特厚煤层综放开采采空区侧向支承压力演化全过程实测研究

张 震，王传华，王东攀，黄志增，庞立宁

(1.天地科技股份有限公司 开采设计事业部，北京 100013；2.煤炭科学研究总院 开采研究分院，北京 100013;3.新矿集团 秦华煤矿，新疆 库尔勒 841011)

特厚煤层综放开采采空区侧向支承压力演化全过程实测研究

张 震1,2，王传华3，王东攀1,2，黄志增1,2，庞立宁1,2

(1.天地科技股份有限公司 开采设计事业部，北京 100013；2.煤炭科学研究总院 开采研究分院，北京 100013;3.新矿集团 秦华煤矿，新疆 库尔勒 841011)

为有效获取特厚煤层综放开采采空区侧向支承压力演化全过程，在相邻工作面巷道内利用煤层应力监测系统及电磁波CT探测设备，对采空区侧向支承压力动态演化和静态分布及扩展过程进行了实测分析。通过连续4个月动态监测数据分析发现：自工作面前方110m位置开始，采空区侧向15m范围内煤体支承压力随工作面推进持续发生变化，至采空区内120m趋于稳定；工作面侧向煤体垂直应力依次经历了稳定期、首次增长期、降低期、二次增长期及最终稳定期5个阶段；上覆岩层的破断和煤体塑性破坏2种因素的交叉，造成了采空区侧向不同位置应力峰值拐点时间的同步性及差异性，并以此分析了侧向支承压力动态演化机制。电磁波CT支承压力静态探测分析表明：由于上覆岩层破断的周期性及回转的不均衡性，采动影响范围内，采空区侧向支承压力沿走向方向呈现间隔局部承载的不连续性，分布形态是以某区域为承载中心向煤柱未破坏区近似弧形辐射分布，距离承载中心越远，支承压力越小。该研究结论对煤柱宽度的优化、临空巷道掘进时机的确定具有重要的参考意义。

特厚煤层；侧向支承压力；动态演化；静态分布

近年来，特厚煤层综放开采在我国矿区得到了较为广泛的应用。特厚煤层综放工作面大采出空间导致采空区上覆岩层产生剧烈移动和垮落，工作面附近和采空区边缘上覆岩层亦随之产生强烈的周期性弯曲断裂[1-5]，巷帮煤体内应力集中程度明显增加，且随上覆岩层的破断回转不断发生变化，此时，若巷道布置或掘进时机不合理，极易造成临空巷道剧烈变形，围岩稳定性难以维护。侧向支承压力演化过程及特征的研究，对分析区段煤柱合理尺寸、确定临空掘巷时机等关键技术问题具有现实意义。目前国内外针对巷帮煤体侧向支承压力演化全过程的研究多以理论分析及数值模拟为主，由于布置条件及设备的局限性，现场实测多局限于超前工作面支承压力的数据分析，而对采动后巷帮煤体内侧向支承压力动态全过程演化及静态分布的监测实例相对较少[6-10]。文献[7]采用ANSYS软件对采场支承压力分布动态演化规律和塑性区分布范围进行数值模拟，并从理论角度分析开采引起的煤岩体应力状态变化过程；文献[8]利用力学分析方法，对工作面非充分采动阶段上覆岩层破坏过程与支承压力的动态关系进行了研究；文献[9]采用煤体应力监测设备，对采空区侧向53m范围内的煤体垂直应力变化过程进行了持续监测，监测至采空区内500m范围。

全方位的实测研究能获取更接近于真实的数据及规律。为获取特厚煤层综放开采采空区侧向支承压力演化全过程，本文选取灵东煤矿特厚煤层综放开采工作面进行实测研究，在相邻工作面巷道内采用KSE-II型应力监测系统及高频电磁波CT设备，对特厚煤层综放开采侧向支承压力动态演化和静态分布及扩展全过程进行探测分析，以期为特厚煤层综放开采巷道布置、掘进时机及围岩稳定性提供借鉴和参考。

1 工程地质概况

灵东煤矿北翼三面为特厚煤层综放开采，主采Ⅱ2-1煤层，埋藏深度330～350m，煤层厚度15.05～17.5m，平均16.32m，为中硬煤层，煤层自然发火期36～90d，相对瓦斯涌出量0.172m3/t。工作面倾向长度208m，割煤高度3.7m，放煤高度12.62m。煤层直接顶为泥岩，厚度12.58m，之上为粉砂岩、泥岩，厚度分别为1.5m及19.53m。底板为细砂岩、泥岩。工作面东侧为北翼二面采空区，区段煤柱宽度25m，西侧为实体煤。工作面运输巷沿煤层底板布置，回风巷预留2m底煤掘进。综合柱状见图1。

