随着我国煤矿开采设备、技术水平的不断提高及安全监管体系的日益完善，煤矿安全事故得到了有效控制，安全事故次数及伤亡人数逐年下降[1]，但在煤矿众多灾害中，矿压显现异常，仍然是制约煤矿安全生产发展的重要因素之一[2-4]。当前，有关专家对回采工作面坚硬顶板活动规律以及多关键层厚硬顶板覆岩破断规律进行了一些分析研究：刘晓刚[5]等通过理论分析、数值计算等手段对多层厚硬顶板条件下顶板破断运动进行分析研究，分析了不同位置的关键层对工作面来压的影响；梁沙平[6]、郑凯歌[7]和王同旭[8]等研究了坚硬顶板破断对煤层扰动影响与矿压显现的力学机制，提出了超前区域防治技术；夏方迁[9]等采用关键层分析、数值模拟等方法对高应力煤柱条件下的关键层破断诱冲机理进行了研究，提出了有效的防治技术。

综上所述，有关专家学者所取得的成果对多关键层以及坚硬顶板矿压显现的研究奠定了一定的基础，但面对不同的矿井实际，对多层关键层的层位、层间距、厚度变化以及岩性的变化对矿压的影响进行研究，缺乏针对性的矿压防治技术参数。本文以俄霍布拉克煤矿的多层厚砂岩层顶板的综采工作面为研究对象，分析煤层覆岩赋存特征，研究覆岩赋存特征下的煤层应力分布特征，分析不同阶段及层位关键层破断能量聚散特征，揭示回采工作面矿压显现机制，制定合理的矿压治理方案，旨在为类似条件下的综采工作面矿压治理提供有益借鉴。

1、工程背景

1.1 工作面概况

俄霍布拉克煤矿11112工作面回采下1煤层，走向长壁采煤法，综采工艺，全部垮落法管理顶板，工作面面长320 m，与11110采空区的区段煤柱宽度为18 m，南部为实体煤，东距井田边界540 m，西部为11采区东翼回风上山、11110轨道延长段、下1煤运输延长段，工作面位置如图1所示。

工作面开采深度为303～474 m，工作面平均煤厚为3.53 m，煤层倾角平均5°，工作面倾斜长度320 m，走向长度为3 252 m。煤层伪顶为泥岩，平均厚度为0.6 m，基本顶岩性为中粗粒砂岩，平均厚度为21.94 m，并且煤层上方赋存多层厚层砂岩层，工作面内602钻孔柱状图如图2所示。

图1 11112回采工作面布置

图2 钻孔柱状图

1.2 矿压显现异常情况

工作面回采1 555 m后，工作面应力集中程度升高，临空巷道工作面超前区域底鼓、片帮等现象。而且回采期间矿震频繁，多次发生能量大于1×104J大能量矿震事件，受矿震扰动影响，工作面出现安全阀开启、工作面煤壁片帮等矿压显现现象。

2、工作面覆岩特征及应力分析

2.1 工作面走向覆岩赋存特征分析

工作面走向长3 252 m，走向跨度较大，煤层覆岩赋存有所变化。工作面回采期间关键层的层位、厚度及岩性等变化对矿压显现影响较大。根据关键层判识，下1煤层覆岩存在三层关键层，以沿工作面走向方向附近的309钻孔、402钻孔、602钻孔、701钻孔数据为依据，绘制沿工作面走向三层关键层地质赋存演化图，如图3所示。根据三层关键层的层厚、层间距及岩性变化，工作面走向开采范围内煤层覆岩呈现出较明显的两个阶段，第一阶段0～1 230 m，第二阶段1 230～3 252 m。

图3 工作面走向三层关键层地质赋存演化

结合关键层赋存变化图和钻孔柱状图数据，绘制不同阶段关键层厚度、层间距变化如图4所示。第一阶段煤层覆岩整体表现出厚度小、层间距大和岩层分层明显（砂岩层互层）特点。关键层一、二、三厚度分别为20.76～21.16 m、17.13～17.87 m、54.65～76.94 m，层间距分别为4.18～8.83 m（关键层一和二间距）、6.09～7.61 m（关键层二和三间距），同时关键层一存在岩性分层现象，工作面开采期间容易分层破断。第二阶段煤层覆岩整体表现出厚度大、层间距小和岩性较稳定（无互层）特点。关键层一、二、三厚度分别为20.76～22.60 m、15.69～17.87 m、76.94～174.62 m，层间距分别为8.83～10.28 m（关键层一和二间距）、0～6.09 m（关键层二和三间距），所以关键层不存在岩性分层现象，工作面开采期间容易整体破断。

图4 不同阶段关键层厚度和层间距变化

2.2 工作面覆岩结构与应力状态分析

工作面回采期间超前应力分布特征受采空区的顶板结构影响，采空区破断顶板触矸部分被压实，该部分的载荷全部作用在垮落带矸石上，而其悬顶部分分别以垮落带矸石和实体煤侧为支点，可认为采空侧悬顶的质量1/2传递到工作面的煤体[10]。

