取小煤柱的應(yīng)力－應(yīng)變關(guān)系式［12］為

其中，ε=ω/m0;E3=/(27［σm］2)，［σm］是小煤柱壓縮應(yīng)力峰值，Pa。結(jié)合式(3)～(5)得

根據(jù)突變理論，式(6)中非線性幾何方程 ω= ω(α，β)會產(chǎn)生若干不相關(guān)的分支解，有意義的分支解將使ω取正實(shí)根，其尖點(diǎn)突變型分叉集方程

由式(6)，(7)可得超前支承壓力峰值影響下，小煤柱不發(fā)生突變失穩(wěn)的臨界彈性核寬度為

此式對小煤柱受超前支承壓力影響前也成立。

若超前支承壓力峰值影響下的小煤柱彈性核寬度不能滿足式(8)，該煤柱將發(fā)生突變失穩(wěn)，局部小煤柱的失穩(wěn)將導(dǎo)致前方大面積小煤柱迅速發(fā)生連鎖失穩(wěn)［13］，直至前方有支撐能力較強(qiáng)的集中煤柱，連鎖失穩(wěn)結(jié)束。

3.2煤柱失穩(wěn)后覆巖結(jié)構(gòu)形態(tài)

上煤層房式開采后煤體的支撐能力減弱，覆巖從下向上逐步運(yùn)動并產(chǎn)生裂隙。當(dāng)房式采空區(qū)煤柱失穩(wěn)時，除隨采隨冒的直接頂外，直接頂上方裂隙發(fā)育較充分的覆巖也發(fā)生冒落，如圖7所示，工作面上方A2，A3等斷裂巖塊隨前方冒落覆巖的運(yùn)動而發(fā)生回轉(zhuǎn)運(yùn)動［2，14－16］，A1等懸露但尚未斷裂的巖層也隨前方冒落覆巖的運(yùn)動而向下冒落。煤柱覆巖的2種運(yùn)動使工作面上方煤層間巖層受到動載荷作用［17－18］。

基于以往研究［19］，可將上部動載荷近似為均布載荷作用于下部巖層，則下部關(guān)鍵層及其所控軟弱巖層承受均布載荷［6］:

式中，qz(x)，Ez，hz為關(guān)鍵層及其上覆第z層發(fā)生協(xié)調(diào)變形的巖層所受的均布載荷、彈性模量、巖層厚度;n為協(xié)調(diào)變形總巖層數(shù);KdQ為動載荷，其中Kd為動載荷系數(shù)，Q為上煤層煤柱失穩(wěn)后垮落巖層自重;為協(xié)調(diào)變形的巖層總自重;Eih3i為協(xié)調(diào)變形巖層的總抗彎強(qiáng)度。

下煤層工作面在上覆房式采空區(qū)下回采時，煤層間巖層存在3種情況:第1種是煤層間僅有數(shù)層軟弱巖層;第2種是煤層間距不大、層間僅1～2層關(guān)鍵層;第3種是煤層間距較大，存在數(shù)層關(guān)鍵層。對于第1種情況，在上部動載荷作用下層間軟弱巖層極易破壞，無疑會增大下煤層工作面的礦壓顯現(xiàn)，對此不做詳細(xì)說明;對于第3種情況，煤層間巖層較厚、關(guān)鍵層數(shù)較多時，關(guān)鍵層及軟弱巖層總支撐能力較強(qiáng)，能明顯減弱上覆動載荷對工作面礦壓顯現(xiàn)的影響，本文對此種情況也不做詳究。本文著重研究如圖7所示煤層間距不大、層間僅存在1～2層關(guān)鍵層時工作面覆巖結(jié)構(gòu)。

圖7　煤柱失穩(wěn)后上煤層頂板結(jié)構(gòu)形態(tài)Fig.7　Structural morpyholopy of the upper coal seam roof

