0 引 言
厚煤层采用分层开采时，上分层采空区，尤其是房柱式采空区会对下部工作面开采产生复杂影响[1-2]。相关学者针对房柱式采空区下煤层开采的矿压显现特征及围岩控制技术进行了很多深入的探讨[3-5]，取得了许多具有实际工程价值的研究成果[6-8]。杨真等[9]采用物理相似模拟、顶板下沉梯度分析和图像增强算法方法研究了近距离房柱采空区下长壁采场覆岩随时间的渐进破断过程和采动裂隙的发展演化规律，并从能量释放的角度对岩层运移变化进行分析；杨俊哲[10]针对浅埋近距离综采工作面过上覆房柱式采空区和集中煤柱时易发生动压与大面积切顶压架事故的问题，提出了提前爆破集中煤柱、缩短工作面长度等控制技术，避免了上下煤层基岩失稳冲击叠加；屠世浩等[11]针对浅埋房柱式采空区下近距离煤层综采工作面开采引起的覆岩变形破坏，岩体弹性能聚集造成冲击式来压和压架，地表移动规律和井下矿压规律关系等进行了研究，针对性地采取了残留煤柱爆破放顶卸压、地面钻孔注砂充填煤房和合理控制采高等控制和预防措施，实现了工作面的安全高效生产。解兴智[12]基于鄂尔多斯矿区房柱式采空区下长壁工作面回采实际情况，对工作面覆岩宏观变形特征进行了研究。结果表明，房柱式采空区下长壁工作面顶板结构呈现上部大结构和下部小结构的特征，大结构和小结构交互影响，导致支架循环末阻力和来压判据较实体煤下和长壁采空区下都大，遗留煤柱下方工作面煤壁处存在应力集中异常区，工作面片帮和切顶危险增加，更易导致采场支架失稳。
需要注意的是，一些早期形成的房柱式采空区[13-15]，由于设计较为粗糙、开采技术水平较低、管控不到位等原因，残留煤柱形态、大小、分布极不规则，在初期开采扰动及后期风化作用的影响下，力学性质也存在很大的差异，残留煤柱个体受力极不均衡，从而增加了采空区下煤层开采矿压显现的复杂程度。目前，类似研究主要集中于房柱式采空区规则煤柱，针对房柱式采空区内非规则煤柱的研究则相对较少。笔者结合中煤华晋集团韩咀煤矿20100工作面的实际开采条件，对房柱式采空区内非规则煤柱下部煤层开采过程的矿压显现特征开展研究，探索下分层复采的影响规律和治理方法，为解决该条件下的矿压安全问题提供参考。
1 工程概况
中煤华晋集团韩咀煤矿主采2号煤层，除西部褶曲构造附近及村庄压覆资源外该煤层大部分为资源破坏区，破坏区内上分层遍布房柱式开采遗留非规则煤柱，下分层基本维持完好。
20100工作面位于井田中部、大巷南翼，工作面长240 m，推进长度约为420 m，煤层倾角较小，为近水平煤层，平均厚度约为5.2 m，埋深145～255 m、平均200 m。上分层采用房柱式采煤法，煤房设计尺寸为宽度×高度=3 m×2 m，中心距为20 m，每间隔20 m(巷道中心距)开凿联络巷，联络巷设计尺寸与煤房相同。由于采用炮掘工艺，煤房、联络巷成型效果较差，部分超挖量大的位置巷道宽度可达10 m。当煤房掘进至预定位置后，自内向外环向回收煤柱，直至煤柱垮落或危险程度较高无法继续回收作业，因此，形成的房柱式采空区内煤柱极不规则。下分层复采时，采用综合机械化放顶煤采煤工艺，同时对房柱式采空区内残留煤体进行回收，工作面采高3.0 m左右，开采时留设一定厚度的顶煤用于隔离上覆采空区。
2 下分层复采数值模拟
2.1 模型建立
依据20100工作面煤岩赋存条件(图1)，用FLAC3D进行模拟，建立模型尺寸为长×宽×高=170 m×170 m×125 m。模型四周施加法向约束，底部边界固定，顶部为自由界面，根据模拟区域煤层实际开采深度，施加自重载荷2.12 MPa，模拟参数见表1。
模型建立后，首先对上分层进行开挖，煤房、联络巷宽度均统一为最大宽度10 m，煤柱尺寸统一为长×宽=10 m×10 m，如图2所示。然后开挖并保留中部3个煤柱(煤柱间隔保留以减小煤柱间的相互影响)，如图3所示。为体现煤柱个体差异，南部煤柱留设完整煤柱高度的1/3，北部煤柱留设完整煤柱高度的2/3，中部煤柱为完整煤柱。自西向东沿x方向进行下分层复采，开采步距为2.0 m，留设厚0.2 m顶煤，当遗留煤柱进入复采工作面采空区后，将煤柱一并采出，模拟放顶煤的过程。
图1 20100工作面柱状
