0 引 言
随着煤矿开采强度与深度的不断增大，一些矿区赋存条件较好的煤炭资源逐渐接近枯竭，从而促使近距离煤层的开采问题走进了现场工程技术人员的视野，并引起了高度重视[1]。近距离煤层群下行开采实践表明，当下部煤层顶板亦即上部煤层的底板在层厚小到一定程度的条件下，上部煤层采动会直接影响到下部煤层的完整度。因此，将两个煤层工作面距离很近并且在开采时之间有明显相互影响的煤层叫做极近距离煤层[2-3]。
极近距离煤层间距很小，这使得下部煤层在尚未开采前，其顶板已受上部煤层开采损伤影响，同时上部煤层开采遗留煤柱及垮落矸石亦会导致下部煤层开采区域的顶板结构和应力环境发生变化[4]，从而使下部煤层开采与单一煤层开采相比，具有复杂的采场覆岩应力演化机制[5-7]。
朱涛等[8]对近距离煤层群下层煤层顶板结构稳定性进行分析，建立了“散-块体”结构模型，最终得到下层工作面支架载荷的计算方法；周楠等[9]基于相似材料模拟试验，确定了下部工作面“小-大初次来压及周期来压”的矿压显现规律；方新秋等[10]针对近距离煤层群下煤层巷道发生的冒顶、底鼓等现象，建立了巷道失稳模型，并提出距上煤层采空区护巷煤柱尺寸；张炜等[11]对近距离上部煤层开采后底板破坏深度与应力状态进行分析，并以此为依据确定了回采巷道的合理布置位置；王路军等[12]认为近距离煤层群开采时，下部煤层来压情况受上覆主关键层回转运动控制，主关键层破断块体回转较小角度便能受到采空区冒落矸石的支撑，进而产生工作面周期来压步距更大及来压持续长度更短的现象。其他相关学者对极近距离煤层开采条件下的工作面巷道布置及支护[13]、开采技术[14]、灾害防治[15-16]等方面也进行了深入研究，但对同一工作面同时存在极近距离采空区下和实体煤岩下两种赋存条件的工作面矿压显现特征研究较少。
笔者结合神东矿区极近距离煤层开采具体条件，采用理论分析与现场实测方法，对比分析了下煤层同一工作面在采空区下和实体煤岩下回采时矿压显现规律，研究成果可为神东矿区极近距离煤层工作面及其他条件类似矿井设备选型和矿压控制措施制定等提供工程指导和借鉴。
1 工程概况
3601工作面是神东矿区某矿三采区6号煤层中布置首个综采工作面，工作面地面标高+1 230—+1 320 m，埋深178～203 m，平均埋深约189 m，为浅埋深工作面；煤层厚度2.3～3.3 m，平均为2.6 m，煤层倾角1°～3°，工作面长度165 m，走向长度1 700 m，其中从开切眼0～1 380 m位于上覆采空区下方，其他位于上覆实体煤岩结构下，该工作面于2013年7月开始回采，布置110部ZY6800/14/32型掩护式液压支架。上覆5号煤层已于2009年回采结束，煤层厚度平均为2.5 m，5号煤层顶板厚度为11.5～14.2 m，岩性以砂质泥岩为主，基本稳定，上覆岩层呈现单一关键层结构，关键层距5号煤层约25 m，5号煤层开采导致关键层周期性破断，两煤层间为砂质泥岩，厚度仅为0.6～2.6 m，两煤层属于极近距离煤层，即3601工作面为浅埋极近距离采空区下工作面，其走向方向上层位关系，如图1所示。液压支架主要技术参数如下：
支架型号ZY6800/14/32中心距/mm1 500支撑高度/mm1 400～3 200移架步距/mm600工作阻力/kN6 800初撑力/kN5 066
图1 3601工作面位置关系
Fig.1 Location relationship of No.3601 working face
2 采空区下工作面覆岩结构及矿压显现特征分析
一般将近距离煤层采空区下煤层间覆岩结构分为2类：煤层间无基本顶结构、煤层间存在基本顶结构。是否存在基本顶结构对于下煤层工作面矿压显现状态及顶板控制措施至关重要[17]。
