淺埋薄基巖大采高工作面頂板破斷特征和來壓規(guī)律

黃慶享，賀雁鵬，李 鋒，王碧清，李 軍，苗彥平

(1．西安科技大學(xué) 能源學(xué)院，陜西 西安 710054；2．西安科技大學(xué) 西部礦井開采及災(zāi)害防治教育部重點實驗室，陜西 西安 710054；3．陜煤集團(tuán)神木張家峁礦業(yè)有限公司，陜西 神木 719300)

0 引 言

在中國現(xiàn)有煤炭資源儲量和產(chǎn)量中，厚煤層(≥3.5 m)的產(chǎn)量和儲量均占45%左右，是實現(xiàn)高產(chǎn)高效開采的主要煤層[1-3]。陜北侏羅紀(jì)煤田主要賦存淺埋煤層，主采煤層為1～2層厚度在4～8 m的厚煤層，大部分采用大采高一次采全高的開采方法。因此，對淺埋大采高工作面開的頂板破斷特征和礦壓顯現(xiàn)規(guī)律的研究，是礦井實現(xiàn)安全高效回采的前提。

中國學(xué)者在淺埋煤層大采高頂板結(jié)構(gòu)與工作面的礦壓顯現(xiàn)特征規(guī)律研究領(lǐng)域中取得了豐碩成果。黃慶享建立了淺埋煤層采場頂板初次破斷的“非對稱三鉸拱結(jié)構(gòu)模型”、周期破斷的“臺階巖梁”結(jié)構(gòu)模型[4]；給出了大采高工作面“等效直接頂”的概念[5-8]，發(fā)現(xiàn)等效直接頂靜載隨采高的增大而增加，來壓時動載系數(shù)不大[9-13]。弓培林等將大采高直接頂劃分為3類，給出采場的頂板控制力學(xué)模型[14]；許家林等對基于補(bǔ)連塔22303大采高工作面的礦壓顯現(xiàn)特征，提出了7.0 m特大采高工作面老頂懸臂梁結(jié)構(gòu)模型[15-16]；閆少宏基于大采高綜采頂板短懸臂梁-鉸接巖梁結(jié)構(gòu)，提出了支架工作阻力的確定方法[17]；王國法等針對金雞灘煤礦8.0 m大采高開采實踐，實測發(fā)現(xiàn)不同層位頂板巖層的峰值應(yīng)力、差應(yīng)力及強(qiáng)度與應(yīng)力比存在較大差異，直接影響頂板巖層的斷裂狀態(tài)及破斷結(jié)構(gòu)形式[18]；屠世浩和李化敏等也對大采高采場頂板結(jié)構(gòu)進(jìn)行了研究[19-21]。

上述研究主要針對埋深在150～300 m的煤層，基巖厚度較大，能夠形成單層或多層關(guān)鍵層。目前，對于埋深<100 m，基載比≤1，采高在5～7 m的典型淺埋大采高工作面覆巖運(yùn)動規(guī)律實測研究較少。文中以神南礦區(qū)張家峁煤礦22201典型淺埋大采高工作面為背景，對工作面的頂板運(yùn)動特征進(jìn)行鉆孔實測，結(jié)合礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，掌握此類工作面的頂板垮落特征，為建立頂板結(jié)構(gòu)和揭示來壓機(jī)理提供依據(jù)。

1 工作面條件和實測方法

1.1 工作面地質(zhì)及開采條件

張家峁煤礦二盤區(qū)2-2煤層22201工作面是2-2煤層的首采工作面，平均埋深約95 m，煤層厚度7.3～9.6 m，采高6.0 m，長度252 m，推進(jìn)距離1 739 m，工作面中部選用的液壓支架型號為ZYG12000/28/63D.工作面上覆頂板中完整基巖厚度約16～20 m，風(fēng)化基巖厚度約16～20 m，松散層厚度約40～50 m，22201工作面屬于典型的淺埋薄基巖大采高工作面，煤層及頂板力學(xué)參數(shù)見表1.

表1 煤層及頂板煤巖體力學(xué)參數(shù)

1.2 鉆孔觀測方法

為了掌握22201工作面的頂板運(yùn)動規(guī)律，揭示覆巖內(nèi)部不同層位的頂板在采動影響下的動態(tài)發(fā)育過程。在工作面輔助運(yùn)輸順槽靠近煤柱側(cè)的巷幫，超前于工作面現(xiàn)場設(shè)計與施工鉆孔，鉆孔分為位移孔和窺視孔，在位移孔內(nèi)布置多點位移計(圖1)，監(jiān)測不同層位巖層的離層和位移，窺視孔進(jìn)行鉆孔內(nèi)部觀測。共計布置12個鉆孔，各鉆孔布置如圖2所示，參數(shù)見表2.