工作面煤体应力σs由工作面上覆岩层自重应力σg与采空区的上覆岩层传递过来的应力增量Δσ1组成[11]，即：

采空区上覆岩层传递到工作面煤体上的应力增量Δσ1为：

式中：β为岩层裂隙角；Hi为第i层关键层中心到煤层的距离；Δσmaxi为采空区第i层关键层在工作面产生的应力增量最大值，Δσmaxi=Qitanα/Hi。

载荷Qi可通过下式求出：

式中：qi为第i层关键块和其控制的上覆岩块的自重；Li为第i层关键块的长度；Mi和mi分别为第i层关键块和其控制的上覆岩块的厚度。

基于工作面地质资料及实际现场数据，工作面不同阶段应力分布计算所需力学参数如下：

第一阶段：H1=10.58～11.31 m,L1=17.80 m,M1=20.76～21.16 m,m1=4.18～8.83 m;H2=33.91～39.46 m,L2=28.68～30.92m,M2=17.13～17.87 m,m2=6.09～7.61 m;H3=77.41～92.45 m,L3=48.96～55.87m,M3=54.65～76.94 m,m3=44.28～45.72 m。

第二阶段：H1=11.30～11.31 m,L1=17.80m,M1=20.76～22.60 m,m1=8.83～10.28 m;H2=39.46～40.73 m,L2=30.92～31.52 m,M2=15.69～17.87 m,m2=0～6.09 m;H3=92.45～135.88 m,L3=55.87～75.89 m,M3=76.94～174.62 m,m3=92.72～98.65 m。α=65°，γ=25 kN/m3，顶板破断角选70°[12]，由此可得不同阶段工作面应力增量分布曲线如图5所示。

工作面不同阶段受不同层位关键层影响，其工作面超前支承应力增量峰值及影响范围不同，不同阶段下的应力增量曲线均存2倍峰值。峰值1主要受关键层一影响，主要位于工作面前方5～8 m，其峰值大小从第一阶段开始到第二阶段结束为1.57 MPa、1.71 MPa及1.77 MPa。峰值2主要受关键层三影响，由图可以发现，关键层三对工作面超前支承应力的范围影响较大，随着关键层三厚度及层位变化，其影响范围分别为72.5 m、86.8 m及126.7 m，同时，应力增量也随着关键层三厚度增大而升高，从第一阶段开始到第二阶段结束应力增量升高了138.10%。因此，关键层三的厚度和层位变化对煤层的超前支承压力影响较大。

图5 不同阶段关键层厚度和层间距变化

2.3 工作面覆岩破断能量聚散特征

煤层上覆存在多层关键层，部分学者从能量传递的角度研究了对矿压显现起主要作用的岩层，顶板破断释放能量及传播特点如下所示[13]:

式中：U为周期来压阶段的顶板岩层破断能量；E为顶板岩层的弹性模量，GPa;I为顶板岩层断面的惯性矩，I=H3/12，其中H为顶板岩层覆岩厚度，m;L为顶板岩层的破断长度，m;Uf为周期来压阶段的顶板岩层破断传递至煤体能量。

通过上式可以发现，岩层的厚度和完整性对顶板破断能量释放影响较大，考虑到关键层三距离煤层较远，本次计算主要对关键层一和关键层二进行计算，选取能量衰减系数为1.6。不同阶段关键层破断传递到煤体的能量变化如图6所示。由图6可以发现关键层一在两个阶段传递到煤体的能量差异性较大。在第一阶段关键层一传递给煤体的能量为1.40×104～2.11×104J，而在第二阶段传递给煤体的能量为2.11×104～2.27×104J，第二阶段传递的能量明显第一阶段的传递能量高。关键层二在第一阶段和第二阶段传递给煤体的能量差距较小。因此，关键层一破断能量释放对工作面回采影响最大。

图6 不同阶段关键层破断传递能量

3、矿压显现机制分析

工作面回采后，采空区顶板自下而上冒落直至冒落矸石能够支撑顶板，结合岩层运动理论，依据工作面煤层厚度及顶板岩石碎胀特征计算，关键层一位于冒落带内已破断形成悬臂梁，而位于更高层位的关键层二和关键层三则形成“砌体梁”铰接平衡结构，形成了大面积悬顶，顶板能量处于蓄积状态。

工作面回采1 555 m后，工作面应力集中程度升高，工作面和巷道开始频繁出现矿压显现，结合煤层顶板赋存特征分析，可以发现该工作面开采1 555 m后，与其他开采阶段煤层覆岩赋存不同，该阶段煤层覆岩呈现出厚度大、层间距小和岩性较稳定等特点。

