杨继元， 董俊亮， 赵斌

(1.神东煤炭集团有限责任公司布尔台煤矿， 鄂尔多斯 017000； 2.煤炭科学技术研究院有限公司安全分院， 北京 100013)

中国煤炭资源储量丰富，其中厚煤层占到煤炭资源储量的45%左右，是中国煤炭领域的主采煤层。目前中国大采高综采和综放技术已经发展成熟，是厚煤层开采的主要方法，但开采过程中容易出现煤壁片帮和端面冒顶事故，严重恶化工作面支架围岩关系，影响工作面正常生产[1-4]。布尔台煤矿位于鄂尔多斯市伊金霍洛旗乌兰木伦镇，属神东煤炭集团旗下第一大矿井，矿井煤层平均埋深300～450 m，矿井现在主采4-2煤，4-2煤综放工作面开采过程中受采动影响严重，导致工作面矿压显现剧烈，巷道围岩变形、底鼓、煤壁片帮等现象严重。据不完全统计：42105工作面回采过程中发生过7次较强的矿压显现情况，42106工作面机尾初次来压时发生了较强烈的来压现象，顶板破碎、煤壁片帮、冒顶等矿压显现均严重影响工作面的正常安全生产。针对此现象，中国学者进行了大量的研究。王晓蕾[5]详细阐述了煤层开采后覆岩破坏高度存在的问题，并针对目前存在的问题，提出了相似模拟法数字岩心以及3D打印还原岩心技；宋桂军等[6]分析了综放面端面片帮冒顶特征，建立了回归方程，得出冒顶高度和支架工作阻力之间的代数关系式；陈永峰等[7]分析了综放工作面矿压显现规律和影响因素；吴士良等[8]对布尔台煤矿42103工作面支架工作阻力进行了系统的研究，确定了支架的合理支护强度；田臣等[9]针对布尔台煤矿42103首个综放工作面初采期间矿压显现异常、支架关键受力部位受损严重的现象，分析了矿压显现异常和支架受损的原因，并对支架的适应性进行了评价，提出了工作面安全开采和防止支架损坏的措施；吕坤等[10]采用理论分析与现场监测相结合的研究方法，系统研究了巷道围岩变形破坏特征及应力演变规律，并提出了防治措施；杨登峰等[11]分析了大采高条件下工作面顶板垮落特征及支架工作阻力变化规律，提出了减少顶板灾害的技术措施；陈鹏宇等[12]对大采高工作面矿压显现规律进行了研究，指出了工作面开采过程中存在的问题，为工作面的高效安全生产及接替工作面的布置提供了理论和现实依据；白少华等[13]针对大采高回采工作面矿压显现严重的问题，通过数值模拟分析了大采高工作面支承压力分布的特点。

综上所述，通过理论分析、数值模拟及现场实测对42107工作面矿压显现规律进行研究，掌握强矿压显现发生机理，找到诱发强矿压显现的关键原因，针对工作面的矿压显现情况，提出超前支架+顶板补强+煤帮补强+水力压裂的四位一体具体防护措施，保证布尔台煤矿42107综放工作面的安全高产高效开采，以期为神东矿区类似条件煤层的开采提供技术指导。

1 工程概况

布尔台煤矿42107综放工作面布置在4-2煤一盘区，工作面倾向长度300.3 m，走向长度4 807.9 m，采煤机割煤高度为3.6 m，放煤高度为2.53 m，采放比1∶0.7，煤层厚度平均6.13 m，煤层倾角3°～9°，采用双轮顺序放煤，倾向长壁后退式综合机械化放顶煤开采，全部垮落法管理顶板。42107工作面西南侧为42106工作面采空区，上方为22106工作面采空区、22107工作面采空区以及遗留煤柱，如图1所示。

图1 上覆岩层位置关系Fig.1 Position relationship of overlying strata

2 综放面顺槽侧方覆岩失稳机理

工作面回采后采空区上覆岩层跨落，基本顶初次来压形成O-X破断，基本顶周期破断后的岩块沿工作面走向方向形成砌体梁结构，工作面端头直接顶垮落后，基本顶岩层形成弧形三角块，并在侧向煤体内断裂，如图2所示。

