邹 勇1，姜永东2，3，杨启军1，谢英亮2，3，王德平1，刘华君1
(1.四川川煤石洞沟煤业有限责任公司，四川省广元市，628208；2.重庆大学煤矿灾害动力学与控制国家重点实验室，重庆市沙坪坝区，400044；3.重庆大学复杂煤气层瓦斯抽采国家地方联合工程实验室，重庆市沙坪坝区，400044)
摘 要 为了研究急倾斜中厚煤层综采工作面开采过程中顶板破断特征、覆岩垮落规律及支架受力情况，以石洞沟煤矿31111工作面为工程背景，采用相似模拟实验研究了急倾斜中厚煤层矿山压力与岩层移动规律，获得急倾斜煤层开采顶板、底板、支架的应力分布规律，顶板岩层断裂与移动规律，并揭示了急倾斜煤层开采基本顶断裂的“厂”型结构；同时还进行了采动影响下采区巷道矿山压力与显现研究，获得急倾斜煤层群开采下部煤层采区巷道合理布置的区域。研究成果为该矿31111工作面综采液压支架选型、工作面岩层控制以及下部煤层采区巷道位置选择提供了重要参考依据。
关键词 急倾斜煤层；相似模拟；矿山压力；覆岩移动
我国西部矿区煤矿开采以大倾角、急倾斜煤层为主，其中，急倾斜煤层占50%[1-2]，且一半以上为优质焦煤或无烟煤，开采价值高。急倾斜煤层赋存条件复杂，开采受煤层倾角、地质构造的影响大，支架易发生下滑、倾倒等问题，采区巷道产生非对称性破坏，多煤层群开采矿山压力与显现差异性较大，严重影响煤矿安全生产[3-4]。针对以上问题，国内外专家进行了大量研究[5-7]。马亚杰等[8]通过对急倾斜煤层开采覆岩变形特征的研究，得出大变形条件下急倾斜特厚煤层开采引起的覆岩体积应变可分为连续介质条件下的内部塑性破坏-压缩区、扩容区及外部弹性压缩区；姚琦等[9]通过对急倾斜煤层走向综采覆岩破坏特性研究，得出急倾斜煤层综采面推进后，顶板位于工作面中部偏上岩层挠度值最大，顶板断裂呈现“中上部-上部-中下部-下部”的垮落顺序；肖家平等[10]通过对大倾角煤层开采覆岩破断机制的研究，得出大倾角煤层倾向岩层间的联动时序性破断是形成非对称拱形承载结构的主因。
为了进一步弄清急倾斜中厚煤层顶板破断特征和覆岩移动规律，以及多煤层群开采矿山压力与显现的差异性，笔者以四川石洞沟煤矿31111急倾斜中厚煤层智能化综采工作面为工程背景，利用相似模拟实验，研究多煤层群开采覆岩的破断、移动规律，采场周边的应力分布规律、煤层下方采区巷道的矿压显现特征，研究成果为石洞沟煤矿实现智能化综采提供理论指导，为工作面液压支架选型提供理论依据，保障了煤矿安全生产。
石洞沟煤矿井田位于四川省广元市大两会背斜南翼，井田内沿走向和倾向有一定程度的舒缓波状起伏变化，存在一些小型褶皱曲和平移断层(F1、F2、F3、F4正性平移断层)，规模很小，矿区地质构造简单，采掘平面如图1所示。31111综采工作面开采标高为+435～+500 m水平，走向长900 m，倾斜长70～90 m，工作面沿K10、K11煤层布置。K10煤层结构简单，含夹矸1～3层 ，煤层厚度稳定，总厚1.25～1.88 m(含夹矸)；K11煤层结构复杂，一般含夹矸1～2层，煤层厚度较稳定，总厚1.45～1.75 m。31111综采工作面为K11、K10合层开采，平均采高3.6 m，煤层平均倾角60°。煤层顶底板参数见表1。
图1 31111工作面采掘平面
表1 煤层顶底板参数
相似模拟设备为2.0 m×0.3 m×2.0 m的可旋转模型架，加载载荷200 t。实验以石洞沟煤矿31111综采工作面为原型，模拟煤层倾角60°，模型铺设长度2.0 m，高度1.8 m，模型选用1∶50的比例进行模拟，如图2所示。
图2 31111综采工作面相似模拟模型
相似模拟几何相似比1∶50，容重相似比1∶1.56，应力相似比1∶78；时间相似比1∶7.07，煤岩体物理力学参数见表1。K10+K11煤层合采工作面中布置23个尺寸为20 cm×6 cm×8 cm(长×宽×高)的小型支架，模拟工作面开采，模型铺设过程中在工作面支架、直接顶、基本顶和直接底岩层中布置压力盒，监测顶底板及巷道周围应力变化。模拟在工作面回采过程中，为消除边界效应的影响，在模型中工作面上端头、下端头分别留设15 m的边界煤柱。
应力监测系统采用AMSD3-16高速静态应变仪和微型土压力盒，应力监测布置如图3所示。模型共布置20个应力测点，底板布置3个监测点，测点间距20 cm，依次编号Z01～Z03；煤层支架上布置 6个应力测点，测点间距12 cm，依次编号Z04～Z09；直接顶布置6个测点，测点间距20 cm，依次编号Z10～Z15；基本顶布置5个测点，测点间距20 cm，垂直直接顶上方20 cm高度布置，依次编号Z16～Z20，开挖过程中采用数字摄影测量技术观测上覆岩层破坏过程。