由式(9)可知，在上部動載荷作用下亞關(guān)鍵層2斷裂巖塊所受均布載荷增大，該斷裂巖塊由于不能滿足“砌體梁”結(jié)構(gòu)的S－R穩(wěn)定條件而發(fā)生失穩(wěn)［14］，其控制的軟弱巖層由于失去該斷裂巖塊的支撐作用也失穩(wěn)，失穩(wěn)巖塊的自重直接作用于下位亞關(guān)鍵1斷裂巖塊，下位亞關(guān)鍵層1斷裂巖塊也不能滿足S－R穩(wěn)定條件，從而繼續(xù)發(fā)生失穩(wěn)破壞。下煤層工作面來壓時，雖然基本頂斷裂線位于煤壁以內(nèi)，但已受超前支承壓力影響的煤壁在上覆失穩(wěn)的亞關(guān)鍵層1斷裂巖塊作用下片幫更加嚴(yán)重，不能對上覆亞關(guān)鍵層1斷裂巖塊起到有效支撐作用，從而導(dǎo)致該巖塊切落，該巖塊失穩(wěn)后其所控軟弱巖層斷裂巖塊繼續(xù)發(fā)生失穩(wěn)破壞。整個失穩(wěn)過程迅速完成，最終工作面覆巖形成的結(jié)構(gòu)如圖8所示。

圖8　煤柱失穩(wěn)后下煤層覆巖結(jié)構(gòu)形態(tài)Fig.8　Strata structures of the lower coal seam after the unstability of coal pillar

圖8中，煤層間巖層斷裂巖塊全部發(fā)生失穩(wěn)破壞，支架需承受上煤層冒落巖層及煤層間巖層的全部自重，支架載荷為

其中，B為支架寬度;γ為煤層間巖層平均容重，N/m3;L1出集中煤柱回采平均來壓步距，m;H1為上煤層垮落覆巖厚度;H2為煤層間巖層厚度。支架工作阻力不滿足式(10)要求時將引起工作面動載礦壓災(zāi)害。

顯然，煤層間距不大、層間僅一層關(guān)鍵層時這些研究結(jié)果也成立。

以上分析主要針對上下煤層間距不大、煤層間僅1～2層關(guān)鍵層，且上煤層煤柱失穩(wěn)后冒落覆巖自重足以使煤層間1～2層關(guān)鍵層斷裂巖塊形成結(jié)構(gòu)失穩(wěn)的假設(shè)下進(jìn)行的。實(shí)際上，上煤層煤柱失穩(wěn)后上覆冒落巖層厚度與覆巖巖性、厚度及覆巖裂隙發(fā)育程度有關(guān)，而煤柱覆巖冒落后能否形成如圖8所示的覆巖結(jié)構(gòu)，也與冒落巖層的厚度、煤層間距及煤層間關(guān)鍵層數(shù)有關(guān)，這些問題將在以后繼續(xù)研究。

3.3上位關(guān)鍵層斷裂線位置對動載礦壓發(fā)生位置的影響

煤層間有兩層關(guān)鍵層時，下煤層工作面回采過程中下位關(guān)鍵層的斷裂促進(jìn)上位關(guān)鍵層斷裂，由于上下位關(guān)鍵層破斷跨距不同，兩層關(guān)鍵層斷裂線間錯距發(fā)生變化，斷裂線對齊呈現(xiàn)一定的周期性［11］。前2節(jié)主要針對上下位關(guān)鍵層斷裂線間距不大的情況展開的研究。出集中煤柱期間，若下位關(guān)鍵層斷裂時工作面與上煤層集中煤柱邊界間距已較小，但上位關(guān)鍵層未達(dá)到破斷跨距，且此時未破斷的上位關(guān)鍵層上覆具有支撐作用的集中煤柱寬度Z＞Y，則該部分集中煤柱及前方小煤柱仍將繼續(xù)保持穩(wěn)定。隨工作面推進(jìn)，上下位關(guān)鍵層斷裂線對齊，此時無論斷裂線處于集中煤柱下方還是小煤柱下方，只要小煤柱不能滿足公式(8)，均會發(fā)生3.1節(jié)所述的煤柱大面積失穩(wěn)現(xiàn)象，進(jìn)而導(dǎo)致3.2節(jié)所述動載礦壓的發(fā)生。