Fig.1 Histogram of No.20100 working face
表1 数值模拟力学参数
Table 1 Mechanical parameters of numerical simulation
岩性弹性模量/MPa泊松比抗拉强度/MPa内摩擦角/(°)黏聚力/MPa粉砂岩11 8000.261.2382.15中粒砂岩11 5000.251.1382.03粗粒砂岩10 0000.281.0381.95细粒砂岩11 0000.251.1382.05砂质泥岩6 5000.290.5301.50泥岩5 5000.300.5261.23煤层8 0000.320.8220.80
图2 2号煤上分层初次开挖后模型平面布置
Fig.2 Layout plan of model after first excavation of upper layer of No.2 Coal
图3 2号煤上分层二次开挖后模型平面布置
Fig.3 Layout plan of model after secondary excavation of upper layer of No.2 Coal
2.2 模拟结果及分析
模型运算过程中监测支护单元的垂直应力，并沿1号—4号测线(置于下分层顶板)输出垂直应力的变化过程如图4—图7所示。
图4 1号测线垂直应力变化曲线
Fig.4 Vertical stress change curve of line 1
图5 2号测线垂直应力变化曲线
Fig.5 Vertical stress change curve of line 2
由图5分析可知，工作面从采空区下通过时来压强度一般为20 MPa左右，在经过侧向煤柱区时，顶板压力未产生显著变化，表明破坏区已达到充分采动状态，侧向煤柱间的影响较小。
由图6分析可知，工作面从完整煤柱下方通过时，来压强度将达到39.0 MPa，约为上覆采空区域的2倍。在此过程中，上覆煤柱宽度由10 m逐渐减小至0 ，除进、出煤柱时矿压发生显著变化外，煤柱宽度缩小对矿压的影响较小。
图6 3号测线垂直应力变化曲线
Fig.6 Vertical stress change curve of line 3
图7 4号测线垂直应力变化曲线
Fig.7 Vertical stress change curve of line 4
由图4、图7分析可知，当煤柱高度为完整煤柱高度的2/3倍时，来压强度达到32.0 MPa，约为上覆采空区域时的1.6倍；而当煤柱高度降低至完整煤柱高度的1/3倍时，来压强度约为21.0 MPa，与上覆采空区域的来压强度较为接近。
对比上述4种条件可以得出，矿压显现强弱与上覆房柱式采空区内遗留煤柱的完整度有关，煤柱完整度越高，矿压显现越为强烈，其关系如图8所示。
图8 矿压显现强度与煤柱完整度的关系
Fig.8 Relationship between mine pressure appearance strength and coal pillar integrity
3 下分层复采物理相似模拟
3.1 物理模型搭建
以20100工作面柱状为基础，经简化，搭建物理相似模拟模型，岩层参数及配比见表2。模型铺设长度×高度=2.5 m×1.5 m，上部未铺设岩层通过气动加载装置进行加载，施加均布载荷12.3 kPa。
表2 试验模型各岩层参数及配比
Table 2 Rock physical parameters and material mixture ratio of experimental model