图2为极近距离采空区下3601工作面覆岩结构示意，文献[18]中提出在极近距离上部煤层初采时，顶板何时发生断裂垮落由覆岩关键层的强度、厚度等因素确定，具有很强的规律性，其关键层能够有效形成“砌体梁”的断裂形式。而在下部3601工作面开采时，由于两个煤层间主要为砂质泥岩，节理较为发育，强度较低，且厚度较薄仅有0.6～2.6 m，上覆岩层已断裂成块体，认定2个煤层间(图2中A区域)不存在厚硬基本顶与承载结构。因此，在6号煤层工作面回采时其顶板垮落规律性较差(图2中C和D区域)。因此，极近煤层上部采空条件下的下部工作面开采时矿压显现的主要受上部已采煤层覆岩关键层结构的影响。
图2 极近距离采空区下工作面顶板覆岩结构模型
Fig.2 Overlying strata structure model of working face underlying contiguous gobs
上煤层覆岩结构自下而上分为导水裂隙带(垮落带、裂隙带)和弯曲下沉带，文献[19]对导水裂隙带发育高度确定方法进行了改进，认为工作面开采后，其覆岩导水裂隙带发育高度HM为
HM=30M1/2±10
(1)
由于5号煤层工作面采高为2.5 m，计算得导水裂隙带发育高度为37～57 m，则上覆关键层位于导水裂隙带内。
在下位煤层开采过程中，关键层已破断块体将会发生失稳，其形式可分为滑落失稳和变形失稳。2种失稳形式不发生时，断裂块体需满足：
h/L≤1/2tan φ
(2)
式中：h为关键层厚度，m；L为破断块体长度，m；φ为断块间的摩擦角，(°)。
σp/σc≤k
(3)
式中：σp为断裂块体间挤压力，MPa,σp=2qi2/(1-isin β)2；σc为块体抗压强度，MPa；k为系数；i=L/h2；β为岩块断裂后允许下沉角，(°)。
若断裂后的岩块同时满足式(2)和式(3)，则其及随动层属于断裂带；反之，属于垮落带。由于文中所研究煤层上覆为单一主关键层结构，且其处于上位煤层开采后形成的导水裂隙带中，不存在下一个关键层时，则从采场上方一直延伸到地表均可认为属于导水裂隙带，体现了浅埋深煤层矿压显现特征。
采空区下3601工作面开采过程其重新压实而形成的相对稳定的“砌体梁”再次破碎垮落，从而使得上覆裂隙带岩层随之下沉。相对于常规单一煤层工作面，由于上煤层开采过程中关键层已破断，在下煤层开采过程中其对关键层上部岩层支撑作用大大减弱，从而由关键层上部岩层产生的高应力转移到工作面及其超前煤体中，从而导致工作面来压强度增大。另外，由于关键层已破断，其破断块体中裂隙较发育，强度减弱，在高应力作用下，更易再次破断失稳，从而使采空区下工作面来压更为频繁。因此，需对极近煤层上部采空条件下的下部工作面开采矿压显现进行实测研究。
3 工作面液压支架工作阻力实测
3.1 支架工作阻力监测方案
为了实时动态监测3601工作面推进过程中不同顶板覆岩状态下矿压显现规律，以便及时调整工作面推进度等开采参数。在工作面开切眼液压支架安装完成后，分别在2号—102号支架上安装11部KJ216-F矿用本安型顶板压力监测分站(液压支架工作阻力记录仪)进行监测。
3.2 支架工作阻力实测数据及分析
1)采空区下工作面支架工作阻力分布规律。随着工作面的不断推进，上覆采空下62号、82号和102号支架循环末工作阻力如图3—图5所示。
图3 62号支架采空区下循环末工作阻力曲线
Fig.3 Resistance curve of the support No.62 under goaf
图4 82号支架采空区下循环末工作阻力曲线
Fig.4 Resistance curve of the support No.82 under goaf
图5 102号支架采空区下循环末工作阻力曲线
Fig.5 Resistance curve of the support No.102 under goaf