以上分析結(jié)果解釋了為什么出集中煤柱后也會產(chǎn)生動載礦壓災(zāi)害。

3.4動載礦壓機(jī)理的實(shí)例驗(yàn)證

石圪臺煤礦31201工作面出上覆集中煤柱期間，H=82 m，γ=21 300 N/m3，C=0.64 MPa，φ=24°，f= 0.2，根據(jù)鉆孔應(yīng)力計(jì)監(jiān)測結(jié)果取K=2.06，由式(3) 得Y=2.06 m。由于2－2煤集中煤柱應(yīng)力集中程度受本煤層及下煤層采動疊加影響，而鉆孔應(yīng)力計(jì)僅能監(jiān)測下煤層采動的影響作用，導(dǎo)致K值取值偏小，因此圖5(a)中需滿足Z遠(yuǎn)大于2.06 m才能使集中煤柱保持穩(wěn)定，若圖5(b)中Z值較小，超前支承壓力峰值轉(zhuǎn)移至前方小煤柱。

2－2煤［σm］=14.7 MPa，3－1煤采動前q=γH= 1.747 MPa，代入式(8)得w=0.69a。3－1煤采動后由鉆孔應(yīng)力計(jì)監(jiān)測結(jié)果取q=3.747 MPa，由式(8)得w=1.01a，此時小煤柱極易發(fā)生突變失穩(wěn)，從而誘發(fā)前方大面積小煤柱發(fā)生連鎖失穩(wěn)。

結(jié)合現(xiàn)場實(shí)測結(jié)果知，煤柱失穩(wěn)后上覆10.5 m厚的覆巖冒落，并使工作面上方煤層間巖層受到動載荷作用，由于煤層間距不大且僅有1～2層關(guān)鍵層，工作面形成如圖8所示覆巖結(jié)構(gòu)。其中，B=2.05 m，γ=21 300 N/m3，L1=14 m，H1=10.5 m，H2=38 m，代入式(10)得F=29 504 kN，工作面支架將難以支撐如此大的載荷而發(fā)生壓架災(zāi)害。

以上理論計(jì)算結(jié)果均與現(xiàn)場實(shí)測結(jié)果相符，機(jī)理部分也對31201工作面動載礦壓發(fā)生時煤壁片幫、出集中煤柱后發(fā)生動載礦壓等現(xiàn)象作出了合理的解釋，這些驗(yàn)證了文中所述動載礦壓機(jī)理的正確性。

4　防治措施及工程應(yīng)用

4.1防治措施

現(xiàn)場實(shí)測結(jié)果表明單純依靠提高支架額定工作阻力難以避免動載礦壓的發(fā)生。但通過以上分析，出集中煤柱期間，工作面上方上煤層覆巖隨前方失穩(wěn)煤柱的冒落覆巖運(yùn)動時，對工作面覆巖的動載荷作用是引起動載礦壓的關(guān)鍵。若工作面出集中煤柱前，上煤層集中煤柱及其前方小煤柱均已失穩(wěn)，且其覆巖斷裂巖塊已充分回轉(zhuǎn)、基本壓實(shí)，此時出集中煤柱回采，工作面覆巖將不會受到動載荷作用，因而可以有效地避免動載礦壓的發(fā)生，由此提出了提前爆破集中煤柱的措施。

由于工作面出前一個集中煤柱后，前方大面積小煤柱已發(fā)生失穩(wěn)，在臨近本集中煤柱位置，集中煤柱的支撐作用使部分小煤柱仍保持穩(wěn)定，因此工作面在進(jìn)本集中煤柱前將依次經(jīng)過小煤柱超前失穩(wěn)區(qū)、小煤柱穩(wěn)定區(qū)，如圖9所示。集中煤柱經(jīng)爆破失穩(wěn)后，將引起其前后方小煤柱失穩(wěn)，若此時工作面位于小煤柱超前失穩(wěn)區(qū)，且其上方上煤層小煤柱未失穩(wěn)或者小煤柱覆巖巖塊未充分回轉(zhuǎn)、未壓實(shí)，小煤柱覆巖的運(yùn)動仍會使工作面覆巖受到動載荷作用。因此，集中煤柱經(jīng)爆破失穩(wěn)時，工作面與集中煤柱間安全距離應(yīng)滿足