序号岩层厚度实际厚度/m模型厚度/cm模型密度/(g·cm-3)颗粒总质量/kg材料质量/kg砂子碳酸钙石膏水1底板10.010.01.68070.03.07.08.922号煤5.05.01.64035.03.51.54.43粗粒砂岩2.02.01.61613.30.81.91.84中粒砂岩13.013.01.610486.75.212.111.55粉砂岩9.59.51.67666.52.96.78.46泥岩7.07.01.65649.03.53.56.27砂质泥岩9.59.51.67665.13.37.6 8.48中粒砂岩3.03.01.62420.01.22.82.79粉砂岩10.010.01.68070.03.07.08.910泥岩7.57.51.66052.53.83.86.711中粒砂岩15.515.51.6124103.36.214.513.812泥岩10.010.01.68070.05.05.08.913中粒砂岩3.03.01.62420.01.22.82.714粗粒砂岩3.53.51.62823.31.43.33.115细粒砂岩12.512.51.610080.06.014.011.116黄土29.029.01.6232203.014.514.525.8
房柱式采空区内共留设4个煤柱，煤柱间距为30 m，由左至右依次编号1号—4号，其中1号、3号为完整煤柱，2号煤柱留设完整煤柱高度的2/3，4号煤柱留设完整煤柱高度的1/3。1号煤柱、4号煤柱与边界煤柱间距为40 m，边界煤柱宽度为20 m。
上分层按照设计开采完毕后，下分层由左至右顺序开采，开采步距为0.02 m。当预留煤柱进入复采工作面采空区内时，将煤柱一并采出。
3.2 高低位砌体梁结构的形成
上分层开采后，由于1号、3号煤柱为完整煤柱，对顶板具有良好的支撑作用，顶板未发生显著变化；2号煤柱完整度稍差，顶板弯曲下沉，出现明显离层；4号煤柱完整度低，顶板冒落并在3号煤柱和边界煤柱之间形成砌体梁结构，如图9所示。
图9 上分层开采后覆岩破坏情况
Fig.9 Failure of overburden after upper layer mining
下分层开采时，当工作面通过1号煤柱后，2号煤柱由于高度降低了1/3，无法抑制顶板岩层的运动，岩层破断并迅速向高位发展，直至下层关键层为止，形成以左侧边界煤柱和3号煤柱为端点的砌体梁结构，如图10a所示。在此过程中，3号煤柱两侧高低位砌体梁结构已经初见雏形。随着开采步距的进一步增加，当工作面通过2号煤柱后，对上覆砌体梁结构产生扰动，砌体梁结构与被控制岩层一同发生运动，并在更高层位的关键层下部形成离层，如图10b所示。此后直至复采工作面抵达3号煤柱，高位砌体梁结构一直对上覆岩层起控制作用(图10c)。当工作面通过3号煤柱后，高位、低位砌体梁结构同时失效，如图10d所示。
图10 下分层复采过程中覆岩运动
Fig.10 Overburden movement in process of lower seam mining
4 上分层非规则煤柱对下分层复采影响的理论分析
4.1 煤柱完整度对矿压的影响
受采煤方法及工艺流程的影响，除开采边界附近以外，在煤柱回收前低位砌体梁结构已经在采空区一侧形成，如果前方顶板尚未垮落，煤柱完整度降低将会导致顶板的冒落与低位砌体梁结构的前移，并将煤柱上部的载荷向前方煤柱以及后方采空区传递，自身载荷降低。如果前方顶板已经垮落，此时将在煤柱前后两侧形成双低位砌体梁结构，如图11所示，在煤柱回收并逐渐失去对顶板控制能力的过程中，关键块体A1受到前后两侧B1、B′1块体的夹持作用，形成应力传递拱，将上覆顶板压力向周边采空区传递，自身承受的压力减小。当煤柱完整度进一步降低后，上覆承载关键层失去稳定结构，煤柱承受载荷因进一步分散至周边采空区而显著降低。所以，煤柱完整度的降低均会减小煤柱传递的载荷，并在下分层复采时影响工作面矿压，使矿压显现高低差异显著。
图11 煤柱完整度对矿压的影响示意
Fig.11 Schematic diagram of influence of coal pillar integrity on mine pressure
4.2 高、低位砌体梁对矿压的影响
根据物理模拟中3号煤柱的受力状态建立高低位砌体梁结构模型如图12所示。高、低位砌体梁位置按照关键层理论计算确定，在此不再赘述[16-18]。
1)高位砌体梁传递载荷计算。A2、B2块体衔接处B2块垂向受力为[19-20]
(1)
式中：QB2为A2、B2块体衔接处B2块体单位宽度的垂向受力，kN/m；i为高位砌体梁断裂度，i=h/L；h为块体高度，m；L为块体长度，m；θ为岩块的破断角，(°)；PB2为B2块体自身及受上覆岩层单位宽度的重力，kN/m。