图1 工作面综合柱状

2 采空区侧向支承压力动态演化全过程监测分析

2.1 监测布置方案

工作面回采后，已回采区域上覆岩层载荷开始向周边煤体转移，采空区侧向支承压力形成，其演化动态过程及规律对区段煤柱宽度留设、沿空掘巷时机确定等关键问题具有重要意义，而现场实测是研究其特征最为可靠的方法。为获取北翼二面整个回采过程中侧向巷帮支承压力动态演化特征，超前工作面185m处在相邻面北翼三面回风巷布置KJ21型钻孔应力监测系统，共计9 台KSE-Ⅱ型钻孔应力计，可监测北翼二面巷帮15m范围内侧向支承压力的动态变化特征，测点间距1.5m，其中测点1～测点3距北翼二面巷帮分别为6，7，8m，测点4～测点9距巷帮为10～15m，如图2所示。

图2 钻孔应力监测设备布置方案

2.2 采空区侧向支承压力动态演化特征

对巷帮自北翼二面采动影响开始至采动影响结束后整个回采过程数据进行分析，发现由于受采动及采空区侧向顶板破断、失稳及再稳定过程影响，工作面巷帮15m范围内侧向支承压力不断发生调整变化。超前工作面约112m开始显现，至工作面后方约120m趋于稳定。

支承压力演化过程沿走向分为稳定期、首次增长期、降低期、二次增长期及最终稳定期5个阶段，图3为采空区侧向测点应力变化曲线。

图3 采空区侧向测点应力变化曲线

(1)稳定期 由图3(a)可知，超前工作面120m范围外，该区域未受工作面采动影响，巷帮煤体应力处于初始稳定状态，应力曲线呈现近水平趋势。

(2)首次增长期 当测点进入超前工作面120m范围内，受工作面采动应力影响，煤体内垂直应力开始呈现缓慢增长的趋势，至工作面前方60～70m时，除测点6及测点7外，其余测点应力急剧增大，测点1应力平均增长幅度由0.029MPa/d增至0.17MPa/d，测点2应力平均增长幅度由0.023MPa/d增至0.05MPa/d，测点3应力平均增长幅度由0.014 MPa/d增至0.13MPa/d，测点4应力平均增长幅度由0.016MPa/d增至0.067MPa/d，测点5应力平均增长幅度由0.02 MPa/d增至0.13MPa/d，测点8应力平均增长幅度由0.019 MPa/d增至0.12MPa/d，测点9应力平均增长幅度由0.01MPa/d增至0.05MPa/d。当测点超前工作面13.7～21.7m时，煤柱内不同深度处测点应力均达到应力峰值，应力集中系数为1.19～1.32。

(3)降低期 工作面前方13.7～21.7m，当巷帮煤体某区域应力峰值超过其强度极限发生塑性破坏或某位置处上方顶板破断时，该区域侧向支承压力呈现急剧下降趋势。除测点6及测点7外，测点1至测点9应力降幅最大值分别达到0.44，0.30，0.26，0.45，0.69，0.28，0.27MPa/d。

(4)二次增长期 进入工作面采空区后，由于采空区侧向顶板的稳定、再失稳过程，上方高位顶板破断回转，断裂后的岩块迅速向采空区方向回转，其作用力直接作用在巷帮浅部测点处应力传感器。如图3所示，除测点6外，所有位置测点处应力均呈现不同程度的增大趋势。

(5)最终稳定期 工作面推过120m后，巷帮各测点处应力不再发生变化，说明采空区侧向上方顶板活动趋于稳定，进入最终稳定期。

2.3 采空区侧向支承压力动态演化机制

随工作面推进，煤柱内各区域应力持续增大，当增大的集中应力超过煤体的极限强度时，该区域煤体将发生塑性破坏。一般而言，区域煤体的塑性破坏表现为支承压力的急剧下降，但并非所有应力峰值拐点均代表煤体的塑性破坏。当煤体上覆岩层发生破断回转时，由于应力传递的间断，破断位置处亦发生支承压力的急剧下降。分析图3(b)可知，由于不同测点应力变化曲线时间的同步性及差异性，分析认为，测点1～测点9中的支承压力峰值拐点取决于上覆岩层的破断和煤体塑性破坏两种因素的交叉。