弧形三角块断裂在煤壁内部、旋转下沉，形成如图3所示侧向覆岩结构。随着临近工作面回采时，侧方覆岩将继续形成弧形三角块结构，在侧方覆岩断裂形成弧形三角块前，前方回采巷道两帮形成应力集中区，侧方覆岩的悬顶长度越大，形成的侧向支承压力越大。在临近采空区形成的内外应力场及本工作面回采形成的侧向支承压力的共同作用下，使得两帮由煤壁向煤体逐渐进入塑性状态，进而破碎，尤其是煤柱整体破碎后，侧方覆岩结构失稳，若顶板及两帮的支护强度不够，则将导致巷道顶板的大幅度下沉运动。

因此，应基于一次采动及二次采动影响下应力分布特征，结合煤柱稳定性，对侧方覆岩结构失稳形式进行综合研究，从而掌握回风顺槽强矿压显现发生机理，是找到诱发回风顺槽侧强矿压显现的关键。

图2 岩体结构关系Fig.2 Rock mass structure relationship

P为上覆岩层载荷；P′为煤体对岩层的作用力图3 沿空顺槽覆岩结构Fig.3 The rock structure along the goaf

3 数值模拟

42107工作面倾向长度300 m，走向长度300 m，42106工作面倾向长度300 m，走向长度400 m；22106工作面倾向长度250 m，走向长度400 m，采高3 m；22107工作面倾向长度310 m，走向长度400 m，采高6.5 m；以2-2煤和4-2煤顶底板岩性为基础，建立三维数值模型，模型x方向900 m，y方向500 m，z方向183 m。模型前方、后方、左方、右方以及下方均采用固定位移来限定边界，如图4所示。

如图5和图6所示，42107工作面应力分布收到上覆工作面影响较大，2-2煤遗留煤柱下方主应力较大，煤柱中间位置应力到达峰值，最大主应力峰值为原岩应力的1.12倍，最小主应力峰值为原岩应力的1.45倍，采空区下方主应力小于原岩应力。从42106工作面采空区边缘向外，最大最小主应力先增大后减小最后趋于平稳，距离采空区15 m，最大主应力为23.69 MPa，处于峰值，为原岩应力的1.4倍，距离采空区20 m，最小主应力为19.34 MPa，处于峰值，为原岩应力的1.73倍。

图7为上下煤层叠加采动后42106工作面采空区侧向主应力比值及方向分布特征，分析可知，从

图4 数值计算模型Fig.4 Numerical calculation model

图5 煤柱下方主应力分布规律Fig.5 Distribution of principal stress under coal pillar

图6 采空区侧向应力分布规律Fig.6 The distribution of lateral stress in the goaf

图7 侧向主应力比值及方向分布特征Fig.7 The ratio of lateral principal stresses and the distribution characteristics of directions

42106工作面采空区边缘向外，最大最小主应力比值先减小后增大最后趋于平稳，10 m以内范围主应力比值大于1.7；从42106工作面采空区边缘向外，最大主应力与z轴夹角先增大后减小，采空区边缘最大主应力为垂直应力，随着与采空区距离的增加，最大主应力开始旋转，最后主应力方向为水平方向，距离采空区25 m时，最大主应力与z轴夹角为41.7°。

4 现场矿压实测规律

4.1 工作面矿压显现

42107工作面推进470 m过程中共发生3次较大的压力显现，分别为140、260、420 m，42107综放工作面初次来压步距为50～75 m，一次“见方”前周期来压步距15～25 m，一次“见方”后周期来压步距10～15 m。在工作面推进约180、250、320 m均发生了大的强矿压显现。每次间隔距离约在70 m。结合微震在线监测可知，微震事件发生次数主要集中分布于工作面一次“见方”和二次“见方”之间，微震事件频次时间分布如图8所示。