综合分析工作面开采矿压显现时间、位置、破坏形式及顶板特征，其矿压显现原因主要是受到高位关键层厚度变厚影响，工作面超前区域存在高应力集中，尤其临空巷道位置，受到本工作面采空区顶板和邻采空区顶板叠加影响，应力集中程度更高；另外，工作面回采至该位置后，关键层一完整性较好，整体强度大，其周期破断释放能量较高，同时距离煤层近，从而传递到煤体的能量相对其他岩层高。因此，煤层覆岩赋存特征的变化，造成煤体应力集中和顶板破断高能量释放，上述两种原因结合，此时极易造成工作面回采过程中的矿压显现。

4、工程实践

4.1 煤层静载卸荷措施

降低煤层的应力集中主要通过采用在巷道上下帮实施预卸压钻孔实现。上帮钻孔参数为：采用φ127 mm钻头开孔，终孔孔径φ127 mm，间距2 m，钻孔深度12 m（区段煤柱18 m）；下帮钻孔参数为：采用φ127 mm钻头开孔，终孔孔径φ127 mm，间距2 m，钻孔深度20 m。

4.2 顶板爆破降载措施

为减弱厚层砂岩顶板破断及能量传递至煤体对工作面回采期间的影响，降低顶板悬顶造成的应力集中程度，采用材料道上下两帮爆破断顶的措施。爆破断顶钻孔参数为：材料道上下两帮均为高低位钻孔施工，孔径为φ89 mm，间距为15 m。其中上帮高低位钻孔与材料道走向方向呈42°施工，高低位钻孔倾角分别为70°、55°，孔长分别为47.5 m、29.0 m，装药长度分别为13.0 m、10.5 m；其中下帮高低位钻孔与材料道走向方向垂直施工，高低位钻孔倾角分别为57°、42°，孔长分别为51.0 m、30.5 m，装药长度分别为15.0 m、12.5 m。爆破采用矿用三级乳化基质炸药，装药部分每1 m装炸药3 kg，黄土封堵。同时每周需要对内侧与煤柱侧各进行爆破一组，共两组爆破孔。为爆破断顶实现效果良好并减少重复施工，其中面内侧与煤柱侧的爆破应相互间隔实施。顶板预裂爆破设计参数如图7所示。

图7 顶板预裂爆破参数设计

4.3 爆破断顶效果检验

为检验爆破断顶措施实施效果，选取爆破断顶措施前后微震活动及支架工作阻力两种不同类型的分析判定方法。

(1）微震活动分析

为验证爆破断顶效果，特选择爆破断顶前后进行对比分析，为减少干扰因素，选择的两段回采时间基本上为一个月左右，统计数据如表1所示。爆破断顶卸压后，微震活动大能量事件明显减少，微震活动以小（10 J～103J）、中等能量（103J～104J）为主。能量超过104微震事件频次降低60%，能量降低36.20%。在此区间微震活动事件总能量与总频次均有提升。其中小能量矿震频次由130次增加至197次，提升了51.54%，能量总和提升了97.81%；中等能量矿震频次由43次增加至52次，提升了20.93%，能量总和提升了97.81%。爆破前后微震事件频次及能量变化说明厚层顶板经爆破后期完整性已破坏，有效降低顶板破断时所释放的能量级别，达到了预卸压的效果。同时爆破断顶措施破坏了材料道临空侧煤岩结构，导致应力集中区域向工作面内转移，降低了巷道的破坏范围及程度。

表1 爆破断顶前后微震事件增减统计

(2）支架工作阻力分析

工作面共计安设支架压力分站185台，靠近工作面材料道最近的压力分站编号为185#，以此类推，绘制工作面爆破断顶前后支架工作阻力云图，如图8所示。通过对爆破断顶前后各个支架压力分站平均工作阻力统计分析可以发现，爆破断顶措施开展后，工作面材料道附近支架阻力明显降低，说明工作面回采期间，工作面顶板悬顶已被破坏，工作面来压时平均工作阻力增幅相对平缓，有效降低了来压强度。

图8 爆破断顶前后支架工作阻力云图

5、结论

1）基于工作面走向钻孔获得煤层覆岩三层关键层地质赋存演化图，依据三层关键层的层厚、层间距及岩性变化特点，将工作面走向开采范围内煤层覆岩划分特点明显的两个阶段。

2）工作面超前支承应力的第一个峰值主要受关键层一影响，主要位于工作面前方5～8 m，而关键层三的厚度和层位变化对煤层的超前支承压力范围及总体应力集中程度影响较大。

3）岩层的厚度和完整性对顶板破断能量释放影响较大，关键层一在两个阶段传递到煤体的能量差异性较大。在第二阶段关键层一受厚度及岩性影响，其破断释放能量对工作面回采影响最大。

4）工作面矿压显现主要受到关键层三的静载应力和关键层一破断能量释放的综合影响。依据矿压显现机制，制定了煤层钻孔静载卸压和顶板爆破降载的综合矿压治理方案，微震及支架工作阻力数据显示，矿压治理效果良好。

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文章来源:王克军,位玉红,李慧.多层厚砂岩顶板综采面矿压显现机制及防控技术[J].江西煤炭科技,2024,(04):1-6.