分析煤柱内不同时期、不同位置处围岩应力，如图4所示。

图4 距工作面不同位置集中应力分布规律

由图3及图4可知，当工作面由超前测点40m推进至超前测点20m的过程中，采空区侧煤柱内6～15m范围垂直应力集中程度持续升高，应力集中系数分别达到1.32，1.07，1.27，1.13，1.26，1.01，1.01，1.24，1.03。分析图3(b)可知，在测点9超前工作面约19.7m时，测点4～测点9范围内支承应力急剧下降，且呈现同步性，而巷帮浅部区域内测点1～测点3范围支承压力呈现直线上升的趋势，煤柱内支承压力变化的同步性及差异性表明，此时煤柱内10～15m范围上覆顶板发生破断，致使支承压力传递在顶板破断处中断，破断范围内支承压力急剧下降，同时由于断裂后的岩块迅速向采空区侧回转，其作用力直接作用在巷帮浅部区域，因此造成煤柱巷帮浅部区域呈现应力直线上升的趋势，如图5(a)所示。

随着支承压力的增大，测点1～测点3位置即煤柱6～8m区域处集中应力相继超过煤体强度破坏极限，该区域煤体发生塑性破坏，支承压力向煤体内部转移(如图5(b)所示)，此时，测点4～测点9处即煤柱内10～14m范围应力呈增高趋势。当工作面推过测点1至采空区后方19m时，煤柱内15m范围内测点均呈现不同程度的增大趋势。表明采空区侧向顶板经历稳定、再失稳过程，上方高位顶板在煤柱15m以外破断、回转(如图5(c)所示)，其作用力直接作用在测点1～9位置的应力传感器上(此时测点1～测点3处煤体已发生塑性破坏)，致使巷帮15m范围内应力持续增大，应力峰值向煤柱更深部转移。

图5 特厚煤层综放开采上覆岩层破断演化过程

由图4可知，当各测点进入采空区后方35m时，应力峰值转移至煤柱内14m位置，随后，侧向顶板继续回转直至采动稳定，结合图3可知，煤体内各位置应力传感器监测应力继续增大，煤柱内12～14m位置处应力集中程度超过首次应力峰值并逐渐趋于稳定，15m位置处测点应力变化幅度较小，表明其应力峰值位置仍处于煤柱内15m以内。

3 侧向支承压力静态分布及扩展过程探测分析

3.1 探测原理

电磁波CT探测是基于电磁波的几何射线理论而形成的探测方法。由电磁波理论推导可知，电磁波在介质传播过程中，其场强变化为[11]：

由上式可知，电磁波在介质中传播时，由于介质的差异，介质对电磁波的吸收迥然不同。电磁波CT探测支承压力静态扩展的实质是根据实际观测数据来反演煤层内部介质对电磁波吸收能力，利用两钻孔间扫描性的观测和数学处理来构建介质吸收系数的二维图像，继而通过对电磁波吸收能力的差异标定煤层工作面内部的破坏程度及应力显现的差异[12]。

研究表明，同一介质在不同状态下对电磁波的吸收存在较大差异。其中，未受采动的煤体对电磁波的吸收较小；受采动影响后的裂隙发育、破碎煤体，其对电磁波的吸收较大[13]。实测及试验研究结果表明，煤体加载作用下，载荷区电磁波衰减随煤体电阻率的减小而增大，且衰减幅度明显大于裂隙较发育的卸载区。

3.2 监测方案

为直观反映采空区侧煤体的支承压力的分布及扩展过程，采用中国地质科学院所生产的JW-6地下高频电磁波CT系统，在相邻面北翼三面回风巷分别对采空区侧煤柱未受采动影响、首次采动影响及二次采动影响等不同阶段下煤体应力状态进行探测，监测方案布置见图6。

图6 高频电磁波CT探测钻孔布置

本次电磁波CT勘探，选用定发观测。即发射装置保持位置不变，按照固定步长(0.5m)移动接收装置，来进行数据采集[11]。

3.3 采空区侧向支承压力静态分布及扩展过程

图7 显示了采空区侧向支承压力分布状态及静态扩展过程，电磁波衰减异常区为支承压力影响区域，对比未受采动影响区，采动影响区域呈现电磁波衰减异常，吸收衰减系数βs远高于未受采动影响区。未受采动影响区域A：由于未受采动影响，此时电磁波吸收衰减为煤体原始状态，吸收衰减系数βs在3.5dB/m以下；首次采动影响区域B：区段煤柱内呈现高吸收异常区，位置处于采空区侧向9～15m区域，沿煤柱走向扩展范围6m，形状以采空区侧向9m区域为中心近似弧形辐射扩展，高吸收异常区内电磁波衰减系数βs变化范围为10～16.5dB/m；二次采动影响区域C：二次采动影响下，区段煤柱内高吸收异常区沿倾向向实体煤侧偏移，偏移位移2m，位置处于采空区侧向11～17m区域，沿煤柱走向扩展范围不变，形状以采空区侧向12.5m区域为中心近似弧形辐射扩展，异常区内电磁波衰减系数βs变化范围为10～13.5dB/m。