其中，d為集中煤柱后方小煤柱穩(wěn)定區(qū)寬度，m;L2為小煤柱基本頂斷裂巖塊長度，m。由于大面積小煤柱超前失穩(wěn)后地表產(chǎn)生的多數(shù)裂隙滯后小煤柱失穩(wěn)位置，取一定的安全系數(shù)，可認(rèn)為d即為地表多數(shù)裂隙發(fā)育位置的前端與集中煤柱間的距離;安全距離多取(2～4)L2是為保證工作面上方上煤層頂板斷裂巖塊已充分回轉(zhuǎn)且壓實(shí)。

4.2工程應(yīng)用

石圪臺煤礦31201工作面上方距開切眼1 100 m處有一條寬14 m的護(hù)巷集中煤柱。為避免工作面出此集中煤柱期間的動載礦壓災(zāi)害，對該集中煤柱采取提前爆破的措施。如圖2所示，在工作面偏機(jī)頭側(cè)，集中煤柱后方小煤柱穩(wěn)定性較好，d平均為50 m;在工作面偏機(jī)尾側(cè)，集中煤柱后方小煤柱已基本失穩(wěn)，d≈0。L2取工作面在小煤柱失穩(wěn)區(qū)下回采時的平均來壓步距15 m。由于現(xiàn)場條件的限制，最終取D0=30 m對集中煤柱實(shí)施爆破，并通過現(xiàn)場監(jiān)測對爆破措施的可靠性及采取留設(shè)安全距離措施的合理性進(jìn)行評價(jià)。

圖9　爆破集中煤柱時工作面安全位置Fig.9　Safety position of the face when blasting the concentration coal pillar

監(jiān)測結(jié)果顯示，爆破后地表產(chǎn)生了大量超前工作面的裂隙，結(jié)合集中煤柱處及其前方30 m位置的多點(diǎn)位移計(jì)S3，S4的結(jié)監(jiān)測果可知，爆破后2－2煤集中煤柱及前方大面積小煤柱均失穩(wěn)，其覆巖產(chǎn)生運(yùn)動。結(jié)合工作面礦壓顯現(xiàn)情況，出集中煤柱期間工作面雖出現(xiàn)局部的安全閥開啟及立柱的小量下縮等現(xiàn)象，但來壓的強(qiáng)度和范圍較小，這說明集中煤柱及小煤柱失穩(wěn)后，工作面推出集中煤柱前，2－2煤頂板已充分回轉(zhuǎn)且基本壓實(shí)，從而有效地避免了出集中煤柱期間動載礦壓的發(fā)生。由此即驗(yàn)證了采取爆破措施防治動載礦壓的可靠性。

集中煤柱經(jīng)爆破失穩(wěn)時，工作面所處位置偏機(jī)尾側(cè)對應(yīng)地表布置有多點(diǎn)位移計(jì)S2，各測點(diǎn)與2－2煤的距離與S1相同。根據(jù)圖10中監(jiān)測結(jié)果可知，在爆破集中煤柱前，工作面偏機(jī)尾側(cè)上方2－2煤覆巖已回轉(zhuǎn)較充分且基本壓實(shí)，集中煤柱失穩(wěn)后，2－2煤覆巖基本無運(yùn)動。根據(jù)現(xiàn)場礦壓顯現(xiàn)情況，集中煤柱失穩(wěn)時工作面偏機(jī)尾側(cè)來壓相對較弱、偏機(jī)頭側(cè)來壓相對較強(qiáng)。由此可知，安全距離取30 m對工作面偏機(jī)頭側(cè)稍小。這一點(diǎn)說明了留設(shè)式(11)中所述的合理安全距離，有利于減小集中煤柱經(jīng)爆破失穩(wěn)后工作面的來壓強(qiáng)度。

圖10　S2鉆孔多點(diǎn)位移計(jì)監(jiān)測曲線Fig.10　Multi-point extensometer monitoring curves in S2borehole