表2 頂板鉆孔參數(shù)

圖1 多點位移計Fig.1 Multi-point displacement gage

圖2 輔運(yùn)順槽鉆孔布置Fig.2 Schematic diagram of drilling the auxiliary headgate slot

采用鉆孔窺視儀采集鉆孔內(nèi)部破壞情況，利用后處理軟件，得出鉆孔任意一點的實時深度，計算出各鉆孔任意一點距頂板的垂直層位高度和側(cè)向懸伸距離(距煤柱側(cè)的水平距離)。

2 頂板破斷運(yùn)動特征

限于文章篇幅，重點對工作面的第I和第II測站的實測數(shù)據(jù)分析。以D1(10 m/25 m)為例說明數(shù)據(jù)代表的意義，D1代表第Ⅰ測站D鉆孔，10 m代表基點距頂板的垂直層位高度，25 m代表側(cè)向的懸伸距離。

1)第Ⅰ測站觀測了工作面初次來壓和第1次周期來壓期間不同層位的頂板運(yùn)動。在工作面距第Ⅰ測站15 m時，10 m以下層位的頂板在超前支承壓力作用下，發(fā)生超前運(yùn)動；在工作面推過第I測站5～7 m后，位于采空區(qū)上方的15 m和20 m層位的頂板有大范圍的運(yùn)動，高層位的運(yùn)動具有滯后性，如圖3所示。(圖3和圖4中的零點為第Ⅰ測站和第Ⅱ測站的位置)。

圖3 第1測站不同基點位移量分析Fig.3 Analysis of the displacement of the first station

2)第Ⅱ測站持續(xù)觀測了5次周期來壓期間的頂板破斷運(yùn)動(圖4)，發(fā)現(xiàn)周期來壓期間同一層位的覆巖運(yùn)動具有相似性。且頂板不同層位會發(fā)生超前破斷，超前破斷距離約15～20 m.

圖4 第Ⅱ測站不同基點位移量分析Fig.4 Analysis of the displacement of the second station

3)通過鉆孔窺視結(jié)果分析，發(fā)現(xiàn)不同層位頂板的運(yùn)動具有時間和空間特征。以第I測站的鉆孔窺視結(jié)果為例說明：①當(dāng)工作面推進(jìn)至32 m，頂板初次來壓，煤壁前方5 m處頂板未發(fā)現(xiàn)明顯破斷。但圖3中監(jiān)測到10 m以下層位發(fā)生超前運(yùn)動，一定程度表明頂板運(yùn)動超前于工作面礦壓顯現(xiàn);②當(dāng)工作面推進(jìn)到36.6 m，初次來壓結(jié)束，煤壁處頂板24.4 m層位(側(cè)懸19 m)出現(xiàn)斷裂，如圖5(a)所示；推進(jìn)到45.4 m，在工作面煤壁后方8.4，22.1 m層位(側(cè)懸15 m)巖層破裂，如圖5(b)所示；6 m層位(側(cè)懸6.5 m)頂板垮落，如圖5(c)所示；推進(jìn)到46.6 m，第1次周期來壓時，工作面煤壁后方9.6 m頂板垮落高度6.4 m.由D1鉆孔持續(xù)實測，得出10 m層位端頭懸頂垮落步距7～9 m;③當(dāng)工作面推進(jìn)到75 m，在工作面煤壁后方38 m處，頂板4.8 m層位(側(cè)懸1.8 m)垮落，如圖5(d)所示；頂板9.3 m層位(側(cè)懸3.2 m)垮落，如圖5(e)所示；頂板16.2 m層位(側(cè)懸6.6 m)垮落，如圖5(f)所示；表明頂板發(fā)生破斷后，覆巖與上覆松散載荷層的運(yùn)動持續(xù)大約40 m.

圖5 第Ⅰ測站的窺視結(jié)果Fig.5 Drilling peep results of the first station

4)得出覆巖冒落帶高度約15～18 m，鉸接裂隙帶的高度約18～28 m.通過地表觀測，初次來壓時地表出現(xiàn)下沉漏斗，且周期性臺階裂縫高度達(dá)1.7 m，表明典型淺埋大采高工作面的頂板仍形成臺階巖梁。

5)每個鉆孔均垂直于工作面走向施工，當(dāng)工作面推過測站后，待采空區(qū)頂板垮落穩(wěn)定，結(jié)合鉆孔窺視結(jié)果(圖5(d)～(f))可得出頂板的破斷角。以第I測站為例，得出0～10 m頂板破斷角約72°，10～20 m頂板破斷角約64°，頂板平均破斷角約68°，如圖6所示。

圖6 測站I鉆孔破斷位置演化Fig.6 First station drilling break position evolution

6)通過對每個測站的D孔、E孔和F孔在開采過程的持續(xù)觀測(圖5)，將同一推進(jìn)距離下，3組鉆孔發(fā)生裂隙、離層和垮落的位置進(jìn)行統(tǒng)計，持續(xù)窺視結(jié)果如圖7所示。