图7 高频电磁波CT探测成果解释

综合分析不同回采阶段采空区侧向煤柱内支承压力静态分布及扩展过程，可以得到以下认识：

(1)采动影响后，采空区侧向煤柱内电磁波高吸收异常开始显现，表明煤柱内开始出现应力集中现象。

(2)高吸收异常区范围的有限性表明，由于上覆岩层破断的周期性及回转的不均衡性，采动影响范围内，采空区侧向支承压力沿走向方向呈现局部承载的不连续性，分布形态是以某区域为承载中心向煤柱未破坏区近似弧形辐射分布，距离承载中心越远，支承压力越小。

(3)随采动影响程度的增大，高吸收异常区向实体煤侧偏移，表明随采动程度增加，塑性破坏范围逐渐扩展，侧向支承应力不断向实体煤侧转移。

(4)侧向支承压力局部承载的不连续性分布特征有效地解释了侧向支承压力动态监测过程中测点6、测点7灵敏度较低的现象，同时较好地诠释了现场实际回采过程中，沿走向方向巷道围岩存在的局部变形现象。

4 结 论

(1)实测获取了采空区侧向支承压力动态演化和静态分布及扩展全过程。自工作面前方110m位置开始，采空区侧向15m范围内煤体支承压力随工作面推进持续发生变化，至采空区内120m趋于稳定。

(2)采空区侧向煤体垂直应力依次经历了稳定期、首次增长期、降低期、二次增长期及最终稳定期5个阶段。

(3)上覆岩层的破断和煤体塑性破坏两种因素的交叉，造成了采空区侧向不同位置应力峰值拐点时间的同步性及差异性，并以此分析了侧向支承压力动态演化机制。

(4)由于上覆岩层破断的周期性及回转的不均衡性，采动影响范围内，采空区侧向支承压力沿走向方向呈现局部承载的不连续性，分布形态是以某区域为承载中心向煤柱未破坏区近似弧形辐射分布，距离承载中心越远，支承压力越小。

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[责任编辑：王兴库]

All Process Practical Test of Goaf Lateral Abutment Pressure with Fully Mechanized Top Coal Mining in Extral Thick Coal Seam

ZHANG Zhen1,2,WANG Chuan-hua3，WANG Dong-pan1，2,HUANG Zhi-zeng1.2,PANG Li-ning1.2

(1.Coal Mining & Designing Department，Tiandi Science & Technology Co.，Ltd.，Beijing 100013，China；2.Mining Institute，China Coal Research Institute，Beijing 100013，China；3.Qinhua Coal Mine，Xinkuang Corporation，Kuerle 841011，China)

In order to obtain goaf lateral abutment pressure dynamic evolution process of fully mechanized top coal mining in extra thick coal seam，and then coal seam strain monitoring system and electromagnet wave CT detection equipment were applied at next working face roadway，then goaf lateral abutment pressure dynamic evolution，static distribution and development process was analyzed in practical，after dynamic data analysis in four months，form position 110m ahead working face，goaf lateral coal body abutment pressure range 15m scope changed continued with working face advanced，then stable within 120m of working face，working face lateral coal vertical stress experienced the following 5 phases sequence，stable phase，first growth phase，decrease phase，second growth phase and the last stable phase.two different factors overlapped，which included overburden broken and coal seam plastic broken，and then goaf lateral stress peak value inflection point time in different position was synchronization and difference，so dynamic evolution principle of lateral abutment pressure was analyzed.The results of abutment pressure static exploration with electromagnet wave CT showed that as unbalance of overburden broken periodicity and rotation,within mining influence scope，goaf lateral abutment pressure appeared local loading discontinuity along strike direction，its distribution state like approximate arc distribution to unbroken area of coal pillar form loading center，abutment pressure became smaller with distance larger to loading center，the conclusions could reference for coal pillar width optimized，goaf side roadway excavation time determined and so on.

extra thick coal seam；lateral abutment pressure；dynamic evolution；static distribution

2016-10-11

10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2017.02.020

国家自然科学青年基金项目(51504135)；天地科技股份有限公司开采设计事业部青年创新基金( KJ-2014-TDKC-11)

张 震(1985-)，男，山东德州人，硕士，助理研究员，从事矿山压力与岩层控制方面的研究。

张 震，王传华，王东攀，等.特厚煤层综放开采采空区侧向支承压力演化全过程实测研究[J].煤矿开采，2017，22(2)：78-82，92.

TD325.3

A

1006-6225(2017)02-0078-05