图3 模型应力监测布置
实验材料选用河沙为骨料，胶结材料选用石膏、碳酸钙，分层材料选用云母粉。单层材料湿重可通过式(1)计算：
Gi=lbhiγi
(1)
式中：Gi——模型中第i层的材料总湿重量，kg；
l，b——模型的长、宽，m；
hi——模型第i层的高度，m；
γi——模型第i层的密度，kg/m3。
单层材料干重：
G=Gi(1-q)
(2)
式中：G——材料风干重量，kg；
q——水胶比，即水重占总重的比，取10%。
按照模型相似比制定模型相似材料的配比，其材料配比见表2。
表2 模型顶、低板岩层材料配比
序号名称厚度/cm密度/(kg·m-3)配比号分层干重/kg河沙/kg石膏/kg水泥/kg水/kg1中粒砂岩152.01 580773945.61827.4182.7435.46105.072泥岩1.01 5508648.697.730.580.390.973K10煤层3.61 11043722.4117.931.343.142.494泥岩1.01 5508648.697.730.580.390.975K11煤层3.41 11043721.1716.931.272.962.356泥岩1.41 55086412.1710.820.810.541.357细粉砂岩24.01 640973214.97193.4715.056.4523.898泥岩1.61 5508648.007.110.530.360.899K12煤层1.81 0503378.546.840.641.500.9510细粉砂岩10.01 64097369.5362.584.872.097.7311泥岩1.21 5508647.216.410.480.320.8012K13煤层6.01 01043722.1216.591.663.872.4613细粉砂岩56.01 640973157.66141.9011.044.7317.52
模型铺设完成后自然风干15 d，按工作面实际埋深(埋深300 m)在模型顶部用千斤顶施加荷载，根据应力相似比计算，模型施加的垂直应力为0.094 MPa，模型面积为0.6 m2，则千斤顶加载力为56.4 kN。先进行顶板、支架、底板应力监测实验，监测到压力盒数据稳定后再停止，分析煤层、岩层的应力分布特征；然后取出支架，模拟工作面推进过程中顶板的破断规律，采用数字摄影测量技术观测上覆岩层破坏过程，同时监测底板应力，分析底板K12、K13煤层巷道在高应力区、低应力区、原岩应力区的应力。
煤层、顶板、底板的应力监测点结果如图4所示。
由图4(a)可知，在模型顶部施加的垂直应力从2 MPa增长到5 MPa过程中，3个监测点的应力先增后降，都经历了一次加卸载过程，总体呈现上升趋势；在煤层倾斜方向上，最上部Z01测点应力峰值最大，中间位置的Z02测点应力峰值最小；模型施加应力3 MPa时，底板最大受力727.97 kPa，最小受力300.45 kPa。
由图4(b)可知，在施加的垂直应力增加过程中，支架上的4个监测点都经历了应力的加卸载过程，但总体呈上升规律，其中Z09监测点应力最大，模型施加应力3 MPa时，支架最大受力668.47 kPa，因支架刚度很大，支架的应力高于底板。
由图4(c)可知，直接顶应力在监测时间内，应力大致呈现升高趋势；在施加应力3 MPa时，应力变化为先增加后下降，最后稳定不变，经历了应力的加卸载过程，其中Z12监测点应力峰值最大达729.3 kPa。
由图4(d)可知，基本顶的3个监测点在各个阶段监测时间内，都经历了应力的加卸载过程，在施加应力3 MPa时，Z19监测点应力峰值最大达665.36 kPa。
因此，从应力监测结果分析可知，煤层开采后，在煤层倾斜方向及法线方向上，采动后应力分布从上往下大致呈现出依次降低的规律，说明应力在岩层中传播时，随岩层深度延深应力会逐渐减小。
拆除模型中的支架，模拟采煤过程中顶板的断裂、运移特征。模拟煤层埋深300 m，即模型施加垂直应力3 MPa，荷载保持2 h，则覆岩破断演化特征如图5所示。
图4 各岩层监测点垂直应力变化曲线
由图5(a)可知，煤层开采后，无支护状态下，在施加垂直向下的恒定荷载1 MPa后30 min中内，直接顶岩层产生微小弯曲变形，但没有垮落，整体结构保持完整。
由图5(b)可知，在施加到1.5 MPa垂直应力时，直接顶岩层失稳，全部垮落，煤层倾斜方向垮落98 cm，垮落厚度1.4 cm，并在基本顶4.2 cm处出现宽0.26 cm的裂缝。