由图3—图5可知，随工作面不断推进，液压支架循环末工作阻力曲线不断起伏变化，来压强度和支架循环末工作阻力平均值在工作面倾向方向上分布不均，工作面中部最大，而工作面两端最小，且三者具有较好的一致性，但在走向方向上各支架循环末工作阻力曲线并无明显的规律性。其中工作面推进方向上62号支架初次来压步距为29.4 m，周期来压步距为3.0～35.6 m，平均为9.2 m，来压强度平均为6 683 kN，非来压期间支架循环末阻力平均为5 237 kN，动载系数平均为1.28。82号支架初次来压步距为27.7 m，周期来压步距为3.2～31.3 m，平均为10.1 m，来压强度平均为6 180 kN，非来压期间支架循环末阻力平均为4 736 kN，动载系数平均为1.30。102号支架初次来压步距为25.5 m，周期来压步距为2.9～31.8 m，平均为8.8 m，来压强度平均为5 940 kN，非来压期间支架循环末阻力平均为4 520 kN，动载系数平均为1.31。
观察3条曲线可知，随工作面推进周期来压步距变化幅度较大，且3条曲线变化趋势基本一致，都可大致分为2个部分，其中以62号支架为例，在30～180 m范围内，周期来压步距为3.0～10.0 m，平均为7.2 m，变化幅度不大，来压强度平均为6 623 kN，非来压期间支架循环末阻力平均为5 582 kN，动载系数平均为1.19；在180～380 m范围内，周期来压步距为5.0～35.6 m，平均为10.8 m，变化幅度较大，来压强度平均为6 740 kN，非来压期间支架循环末阻力平均为5 068 kN，动载系数平均为1.33。由于工作面长度为165 m，与两区域临界位置(图4—图6中点划线处)十分接近，故可认为，工作面回采“见方”之前，上覆采空区下工作面来压频繁，来压步距较小，而见方之后，来压步距相对变大，来压强度也相对增加，但变化幅度不大。
究其原因，是由于在走向方向上距开切眼一定范围内，由于开切眼煤柱的支撑作用较远处强烈，使其上覆远处基本顶垮落不够充分，破碎岩块间距较大，在长期的物理化学作用下，各岩块和岩层之间胶结程度较低，在下煤层开采再次扰动下，上覆小范围内破碎煤岩体更易失稳，故来压步距较小，来压强度也相对较小，工作面在此范围内回采时应加强工作面顶板管理及两巷超前支护等确保生产安全。
2)实体煤岩下工作面支架工作阻力分布规律。图6—图8为在上覆实体煤岩下62号、82号和102号支架循环末工作阻力曲线，与上覆采空区类似，在工作面倾向方向上，来压强度和支架工作阻力平均值亦呈中部大端部小的特征。
图6 62号支架实体煤体下循环末工作阻力曲线
Fig.6 Resistance curve of the support No.62 under coal and rock mass
图7 82号支架实体煤体下循环末工作阻力曲线
Fig.7 Resistance curve of the support No.82 under coal and rock mass
图8 102号支架实体煤体下循环末工作阻力曲线
Fig.8 Resistance curve of the support No.102 under coal and rock mass
随工作面不断推进，液压支架循环末工作阻力曲线不断起伏变化，相对于采空下支架循环末工作阻力曲线，具有明显的规律性和周期性。其中62号支架周期来压步距为9.1～15.5 m，平均为12.3 m，来压强度平均为6 372 kN，非来压期间支架循环末阻力平均为4 815 kN，动载系数平均为1.32。82号支架周期来压步距为6.7～15.0 m，平均为11.7 m，来压强度平均为6 036 kN，非来压期间支架循环末阻力平均为4 581 kN，动载系数平均为1.32。102号支架周期来压步距为10.2～17.8 m，平均为13.6 m，来压强度平均为5 484 kN，非来压期间支架循环末阻力平均为3 908 kN，动载系数平均为1.40。
表2为根据11个本安型顶板压力监测分站监测数据分析得出的工作面回采过程中矿压显现情况。可知，该矿极近距离采空下工作面初次来压步距平均27.8 m，周期来压步距平均为9.6 m，支架工作阻力平均为6 305 kN，相对于实体煤岩下，极近距离采空下工作面来压步距均值变小，降幅平均为19%，且在走向方向上变化幅度较大，没有明显的规律性和周期性，来压强度整体增大，增幅平均为6%，而动载系数有所降低。
