0 引言
随着浅部煤炭资源的日益枯竭，矿井开采深度和强度持续增加
[1-3]，矿井开采面临的全新瓶颈逐步显现。地应力水平增大
[4]、应力集中程度升高
[5]和高强开采扰动影响
[6]等问题，导致工作面推进过程中频繁发生大面积冒顶、围岩大变形和底臌等工程灾害。其中厚硬覆岩条件下工作面强矿压显现和临空巷道大变形问题尤为突出，对煤炭资源的安全高效开发造成了极大影响
[7-8]。因此，亟待开展深埋煤层相邻工作面高强度开采条件下覆岩破断失稳及矿压显现特征研究。
学者对厚硬覆岩条件下的工作面覆岩破断特征及矿压显现规律进行了大量研究。徐刚
[9]等分析了不同工作面顶板条件下的覆岩活动规律及矿压显现特征，发现厚硬覆岩下工作面具有来压强度大、来压步距大、伴随动载冲击风险等特征。张宏伟等
[10]通过理论推导、数值模拟与现场观测方法，分析大采高工作面开采过程中煤层上覆顶板的破断形式和应力分布特征，揭示了超前支承压力区对煤壁的作用机制。于斌等
[11-12]通过建立坚硬厚顶板破断及力学理论模型，确定坚硬厚顶板破断失稳条件及承载特性，揭示坚硬厚顶板在煤壁前方的破断失稳特征，发现顶板突发性临界失稳是强矿压显现的主要原因。高明仕等
[13]基于冲击动力学理论框架，构建厚硬顶板覆岩破断冲击能量计算模型，通过量化分析覆岩破断过程中的能量转化与传递规律，系统地揭示了厚硬顶板覆岩高位破断行为对矿井不同空间区域的灾害效应差异性特征。高晓进等
[14]通过理论分析与现场实测相结合的方法，研究了“三巷布置”工作面回采期间临空巷道的强烈矿压显现规律，明确了厚硬顶板的侧向破断特征，并进一步揭示了临空巷道强矿压显现的内在力学机制。朱志洁等
[15]聚焦多层坚硬顶板协同作用，分析了同忻煤矿巷道围岩的应力分布特征与变形演化规律，发现特厚煤层大采出空间与多层坚硬顶板的耦合作用是综放工作面强烈矿压显现的核心诱因。赵善坤等
[16]采用“点-面-区”综合方法对深部厚硬覆岩采动巷道应力分布进行探测，揭示了典型厚硬覆岩条件下巷道强矿压显现特征及主控因素，明确了区段煤柱侧向覆岩结构破断和采动应力叠加的致灾机制。WANG等
[17]基于弹性力学理论建立厚硬覆岩不同破坏模式的顶板力学模型，揭示采空区侧向巷道的变形机制。张永将等
[18]采用数值模拟方法研究了坚硬顶板下临空巷道支承压力分布情况，探究了不同切顶参数条件下围岩结构传递载荷机理。FU等
[19]研究了厚硬顶板与强采掘扰动的耦合效应，提出一种新型预裂爆破增透卸压方法，实现巷道变形控制。高瑞等
[20]基于煤柱集中应力诱致下硬厚岩层破断失稳机制研究，揭示了工作面强矿压显现的主控因素，并提出水力压裂实现强矿压控制的技术路径。
目前，针对深埋与高强度开采复合条件下的工作面覆岩破断特征和能量演化规律研究尚显不足。尤其是以黄陵一号煤矿为代表的西部矿区特定赋存地质条件下，厚硬砂岩顶板引发的工作面强矿压显现机制仍需进一步研究。为此，以黄陵一号煤矿1014工作面为工程背景，采用现场探测和物理实验方法，分析工作面回采过程中覆岩垮落特征、能量释放规律及其强矿压显现机制，针对性提出深埋条件下厚硬顶板预裂钻孔切顶卸压调控方案，并通过现场监测进行调控效果评价。
1 工程背景
黄陵一号煤矿位于陕西省延安市黄陵县店头镇西北部，距店头镇1.5 km。矿区地处陕北黄土高原南部，属黄土高原中等切割区，侵蚀构造地形。地势西高东低，具有典型的黄土高原地貌特征。东北部以黄土塬地形为主，沟谷纵横，塬面支离破碎；西南部山峦起伏，沟壑纵横，地形复杂。
十盘区位于井田北部，由南至北单翼顺序开采，2