由图5(c)可知，在施加2 MPa垂直应力后，基本顶第一次垮落，垮落高度4.2 cm，煤层倾斜方向垮落131 cm。
由图5(d)可知，在施加2.5 MPa垂直应力后，在第一次垮落上方4.5 cm左右处出现2条裂缝，最宽处为0.34 cm，表明采动后上覆岩层受采动的影响还将继续向上扩展，上覆岩层也将发生更为剧烈的、更大范围的垮落。
由图5(e)可知，在施加3 MPa垂直应力后，基本顶发生了第二次垮落，上覆岩层产生了更大范围的断裂，总垮落高度8.7 cm左右，煤层倾斜方向垮落116 cm。表明在无支护状态下，工作面上方坚硬岩层将周期性垮落，工作面上方来压强烈，顶板岩层破坏范围会持续扩大。
在稳定施加3 MPa荷载并持续2 h后，岩层破坏没有明显变化。由图5(e)可知，在煤层开采后，覆岩破坏主要在采空区偏中上部位，直接顶全部垮落，采空区上方形成梁结构，垮落的岩层会对顶板起到一定支撑作用，整个采场覆岩破坏特征形成类似“厂”型结构。
煤层群开采中，上部煤层开采后，煤岩体原始应力状态被破坏，在工作面的前方、后方产生支承压力区，同时在工作面倾向方向产生侧向支承压力区。根据31111工作面相似模拟煤层、顶底板的压力与顶板破断规律，工作面侧向支承压力分布如图6所示，图中，K、Kn、Kt为应力集中系数，γ为上覆岩层容重、H、H1、H2为埋深。由图6可知，合采煤层(K10、K11)开采后，采空区ML段垮落带自动滚动充填密实，矿压较小，LN段处于空洞状态，矿压较大，岩层移动范围大；侧向支承应力向下部岩层传播并向两边扩散，扩散角与煤层法线呈30°～40°，受煤层层间距的影响，应力传播至K13煤层后，应力峰值会减小，影响的范围增大。因此，K13煤层开采采区巷道布置需考虑上层煤采场矿山压力与岩层移动规律，K13煤层的应力分布规律如图6中II曲线所示，AB段为低应力区，BC段为原岩应力区，CD段为高应力区。则K13煤层采区巷道布置在AB段最佳，巷道矿山压力与显现不明显，巷道支护与维护容易；采区巷道布置在BC段，在岩体自重应力的影响下，巷道矿山压力与显现较明显；采区巷道布置在CD段，巷道矿山压力与显现特别明显。
图5 煤层开采覆岩破断规律
基于太沙基理论，采区巷道围岩压力计算公式如下：
垂直压力：
巷道水平压力：
式中：σv——巷道垂直压力，kPa；
e1——巷道顶板的水平压力，kPa；
e2——巷道底板的水平压力，kPa；
e——自然常数；
k——侧压力系数，取1.0～1.5；
b1——延伸至地表破裂面宽的一半，m；
γ——围岩容重，取25 kN/m3；
φ——围岩内摩擦角，取24°；
a——巷道半径，取2.1 m；
h——巷道深度，m；
H1——巷道开挖高度，取3.6 m。
K13煤层采区巷道各区域巷道围岩压力理论计算值见表3。AB区域处于采空区下方，此区域应力为煤层间距岩体的重量，hAB取50 m；BC区域为原岩应力区，此区域应力计算为上部岩层的原岩应力，hBC值取400 m；CD区域为高应力区，应力集中系数Kn=Kcos 60°，K值取8。
图6 煤层群开采采区巷道围岩压力分布规律
表3 不同区域采区巷道围岩压力
位置垂直应力σv/ kPa水平应力e1/ kPa水平应力e2/ kPaAB区域198.1183.21121.01BC区域249.31104.71142.51CD区域747.93498.63353.38
从表3中可知，AB区域的巷道围岩压力最小，因此在此区域布置K13煤层采区巷道较为合理，巷道支护与维护成本低。
(1)采用相似模拟实验，获得了急倾斜煤层开采顶板、底板、支架的应力分布规律，为31111工作面实施智能化综采液压支架选型提供了理论依据。
(2)通过相似模拟实验，获得了急倾斜煤层开采顶板断裂与移动规律，进一步揭示了急倾斜煤层开采基本顶断裂的“厂”型结构。
(3)通过力学分析，得出煤层开采采区巷道布置需考虑上层煤采场矿山压力与岩层移动规律，可以获得急倾斜煤层群开采下部煤层采区巷道合理布置的区域。
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ZOU Yong1, JIANG Yongdong2,3, YANG Qijun1, XIE Yingliang2,3, WANG Deping1, LIU Huajun1