表2 各监测分站监测数据分析结果
Table 2 Monitoring and analysis results of each monitoring station
支架编号采空区下初次来压步距/m周期来压步距/m强度/kN动载系数实体煤岩下周期来压步距/m强度/kN动载系数228.79.758641.1913.25 8331.391226.910.66 0201.2312.55 7201.312229.311.56 5821.209.661071.283229.67.86 3271.2212.46 4281.344225.98.26 4851.278.76 2051.265228.59.56 8341.3011.86 4281.366229.49.26 6831.2812.36 3721.327228.210.56 2081.2513.15 9601.358227.710.16 1801.3011.75 3741.329226.89.66 2311.2610.85 8321.3710225.58.85 9401.3113.65 4841.40平均27.89.66 3051.2511.85 9771.34
下煤层工作面周期来压规律性较差是由于其顶板条件具有较差的垮落状态，垮落的不同块体结构使得来压步距的不同，“大块体”的垮落造成来压步距较大，如图3—图5中椭圆处；反之“小块体”垮落也会引起步距和强度都比较小的周期来压如图3—图5中矩形处。当下煤层工作面回采其顶板岩层状态不足以形成稳定的砌体梁结构时，下煤层工作面就会出现来压频繁，持续长度减小，动载系数小，没有明显的周期来压等情况。
4 工作面超前支承压力实测
4.1 工作面超前支承压力监测方案
为掌握工作面在上覆采空区下和上覆实体煤岩下推进过程中工作面超前支承压力分布规律，研究其超前影响范围及程度，为后续工作面及其他条件类似矿井工作面超前支护强度及需要加固的范围确定提供理论和现场指导，在6101工作面运输巷200 m和1 580 m附近分别设置2个超前支承压力测站，每测站各布置7组钻孔应力计，各钻孔间距为5 m，钻孔深度为15 m，距巷道底板1.5 m，运输巷内钻孔应力计布置如图9所示。
图9 钻孔应力计布置方案
Fig.9 Layout of borehole stress detectors
在工作面与测站距离小于100 m时，钻孔应力计读数一天观测记录一次；大于100 m时，一周观测记录一次。
4.2 工作面超前支承压力实测数据及分析
随工作面推进，记录测站1和测站2个钻孔应力计读数并绘制成工作面超前支承压力分布曲线如图10和图11所示。
图10 测站1各钻孔支承压力分布曲线
Fig.10 Abutment stress curve of boreholes in station 1
图11 测站2各钻孔支承压力分布曲线
Fig.11 Abutment stress curve of boreholes in station 2
由图11和图12可知，工作面超前支承压力与钻孔距工作面的距离具有相关炖，且各钻孔支承压力曲线具有较好的一致性。图11中(上覆为采空区)当距离为34～46 m时，钻孔应力计读数开始缓慢增加；当距离缩小16～22 m时，读数增加的速度开始加快；当距离继续缩小至3～8 m时，读数此时达到了整个测量的最大值；当距离继续变小时，压力读数开始急剧减小。图12中(上覆为实体煤岩)当距离为21～38 m时，读数开始缓慢增加；当距离缩小约12～19 m时，读数又一次出现开始快速涨幅；当距离继续缩小为3～7 m时，其读数达到了测量过程中的极大值；当距离继续变小时，压力读数开始急剧减小。需要指出的是，由于地质因素的不同使得基于各测点数据绘出图像曲线存在着一定的差异，是正常情况。