#煤层为区内唯一可采煤层。1014工作面位于十盘区北翼，南临1011工作面，北邻1015工作面，西临北二大巷组，东接北一大巷组。工作面宽度为350 m，走向长度为4 744 m，留设30 m区段煤柱。1014工作面开采布局见
图1。
工作面标高833～889 m，埋深423～548 m。煤层平均厚度为2.1 m，结构稳定，走向平缓，倾角为1°～5°。根据黄陵一号煤矿地质勘探资料和钻孔窥视得到的岩层分布，绘制黄陵一号煤矿的煤岩综合柱状图，见
图2。
1014工作面采用走向长壁综合机械化一次采全高采煤方法，采用全部垮落法管理顶板。平均日推进度为11.8 m，属高强度开采。为保证矿井开采效率，满足快速推进需求，采用双巷布置与掘进。在工作面开采过程中，将1015进风巷作为1014的辅运巷，与1014回风巷共同服务1014工作面，巷间保护煤柱宽度为30 m。工作面切眼至停采线的方向距离为3 000 m，埋深超过450 m。受深埋条件和覆岩组合特征影响，工作面厚硬顶板垮落不及时，形成大面积悬顶，导致1015进风巷围岩应力急剧增高，强矿压显现现象频繁发生。尤其在工作面后方，巷道大变形情况突出，已严重制约工作面安全高效生产。
为探明巷道围岩变形破坏特征，采用CXK12(A)型3D钻孔窥视仪对1015进风巷煤柱内部裂隙发育情况进行观测。共布置6个钻孔测点，各测点间隔20 m，窥视钻孔均布置在1014工作面后方，待采动影响充分稳定后再开展观测。各钻孔测点的布置示意及窥视结果见
图3。
由
图3可知，各测点孔壁内部节理裂隙发育明显，出现多处纵向裂隙、横向裂隙及组合裂隙。大量裂隙扩展交互形成裂隙网络，严重破坏了煤柱内部结构的完整性和稳定性，钻孔周围煤体呈现明显的层状剥落和破碎特征。这表明，在持续的复杂应力条件下，1015进风巷道煤柱侧破坏严重，煤体结构高度破碎，发生了不可逆的塑性变形与断裂破坏，内部未形成完整的弹性核区，呈现出明显的压疏性特征。
根据现场勘察及探测结果，1015进风巷道在1014工作面回采期间呈现较大变形，见
图4。巷道顶板显著下沉，呈现明显的弯曲甚至断裂，煤柱侧向外挤压凸出，形成严重的“帮鼓”现象，导致有效断面急剧收缩。用于加固的W钢带在高应力下发生严重扭曲、弯折，部分锚杆由于围岩位移过大而被拉伸拔出，巷道支护功能大幅下降。巷道的变形失稳严重影响正常的行人及现场作业，使得回采成本持续增加，制约临近工作面的布置，造成采掘接替紧张的局面。
2 深埋厚硬覆岩强采动模拟实验
2.1 模型设计与搭建
物理模拟实验采用外形尺寸为3.0 m×0.2 m× 2.0 m（长×宽×高）的模型架，模型铺装尺寸为3.0 m×0.2 m×1.2 m（长×宽×高）。实验遵循相似准则，几何相似比确定为1∶100，基于相似准则计算得出本次物理模拟时间相似比为1∶14，泊松比、内摩擦角相似比为1∶1，强度、弹性模量、黏聚力相似比为1∶300。模型采用石膏、大白粉、河砂和煤灰进行铺装，物理模拟材料配比见
表1。
铺装前将应力传感器铺设在模型最底部，并将固体料和水按配比混合均匀后装入模型，铺装后用重物将材料夯实到所需密度，各层间铺设云母粉以模拟岩层层理和节理裂隙等弱面。模型铺装高度为120 cm，对应原型岩层高度为120 m，其余上覆岩层自重采用配重的方式模拟载荷。
2.2 开采方案
在煤层左右两侧各留设24 cm边界煤柱，从左侧煤柱处开切眼，再从左至右依次回采工作面，持续推进至距离模型右侧边界24 cm处。工作面回采过程中对模型进行多元信息指标实时监测，分析工作面开采全周期覆岩垮落运移特征，揭示采动过程中工作面支架阻力及能量演化规律。为保证物理实验结果的可靠性，模型开挖速度与现场实际推进速度一致。1014工作面实际生产过程中日推进度为12 m，按照相似比换算后确定模型每刀回采12 cm。整个回采过程中共回采21次，总计回采252 cm，模拟井下工作面回采距离252 m。为便于表述实验结果，下文均以原型尺寸描述。