(1. Sichuan Coal Industry Group Shidonggou Coal Industry Co., Ltd., Guangyuan, Sichuan 628208, China;2. State Key Laboratory of Coal Mine Disaster Dynamics and Control, Chongqing University, Shapingba, Chongqing 400044, China;3. State and Local Joint Engineering Laboratory for Methane Drainage in Complex Coal Gas Seam, Chongqing University, Shapingba, Chongqing 400044, China)
Abstract In order to study the roof breaking characteristics, overburden caving law and support stress during the mining process of fully mechanized mining face in steep-inclined and medium-thick coal seam, taking the 31111 working face of Shidonggou Coal Mine as the engineering background, the mine pressure and rock movement law of steep-inclined and medium-thick coal seam were studied by similar simulation, and the stress distribution law of roof, floor and supports, as well as the breaking and movement law of roof strata in steeply inclined coal seam mining are obtained, revealing the special structure of the main roof breaking in steeply inclined coal seam mining. Through studying the mine pressure behaviors in mining area roadway under the mining influence, the reasonable arrangement location of the mining area roadway in the lower seam of steeply inclined coal seam group mining is obtained. The research results provide a reference for the selection of hydraulic supports for fully mechanized mining, the control of rock stratum and the determination of the roadway location in the lower coal seam mining area in the 31111 working face.
Keywords steeply inclined coal seam; similar simulation; mine pressure; overburden movement
中图分类号 TD325
文献标志码 A
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引用格式：邹勇，姜永东，杨启军，等.急倾斜中厚煤层顶板破断特征及覆岩移动规律[J]. 中国煤炭，2023，49(4)：22-28.
ZOU Yong，JIANG Yongdong，YANG Qijun，et al. Research on the roof breaking characteristics and overburden movement law of steep-inclined and medium-thick coal seam[J].China Coal，2023，49(4)：22-28.
基金项目：重庆市自然科学基金院士专项(2022YSZX-JCX0005CSTB)