A2块垂向受力为
QA2=QB2+PA2
(2)
式中：QA2为A2块体单位宽度的垂向受力，kN/m。PA2为A2块体自身及受上覆岩层的重力，kN/m。
图12 高低位砌体梁作用示意
Fig.12 Schematic diagram of high and low masonry beams
为保证上述砌体梁结构不发生转动变形失稳，需满足砌体梁结构的“S-R”稳定理论。
(S条件)
(3)
(R条件)
(4)
式中：H为高位砌体梁控制上覆岩层的总厚度，m；σc为高位控制岩层的抗压强度，MPa；γ为高位控制岩层的容重，kN/m3；φ为高位控制岩层的内摩擦角，(°)。
2)高位砌体梁下部载荷计算。高位砌体梁下部载荷主要由2部分组成，一部分为高位砌体梁及下覆岩层的重力，另一部分为低位砌体梁结构传递的载荷。高位砌体梁下覆岩层的重力由下式计算：
(5)
式中：P为高位砌体梁及下覆岩层单位宽度的重力，
为高位砌体梁及下覆岩层的平均容重，kN/m3；H′为高位砌体梁及下覆岩层的厚度，m；lm为支架最小控顶距，m；α为高位砌体梁下覆岩层的冒落角，(°)。
低位砌体梁结构传递载荷与高位砌体梁传递载荷的计算方法相同。
3)矿压显现强度计算。工作面支架受力由下式计算：
F=(QA2+P+QB1)T
(6)
式中：F为工作面支架受力，kN；QB1为A1、B1块体衔接处B1块体单位宽度的垂向受力，kN/m；T为支架中心距，m。
20100工作面上分层开采时，低位砌体梁为厚度13.27 m的中粒砂岩，周期来压步距为23.3 m。下分层复采后，高位砌体梁为厚度10.12 m的粉砂岩，周期来压步距为24.3 m。
代入工作面参数：h=10.12 m，L=24.3 m，θ=0.83°，PB2≈PA2=393.8 kN/m，σc=30 
kN/m3，H′=19.03 m，lm=4.9 m，α=75°，T=1.75 m，计算得出QB2=390.4 kN，QA2=784.2 kN，P=3 402.4 kN。同样的方法可以计算A1、B1块体衔接处B1块体的垂向受力QB1=633.8 kN，此时工作面支架受力F为8 435.6 kN，所需的支护强度为41.4 MPa，已经超过支架工作强度39.3 MPa，矿压显现强烈。当低位关键层失稳时，工作面所需的支护阻力为7 326.5 kN，支护强度为35.9 MPa，两者相差5.5 MPa。经检验，高、低位砌体梁均满足“S-R”稳定理论。其中低位关键层S条件不等式两端分别为38.7 m和57.2 m，数值最为接近。由于采空区形成时间较为久远，煤柱经历长时间的风化作用强度大幅降低，当煤柱强度降低约47.8%时，将无法满足S条件，低位砌体梁结构将发生滑动而导致失稳。
5 现场观测与工程检验
5.1 工作面矿压观测
为了掌握20100工作面开采期间矿压显现的规律，通过KJ533型压力在线监测系统采集了由距离开切眼40 m至370 m的全部数据记录。根据来压步距的差异将工作面沿走向划分为3个区段，前段、后段长度均为74 m，中段长度为92 m。前段、中段、后段周期来压步距依次为20.4、24.1、19.5 m，中段来压步距较大，前段、后段来压步距较小且较为接近。工作面一般来压强度为24.9～37.5 MPa，前、中、后各分段平均支护强度为35.2、32.2、33.1 MPa，平均为33.3 MPa；工作面最大来压强度为36.7～43.7 MPa，前、中、后各分段最大支护强度平均为40.9、37.8、38.7 MPa，平均39.0 MPa，与一般来压强度平均值相比高出了5.7 MPa。矿压显现统计见表3。
表3 20100工作面来压步距及强度统计
Table 3 Statistical of weighting step distance and strength of No.20100 working face