2.3 多元信息监测
实验系统由物理模型、应力监测系统和微震监测系统和数字散斑系统组成。铺装完成的模型及多元监测系统见
图5。选用物理实验专用的压力传感器和数据采集仪进行应力监测，通过覆层作用于传感器上的载荷表征工作面回采过程中的来压变化，分析覆层垮落时工作面的来压规律和顶板应力分布情况，获取工作面回采过程中的矿压显现规律。采用数字图像相关（DIC）技术对模型回采过程中覆岩运移进行全周期监测，分析模型的表面位移场、顶部下沉量，以及强采动影响下的工作面覆岩变形规律。
能量监测采用SOS微震监测仪，在模型内共布置6个微震传感器，各顶端传感器距模型边界均为15 cm，中部传感器距离模型上下边界分别为15 cm。通过实时监测模型回采过程中覆岩破断产生的微震事件，获取采动过程中覆岩破断释放能量特征，基于微震事件的空间-强度特征确定采动过程中覆岩破断的时空位置及释放能量的大小，分析覆岩结构畸变特征和能量演化规律，明确强矿压显现的力学源头。
3 实验结果及分析
3.1 覆岩垮落特征
模型开采过程中覆岩出现典型的砌体梁结构，较好地再现了覆岩结构的弯曲-断裂-压实过程。工作面开采至24 m时，煤层上方顶板发生初次垮落。随着工作面的持续推进，顶板发生周期性垮落，煤层上覆岩层破断范围逐渐增大，岩层内部次生裂纹的扩展速度加快，岩层采动裂隙的层位高度明显增加。工作面上方处于裂隙带范围内的岩层，在采动诱发的应力场演化过程中发生分层断裂，形成排列有序的离散岩块，并在水平应力的挤压作用下构成具有承载能力的砌体梁结构。此外，由于工作面上覆岩层较为坚硬，顶板未能与垮落矸石形成有效接触。直接顶垮落后在煤层上方形成大面积悬顶，且覆岩载荷随着工作面开采持续增加，导致岩层间的悬顶结构受压弯曲。当达到极限跨距后，煤层上覆坚硬岩层将发生失稳破断，垮落至采空区。在垮落过程中坚硬岩层内部积蓄的大量弹性能及自重势能将迅速释放，最终导致工作面发生强矿压显现事件。
3.2 覆岩变形规律
工作面不同推进距离下的覆岩垂直位移变化规律见
图7。工作面回采前模型表面特征点坐标无位移变化。当回采至121 m时，工作面直接顶已经完全垮落，形成明显的垮落区，工作面上方岩层向采空区发生较大位移，最大位移量可达13.26 cm。模型整体呈由多个断裂体构成的正梯形破坏形态，断裂体内部存在明显的采动裂隙，并逐渐向上方延伸发展形成裂隙区。裂隙区上方岩层发生小幅度下沉，形成小范围离层区，位移在2.00 cm左右。当工作面推进至252 m时回采结束，此时工作面上方覆岩产生大幅度下沉，模型表面最大位移量达到28.28 cm。模型表面位移区逐渐向右上方延伸并超出模型顶部。工作面上方岩层形成明显的“三带”特征：跨落区（黄色梯形区域）、裂隙区（红色梯形区域），以及离层区（蓝色梯形区域）。覆岩变形区域整体呈现正梯形运移形态，岩层垮落区域受覆岩下沉挤压变形趋于稳定，模型顶部离层区不断扩大。此外，由于DIC精度及测量误差，
图7（b）和（c）中模型左下方未开采区域绿色位移云图实际并没有发生明显位移。
3.3 支架阻力变化
支架工作阻力随工作面推进距离的变化曲线见