5結(jié)　　論

(1)現(xiàn)場實(shí)測發(fā)現(xiàn)，出房式采空區(qū)集中煤柱期間，工作面頂板的回轉(zhuǎn)運(yùn)動引起該集中煤柱中工作面尚未推出的部分及其前方大面積小煤柱失穩(wěn)，煤柱覆巖運(yùn)動使工作面頂板受力增大，從而引起工作面發(fā)生動載礦壓。

(2)出集中煤柱回采期間，確定了房式采空區(qū)斷裂線前的集中煤柱保持穩(wěn)定時的臨界寬度;根據(jù)彈性基礎(chǔ)上的平板彎曲理論及突變理論推導(dǎo)了超前支承壓力作用下小煤柱保持穩(wěn)定時的臨界彈性核寬度公式;若斷裂線前集中煤柱及其前方大面積小煤柱寬度不滿足臨界條件發(fā)生失穩(wěn)，工作面上方采空區(qū)覆巖隨前方失穩(wěn)煤柱的冒落覆巖運(yùn)動時，對工作面覆巖產(chǎn)生動載荷作用;提出了動載荷作用下工作面覆巖結(jié)構(gòu)及該結(jié)構(gòu)中支架阻力計(jì)算公式，從而解釋了動載礦壓的發(fā)生原因。

(3)利用所得動載礦壓機(jī)理解釋了石圪臺煤礦31201工作面發(fā)生動載礦壓的原因，理論計(jì)算與現(xiàn)場監(jiān)測結(jié)果相符，從而驗(yàn)證了所得動載礦壓機(jī)理的正確性。

(4)結(jié)合動載礦壓的發(fā)生機(jī)理，提出了提前爆破集中煤柱的防治措施，并給出了爆破時工作面與集中煤柱間應(yīng)滿足的安全距離公式，在現(xiàn)場應(yīng)用效果顯著。

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中圖分類號:TD324

文獻(xiàn)標(biāo)志碼:A

文章編號:0253－9993(2016)06－1375－09

收稿日期:2015－06－16修回日期:2015－09－11責(zé)任編輯:常琛

基金項(xiàng)目:國家自然科學(xué)基金面上資助項(xiàng)目(51174112);國家自然科學(xué)基金青年基金資助項(xiàng)目(51404140)

作者簡介:付興玉(1990—)，男，山東菏澤人，碩士研究生。Tel:010－84262512，E－mail:1002617316@qq.com

Mechanism and prevention of strong strata behaviors induced by the concentration coal pillar of a room mining goaf

FU Xing-yu1，2，LI Hong-yan1，2，LI Feng-ming1，LI Shao-gang1，2，ZHANG Bin1，2，LI Hong-jie1，2，WEI Li-ke1，2
(1．China Coal Research Institute，Beijing100013，China;2．State Key Laboratory of Coal Mining and Clean Utilization，China Coal Research Institute，Beijing100013，China)

Abstract:In order to overcome the problem of strong strata behaviors at the No.31201 working face due to the overlying coal pillars of a room-and-pillar mining goaf at Shigetai Coal Mine in Shendong mining area，based on field observations and theoretical analysis，the authors studied the mechanism of strong strata behaviors and the prevention measures through analyzing the critical width of the elastic nuclear of a small pillar that remains stable under the advancing abutment pressure，and the strata structures under dynamic load and support load．The results show that during the period of working face moving out the area of the overlying coal pillars，the face strata rotation reduces the supporting width of the overlying coal pillars that support the overburden strata，if the advancing abutment pressure leads to the instability of those coal pillars and the small coal pillars at front large-area，the movement of the unstable pillars and overburden strata will lead to the face overburden under the dynamic load，which destructs the bearing structure of the face overburden，then the strong strata behaviors will occur．Hereby，the prevention measure is proposed as blasting the overlying coal pillars in advance．Also，the safety distance between the working face and the overlying coal pillars during the blasting is determined．The measures was proved to have obvious effect in the field application．

Key words:room mining goaf;concentration coal pillar;stability of coal pillar;width of elastic nuclear;dynamic load; strong strata behaviors