支架编号10163440466470768294100118124130周期来压步距/m20.520.621.019.623.022.022.626.426.324.119.820.618.918.7一般来压强度/MPa37.530.136.137.236.333.824.931.331.835.130.733.132.535.9最大来压强度/MPa43.740.239.840.039.843.632.237.037.536.737.338.537.841.2
5.2 基于钻进过程分析的煤柱完整度检验
为检验顶板煤柱的完整度，共设计了7个钻孔。钻孔均布置于相邻2个支架侧护板间的空隙中，利用锚杆钻机垂直于工作面顶板施工，钻孔直径28 mm，深度2.4 m，钻孔布置位置及钻进过程统计见表4。
表4 钻孔布置及施工结果统计
Table 4 Statistics of drilling layout and construction results
钻孔编号工作面推进位置/m支架编号支护强度/MPa钻进过程119.779/8042.5/41.7钻速平稳224.283/8436.4/35.7钻速平稳328.627/2839.0/40.7钻速平稳430.618/1925.9/28.8至0.8 m钻速平稳、而后探空530.663/6436.7/34.7钻速平稳630.678/7928.2/28.3至1.0 m钻速平稳、而后探空730.652/5331.9/33.3至1.3 m钻速平稳、而后探空
钻进过程表明，1、2、3及5号钻孔施工区域为均匀煤体，说明该区域顶板上覆完整煤柱；4、6、7号钻孔施工区域下部煤体均匀、上部较为破碎，说明该区域顶板上覆煤柱完整性较低。
在支护强度大于35 MPa的位置未发现煤柱上部破坏的情况，说明高于35 MPa以上的矿压显现是在完整煤柱的作用下发生的。而当支护强度低于35 MPa时，煤柱完整度是工作面来压的主要影响因素。据此可以断定，1、3号钻孔矿压显现较为强烈，高、低砌体梁均维持稳定状态；2、5号钻孔矿压显现较为缓和，低位砌体梁已失效，仅高位砌体梁单独作用。因此，当煤柱中心区域支护强度大于39.0 MPa时，该区域高低位砌体梁结构完整；当中心区域支护强度为35～39 MPa时，低位砌体梁结构失稳。
统计20100工作面支护强度在35.0 MPa以上的区域如图13所示，根据理论分析结果可以认定图中红色、蓝色区域均为完整煤柱，灰色区域为完整度较低的煤柱。
图13 20100工作面采空区应力分区分布
Fig.13 Stress distribution of goaf in No.20100 working face
5.3 完整煤柱与顶板状态的对应关系
对20100工作面顶板完整性进行观测，将观测结果与完整煤柱所在区域进行重叠布置，如图14所示，图中绿色区域为工作面生产过程中实际观测到的顶板完整区域，红色、蓝色区域为完整煤柱所在区域。由图14分析可知，工作面在经过完整煤柱下方时顶板多为完整的状态，煤柱较大时顶板完整的区域也较广。因此，可以将顶板完整区域的出现作为一项预警指标，当发现顶板完整区域后，及时对工作面支架进行补强，采用钻探的方法甄别超前煤柱的状态，并利用技术手段对完整煤柱提前卸压，防止由于工作面支护阻力不足造成矿井安全事故。
图14 20100工作面采空区煤柱分布与顶板完整度关系
Fig.14 Relationship between coal pillar distribution and roof integrity in goaf of No.20100 working face
6 结 论
1)房柱式采空区内非规则煤柱条件复杂，下分层复采时矿压显现不同于常规工作面，来压规律复杂、强度差异显著。
2)房柱式采空区内煤柱完整度越高，复采时矿压显现越为强烈。当为完整煤柱时，在高、低位砌体梁结构的共同作用下，矿压显现极为强烈；如果低位砌体梁结构失稳，矿压显现则明显降低。
3)当矿压显现强度超过35 MPa时，是由上覆完整煤柱影响所致；当矿压显现强度低于35 MPa时，煤柱的完整度是矿压显现的主要影响因素。
4)顶板完整区域的出现可作为一项强矿压显现的预警指标，据此可采取针对性技术措施控制矿压显现强度。
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