图8。当工作面推进至24 m时发生初次来压，此时支架工作阻力约为29.3 MPa。随着工作面的持续推进，煤层上方覆岩发生周期性垮落，支架工作阻力呈周期性变化。在工作面推进初期，支架工作阻力在一定范围内波动，但未发生剧烈来压。但随着工作面推进距离的增大，煤层上方厚硬覆岩大面积悬顶，导致周期来压步距增大，厚硬覆岩内部应力集中，支架工作阻力明显增大。当工作面推进至约210 m时，支架阻力达到最大值，约为34 MPa。通过分析支架工作阻力变化可知，工作面的持续高强度开采，以及煤层上方厚硬顶板的长期大面积悬顶，是导致临空巷道的围岩大变形的主要诱因。
3.4 能量演化特征
随着工作面的持续推进，岩层内部会产生大量微缺陷，当其不断扩展发育到一定规模后导致岩体断裂，此时会伴随微震事件产生。通过微震监测系统对工作面开采过程进行监测，得到工作面不同推进距离下覆岩微震能量空间分布特征（见
图9）。
由
图9（a）可知，当模型推进至24 m时，工作面发生初次来压，直接顶破断产生大量微震信号，微震事件集中分布在上方砂岩层中，主要以0～50 J和50～100 J的小能量事件为主，仅有少数150～200 J的大能量事件分布在直接顶断裂位置附近。这表明直接顶破断会释放大量能量，导致覆岩内部产生大能量微震事件。由
图9（b）可知，当模型推进至121 m时，工作面覆岩发生周期性垮落，覆岩内部的微震事件更加密集。工作面上方60 m范围内均产生大量微震事件，其中150～200 J的大能量事件主要分布于工作面上方20 m范围内。工作面上方10～40 m范围内，主要以50～100 J和 100～150 J的能量事件为主。0～50 J的小能量微震事件则随机分布在工作面上方60 m范围内。这是由于工作面上方厚硬顶板内部应力较为集中，岩层达到垮落极限后突然断裂引发大量能量释放。由
图9（c）中工作面回采结束后的微震事件空间分布特征可知，随着工作面推进距离的增加，覆岩垮落高度逐渐向上扩展，微震事件发生频次逐渐增大，其空间展布特征呈现正梯形分布。大能量事件占比随推进距离增加而显著升高。150～200 J的大能量事件主要集中在煤层上方的砂岩层内，表现出高能量、多集中的特征。小能量事件多发生于岩层横向离层区域，表现出低能量、分布广的特征。
分析工作面不同推进距离下的微震能量时空分布特征可知，随着推进距离的增加，微震事件的发生频次逐渐增加，其空间位置呈正梯形分布；大能量事件的主要分布在煤层上方的直接顶和基本顶位置，这归因于工作面顶板周期性跨断引发的大能量耗散。随着煤层上方厚硬覆岩悬顶跨度增加，岩层内部的弹性能逐渐积聚，导致顶板垮落时突然释放大量动载能量，产生大能量微震事件。微震能量的空间展布特征表明，煤层上方15 m范围内的厚硬砂岩层是诱致工作面强矿压显现和巷道严重变形的力学源头。
4 临空巷道强矿压调控措施及应用
4.1 卸压调控方案
通过现场探查和物理模拟实验结果掌握了1014工作面高强度开采覆岩垮落特征、覆岩应力集中区与能量演化规律，确定了导致工作面强矿压显现及两侧回采巷道严重变形的力学源头，为针对性卸压调控措施提供了重点治理依据。针对黄陵一号煤矿高瓦斯矿井属性及井下复杂作业环境，提出1014工作面预裂钻孔切顶卸压调控措施。通过人造预裂钻孔弱化顶板岩体强度，改变岩层内部应力状态，阻断采空区顶板对相邻巷道围岩变形影响，达到降低灾害风险，保障矿井安全生产的目的。此外，为保证切顶范围尽可能覆盖目标岩层、充分切断工作面顶板压力传递以实现最佳卸压效果，将预裂钻孔深度确定为16 m。