图11中各曲线峰值强度为8.3～11.4 MPa，平均为9.7 MPa，峰值距工作面位置为2.8～6.8 m，平均为5.1 m，应力集中系数为2.2～3.1，平均为2.6，超前影响范围为34.4～46.3 m，平均为40.8 m，工作面前方煤体支承压力基本稳定于3.7 MPa。图12中各曲线峰值强度为6.8～14.5 MPa，平均为11.8 MPa，峰值距工作面位置为3.2～6.7 m，平均为5.3 m，应力集中系数为2.3～3.2，平均为2.6，超前影响范围为20.6～37.2 m，平均为30.4 m，工作面前方煤体支承压力基本稳定于4.5 MPa。测站1和测站2各钻孔所测超前支承压力及影响范围见表3和表4。
表3 测站1各钻孔超前支承压力峰值及影响范围
Table 3 Abutment stress peak and its influence scope of boreholes in station 1
钻孔编号峰值位置/m压力峰值/MPa应力集中系数影响范围/m1-16.811.43.146.31-22.810.52.838.61-33.510.22.737.51-43.38.72.343.01-56.78.82.440.21-67.19.72.645.51-75.28.32.234.4平均5.19.72.640.8
表4 测站2各钻孔支承压力峰值及影响范围
Table 4 Abutment stress peak and its influence scope of boreholes in station 2
钻孔编号峰值位置/m压力峰值/MPa应力集中系数影响范围/m2-16.611.22.537.22-25.814.53.232.02-34.913.23.029.52-43.212.92.936.12-56.76.82.321.92-64.913.23.035.22-75.210.82.420.6平均5.311.82.630.4
因此，当工作面进入上覆采空区时，采场前方围岩会受到其开采和自身运动及其上覆采空区破碎顶板的影响，其超前影响范围为40.8 m，峰值点距工作面5.1 m，峰值强度为9.7 MPa，工作面前方煤体支承压力基本稳定于3.7 MPa；当工作面推进至上覆实体煤岩下其超前影响范围为30.4 m，峰值点距工作面5.3 m，峰值强度为11.8 MPa，工作面前方煤体支承压力基本稳定于4.5 MPa。说明相对于上覆为实体煤岩体，当工作面处于上覆采空区下时，其超前影响范围增大，支承压力峰值点距工作面距离基本不变，峰值强度和深处稳定煤体应力值均明显降低，说明上覆极近距离煤层开采对下覆煤体具有明显的卸压作用。
5 结 论
1)构建了极近距离采空下工作面覆岩结构物理模型，得出与单一煤层相比，在已破断关键层形成的平衡“砌体梁”结构与下煤层距离较近情况下，极近距离采空下工作面覆岩更易失稳，导致来压频繁且来压强度较高。
2)液压支架工作阻力实测分析知3601极近距离采空下工作面初次来压步距为27.8 m，周期来压步距为9.6 m，支架工作阻力为6305 kN；相对于实体煤岩下，极近距离采空下工作面来压步距均值变小，降幅平均为19%，且在走向方向上变化幅度较大，没有明显的规律性和周期性，来压强度整体增大，增幅平均为6%，而动载系数又有所降低。
3)工作面超前支承压力分析知3601极近距离采空区下工作面超前影响范围为40.8 m，峰值点距工作面5.1 m，峰值强度为9.7 MPa，工作面前方煤体支承压力基本稳定于3.7 MPa；相对于实体煤岩下，当工作面处于采空区下时，超前影响范围增大，支承压力峰值点距工作面距离基本不变，峰值强度和深处稳定煤体应力值均明显降低。
4)极近距离采空下工作面顶板破碎，回采过程中矿压显现强度较大，且来压频繁，应注重加强工作面及两巷顶板管理和矿压监测工作，确保安全生产。
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