图8 频次-时间Fig.8 Frequency-time

4.2 围岩松动圈测试

利用ZKXG30矿用钻孔窥视仪对围岩内部进行窥视，观测巷道围岩内部的破坏及裂隙发育情况，确定巷道顶板的岩性分布和塑性破坏范围。分别对顶板和煤帮进行观察，观察结果如图9所示。由图9可知，顶板岩层未出现明显的离层和破碎情况，整体保持完整，在未受采动影响时，正帮煤体的松动圈小于1 m，另外0.5～1 m裂隙较发育，0.5 m内较破碎，副帮的松动圈大于1.5 m，裂隙分布深度分别为1.5、1.1、0.9 m。

图9 围岩松动圈窥视Fig.9 Peek at the loose ring of surrounding rock

4.3 巷道围岩变形观测

在42107工作面辅运巷道距切眼300 m处布设观测点。距离切眼320 m左右巷道底鼓开始显现，因此巷道高度出现肉眼可见的降低现象，距离切眼340～360 m范围时，顶底板移近量最为严重。而对于两帮来说，距离切眼310 m左右时，两帮移近量也开始显现，但是两帮移近量最为严重范围则是320～360 m范围，巷道围岩变形监测如图10所示。

图10 围岩变形监测Fig.10 Monitoring of surrounding rock deformation

5 矿压综合治理

5.1 布置超前支架

共计采用10组ZQL2×22500/20/38型支架进行支护，首架、尾架各1组，中间8组，每组支架8根立柱，每组支架两侧最小中心距0.8 m，最大1.5 m，可通过防倒油缸进行调整，最小中心距时每组支架支护宽度3 710 mm，两侧距帮各845 mm，最大中心距时每组支架支护宽度4 410 mm，两侧距帮各495 mm，两侧支架并列前进，支架长度3.5 m、宽3.0 m，更改支护方式后顺槽超前支护长度为35.0 m。

5.2 支护补强

提高顺槽表面的支护强度要求护表构件不仅要有合理的刚度和护表面积，而且要求其抗弯性能要好，保证在巷道围岩压力和变形较大的情况适应变形需要。结合原有支护强度和形式，布尔台煤矿42107回风顺槽的支护形式与参数如图11所示。

图11 回风顺槽补强支护设计Fig.11 Reinforcement and support design of return air duct

5.3 水力压裂

为了避免42107综采工作面回采时初次来压对支架造成巨大的冲击载荷,需破坏顶板的完整性，使其尽早垮落,减缓初次来压对支架的破坏，确保初采安全，在42107切眼进行水力预裂放顶。钻孔和压裂施工在工作面采煤设备安装之前完成。垂直顺槽轴向方向布置压裂钻孔，沿顺槽轴向方向布置压裂钻孔，与轴向夹角10°布置，正帮侧钻孔长度40.5 m，倾角50°，副帮侧钻孔长度40.5 m，倾角50°。

6 结论

(1)42107工作面顶板周期来压步距变化范围为17.3～34.0 m，均值为23.8 m；机头来压步距为6.4～35.6 m，均值为20.0 m；机尾来压步距为8.7～60.9 m，均值为28.7 m；中部来压步距为8.4～44.2 m，均值为25.5 m。

(2)一次“见方”后周期来压步距10～15 m。在工作面推进到300 m一次“见方”位置时，工作面共出现了两次强矿压显现。

(3)42107工作面应力分布受上覆遗留煤柱影响较大，煤柱下方主应力较大，煤柱中间位置应力到达峰值，最大主应力峰值为原岩应力的1.12倍，最小主应力峰值为原岩应力的1.45倍，采空区下方主应力小于原岩应力。

(4)针对42107工作面概况，提出了“超前支架+顶板补强+煤帮补强+水力压裂”的具体矿压防治措施，并结合在初次老顶来压前不进行放煤。根据局部来压后，再按照从机头到机尾逐步放煤的方法，控制了工作面大面积来压和机尾的突然来压，同时机尾采用超前支架，控制了机尾超前20 m范围的顶底板移近量，现场防治效果良好。