1014工作面高强度开采卸压调控方案见图10。在1014回风巷实体煤侧施工预裂卸压钻孔，切断采空区顶板与巷道顶板之间的压力传导。为防止施工钻孔引发顶板控制问题，在钻孔作业地点前方40 m范围内进行超前支护。支护采用两阶段联合支护，前20 m采用支架支护，后20 m采用单体支护。超前支护完成后，采用ZDY4700LPS型煤矿用履带式双臂全液压坑道钻机施工密集钻孔，钻孔距离实体煤侧0.5 m，孔深16 m，孔径为75 mm，两孔之间的中心距离为200 mm，法线偏转角为10°。结合黄陵一号煤矿开采条件与物理模拟实验结果，形成1014工作面顶板预裂钻孔切顶卸压调控方案，并通过现场监测对其卸压效果进行检验。
4.2 现场调控效果
为掌握1015进风巷道围岩变形演化规律，分别在距工作面300 m处和400 m处布置测点，测点1位于切顶卸压试验段内，测点2位于未采取卸压措施段。监测项目主要包括巷道顶板下沉量、煤柱侧围岩收敛量以及底板变形量。对1015进风巷围岩变形实施全过程动态监测，通过对1015进风巷围岩变形监测结果统计，对卸压前后巷道围岩变形情况进行对比分析，评价预裂钻孔切顶卸压调控效果。
1015进风巷道围岩变形量见
图11。由
图11（a）可知，巷道顶板下沉量随推进距离增加呈先增大后基本稳定的变化趋势。测点1处的顶板最大下沉量为241 mm，测点2处的顶板最大下沉量为 293 mm，且两测点在距工作面200 m后的位移均发生小幅度增加，表明此时巷道顶板的变形已经趋于稳定。由
图11（b）可以看出，两测点处的巷道侧帮的位移变化量均明显大于顶板下沉量，测点1处的巷道侧帮最大收敛量为308 mm，测点2的巷道侧帮最大收敛量为412 mm。由
图11（c）可知，测点1的底板最大变形量为331 mm，测点2处底板最大变形量为410 mm。采取卸压措施后，巷道底板变形量波动幅度变缓。综合分析两测点的巷道围岩变形情况可知，采取预裂钻孔切顶卸压调控后，围岩变形量明显降低，相较于测点2，测点1处的顶板下沉量、侧帮收敛量以及底板变形量分别降低了17.8%、25.4%和23.87%。表明预裂钻孔切顶方案能够显著降低围岩变形量，卸压调控效果较好。
卸压后巷道见
图12。未采取卸压措施时，1015进风巷的帮部存在显著的鼓起现象，巷道整体变形情况相对突出，严重影响井下正常生产作业和材料运输。在1015进风巷实施预裂钻孔切顶并进行扩帮与支护补强后，巷道两帮的平整度显著提升，巷道整体未再出现明显变形。这表明预裂钻孔切顶卸压调控方案能够有效保障井下行人与材料运输环境，实现1014工作面的安全高效开采。
5 结论
（1）覆岩垮落过程表现出弯曲-断裂-压实的演化特征，在强采动条件影响下，离散岩块长度逐渐增大，并在水平应力挤压作用下形成具有高稳定性的砌体梁承载结构，为工作面悬顶创造了有利条件。
（2）高强度开采和大面积悬顶是工作面强矿压显现的主要诱因，具体表现为随着推进距离增加，周期来压步距和支架阻力逐渐增大，强采动应力和侧向悬臂静载压力共同作用于巷道两侧煤体内部，进而导致围岩产生大范围塑性变形。
（3）微震事件的空间形态呈正梯形分布，随着工作面的不断推进，大能量微震事件发生频次明显增多，且多处于工作面上方厚硬砂岩层内的应力增高区。这表明厚硬砂岩顶板的大规模破断是引发工作面强矿压显现的力学源头，为预裂钻孔切顶高度提供了实践参考。
（4）针对深埋厚硬顶板条件提出预裂钻孔切顶卸压方案，并在1014工作面进行井下工业性试验。现场监测结果显示，实施卸压方案后，顶板下沉量降低17.8%，侧帮移近量减小25.4%，底鼓量减少23.87%。这表明预裂钻孔切顶措施能有效减短采空区侧向悬顶长度，削弱顶板内部应力传递，显著消除巷道变形。
国家自然科学基金重大项目(52394191)
京公网安备11010202008535号
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