圖7 沿傾向的頂板破壞示意圖Fig.7 Roof failure schematic diagram along the dip directions

圖7既反映了工作面頂板破斷角的演化過程，又反映了工作面沿著傾向在10，20和30 m層位頂板在端頭區(qū)域的弧形拱狀破壞過程。

3 工作面來壓規(guī)律

3.1 工作面初次來壓

結(jié)合22201工作面的礦壓實時監(jiān)測系統(tǒng)數(shù)據(jù)，當(dāng)工作面推進(jìn)至32 m時工作面初次來壓，圖8為初次來壓當(dāng)天的支架立柱壓力報表。初次來壓強(qiáng)度大，范圍廣(覆蓋工作30～120#支架，占總支架數(shù)的65%)，來壓時工作面中部支架的平均工作阻力約為11 448 kN/架，占額定工作阻力的95.4%，來壓持續(xù)距離約為4.6 m.

圖8 初次來壓時工作阻力Fig.8 Working resistance during the first weighting

3.2 工作面周期來壓

當(dāng)工作面推進(jìn)至45 m時，第1次周期來壓。來壓時工作面頂板淋水增多，20～70#支架平均工作阻力約10 910 kN/架(圖9)，來壓步距13 m，持續(xù)距離3.4 m.

圖9 第1次周期來壓時工作阻力Fig.9 Working resistance during the first periodical weighting

當(dāng)工作面推進(jìn)至61.5 m時，第2次周期來壓。16～126#支架工作阻力明顯增大，平均工作阻力約11 118 kN/架，來壓步距16.5 m，持續(xù)距離4 m，如圖10所示。

圖10 第2次周期來壓時工作阻力Fig.10 Working resistance during the second periodical weighting

當(dāng)工作面推進(jìn)至71 m時，工作面第3次周期來壓。19～120#支架來壓明顯，平均工作阻力約11 068 kN/架，來壓步距9.5 m，持續(xù)距離3.6 m，如圖11所示。

圖11 第3次周期來壓時工作阻力Fig.11 Working resistance during the thirst periodical weighting

統(tǒng)計分析得出6次周期來壓步距分別為13，16.5，9.5，15，12和12 m，平均周期來壓步距為13 m.來壓期間，工作面中部的支架工作阻力大，而端頭區(qū)域35 m范圍內(nèi)壓力較小；中部支架平均工作阻力為10 343 kN/架，上下端分別為9 058 kN/架和8 682 kN/架。來壓時頂板淋水增多，但工作面煤壁夾矸片冒，煤壁片幫不明顯。

3.3 支架工作阻力分析

根據(jù)工作面初次來壓和周期來壓支架的最大工作阻力(表3和表4)，得出

1)初次來壓期間，76%的支架達(dá)到額定工作阻力的70%以上，56%的支架達(dá)到額定工作阻力的90%，安全閥開啟率小于8%；

2)周期來壓期間，81%的支架達(dá)到額定工作阻力的70%以上，27%的支架達(dá)到額定工作阻力的90%.支架總體利用率高，適應(yīng)性較好。

表3 來壓期間工作面中部支架工作阻力

表4 工作面來壓時支架最大阻力

3.4 超前支承壓力分布特征

22201工作面運(yùn)輸順槽和的回風(fēng)順槽側(cè)的超前支架型號分別為ZYDC10300/27/47，初撐力為7 888 kN.超前支架上的四排立柱，分別位于工作面前方5，10，15和20 m位置。實測非來壓和來壓期間的超前支架支柱壓力，見表5和圖12，分析工作面的超前支承壓力。

表5 超前支架支柱載荷統(tǒng)計表(kN)

圖12 22201工作面超前支架壓力分布Fig.12 Pressure distribution of the front support of the 22201 working face

對表5和圖12進(jìn)行分析，得出22201工作面超前支承壓力分布規(guī)律如下

1)超前支承壓力峰值位于工作面前方5 m內(nèi)，顯著影響區(qū)范圍為10 m，一般影響區(qū)為15 m.

2)來壓時超前支承壓力大于非來壓時，運(yùn)輸順槽側(cè)為1.31倍，回風(fēng)順槽側(cè)為1.35倍。

3)回風(fēng)順槽超前支承壓力峰值大于運(yùn)輸順槽超前支承壓力峰值，約為1.08倍。

4 結(jié) 論

1)通過頂板鉆孔位移觀測和鉆孔窺視，薄基巖大采高工作面來壓期間，頂板呈分層次破斷運(yùn)動，超前破斷距離約15～20 m；頂板冒落帶高度15～18 m，頂板平均破斷角65°.

2)工作面初次來壓步距32 m，初次來壓范圍廣，強(qiáng)度大，來壓時支架工作阻力約11 448 kN/架；周期來壓步距平均13 m，工作面中部礦壓顯現(xiàn)明顯，來壓時支架工作阻力約10 343 kN/架，架型選合理，利用率高。

3)淺埋薄基巖大采高工作面超前支承壓力峰值位于工作面前方5 m，支承壓力顯著影響區(qū)范圍為10 m，一般影響區(qū)范圍為15 m.