房式采空区集中煤柱诱发动载矿压机理及防治

付兴玉，李宏艳，李凤明，李少刚，张　彬，李宏杰，魏立科

(1．煤炭科学技术研究院有限公司，北京　100013;2．煤炭科学研究总院煤炭资源高效开采与洁净利用国家重点实验室，北京　100013)



房式采空区集中煤柱诱发动载矿压机理及防治

付兴玉1，2，李宏艳1，2，李凤明1，李少刚1，2，张彬1，2，李宏杰1，2，魏立科1，2

(1．煤炭科学技术研究院有限公司，北京100013;2．煤炭科学研究总院煤炭资源高效开采与洁净利用国家重点实验室，北京100013)

摘要:针对神东矿区石圪台煤矿31201工作面出上覆房式采空区集中煤柱回采动载矿压问题，利用现场实测和理论分析方法，通过分析超前支承压力作用下小煤柱保持稳定时的临界弹性核宽度、动载荷作用下工作面覆岩结构及支架载荷，对动载矿压的发生机理及防治措施进行了研究。结果表明:出集中煤柱期间，下煤层工作面覆岩的回转运动使上覆集中煤柱支撑宽度减小，若超前支承压力导致该部分集中煤柱及前方大面积小煤柱失稳，超前失稳煤柱覆岩的运动将使工作面覆岩受到动载荷作用，破坏工作面覆岩承载结构的稳定性，从而诱发动载矿压;提出了提前爆破集中煤柱的防治措施，并确定了爆破时工作面与集中煤柱间应满足的安全距离，在现场应用效果显著。

关键词:房式采空区;集中煤柱;煤柱稳定性;弹性核宽度;动载荷;动载矿压

付兴玉，李宏艳，李凤明，等．房式采空区集中煤柱诱发动载矿压机理及防治［J］．煤炭学报，2016，41(6):1375－1383．doi:10．13225/j．cnki．jccs．2015．0880

Fu Xingyu，Li Hongyan，Li Fengming，et al．Mechanism and prevention of strong strata behaviors induced by the concentration coal pillar of a room mining goaf［J］．Journal of China Coal Society，2016，41(6):1375－1383．doi:10．13225/j．cnki．jccs．2015．0880

神东矿区开采初期多采用房式开采，采空区遗留了大量集中煤柱及小煤柱。下煤层工作面出上覆房式采空区集中煤柱期间易发生动载矿压，伴随支架压死、损坏等现象，严重威胁着矿井的安全生产。以往学者研究了工作面出上覆长壁采空区集中煤柱期间动载矿压的发生机理、房式采空区下极近距离工作面大面积来压的机理，并认为房式采空区局部小煤柱超前工作面失稳也会引起工作面动载矿压的发生［1－5］，但这些研究未考虑受下煤层采动影响时上覆房式采空区煤柱的实际失稳范围，因此对引起动载矿压的动力来源没有很好的认识。此外，当房式采空区与下煤层间有关键层存在时，对动载矿压发生后关键层结构形态也没有清晰的认识，出房式采空区集中煤柱期间易发生动载矿压的原因及防治措施也有待研究。基于此，本文以神东矿区石圪台煤矿31201工作面为工程背景，通过现场实测及理论分析方法，对工作面出上覆房式采空区集中煤柱期间动载矿压机理进行研究，针对该机理提出相应的防治对策并进行现场应用，为现场的安全生产提供技术支持。

1　工程背景

1.1工作面概况

石圪台煤矿位于神华集团神东矿区，目前主采煤层3－1煤平均采厚3.9 m，倾角1°～3°，埋深109～132 m。首采面31201工作面走向长度1 865 m，倾向长度311 m，工作面共布置156个支架，支架额定工作阻力为18 000 kN。工作面上方为2－2煤房式采空区，平均层间距38 m，2－2煤平均采厚5 m，采空区已形成较长时间，采留尺寸不详，遗留的集中煤柱主要包括护巷集中煤柱、隔离集中煤柱，此外末采前采出率较低的实体煤区域也可认为是一段较宽的集中煤柱。工作面沿走向较长，覆岩情况变化较大。通过对间距680 m的补3钻孔及 K63钻孔的关键层判别［6－7］可以发现，2个钻孔对应区域覆岩呈现不同的关键层结构特征，如图1所示。在补3孔附近2－2煤与3－1煤间有2层关键层，而K63钻孔附近3－1煤覆岩仅有1层关键层，且位于3－1煤基本顶位置，距离2－2煤19.4 m。

图1　31201工作面沿推进方向不同位置覆岩关键层结构Fig.1　Key strata structures of different positions along the mining direction of working face 31201

1.2动载矿压现象

31201工作面回采过程中，出上覆房式采空区集中煤柱期间发生了多起不同程度的动载矿压灾害。以下对其中5次较强烈的动载矿压进行介绍，如图2所示，图中箭头对应红线表示动载矿压发生位置，绿线表示2－2煤集中煤柱留设情况。

第1次动载矿压发生在工作面出第1段护巷集中煤柱前22 m处，工作面大面积来压，30 min内60～110号支架立柱下沉0.4～1.3 m，其中88～103号支架全部压死。第2次发生在出第2段护巷集中煤柱后15.5 m处，工作面整体来压，20多秒内23～135号支架立柱下沉1.3 m，来压导致112个支架被压死，其中25个瞬间压力超过31 440 kN。第3次发生在出隔离集中煤柱期间，煤体片帮达0.7 m，漏矸高度约0.6 m，40～100号支架立柱下缩0.45 m。第4次也发生在出隔离集中煤柱期间，90～120号支架安全阀全部开启，其中9个支架立柱下缩 1.1～1.7 m。第5次发生时，工作面从后方低采出率的实体煤进入前方房式采空区，煤壁炸帮1 m左右，50～105号支架安全阀开启，支架阻力达到19 650 kN，75～105号支架呈喷射状泄液，立柱下缩 0.5～1.5 m。各次动载矿压发生后，地表也伴随出现明显的台阶下沉。

针对工作面回采过程中动载矿压问题，在现场采用支架阻力、地表岩移、钻孔应力计及多点位移计等监测手段对其发生机理展开研究。

图2　动载矿压发生位置Fig.2　Positions where the strong strata behaviors occurred

2　动载矿压原因初探

以上5次动载矿压发生期间井下跟班记录及支架阻力监测结果显示，在动载矿压发生前工作面已开始正常来压，来压特征见表1，该来压强度相比动载矿压较弱，且来压持续2～7刀后，工作面发生动载矿压。

表1　动载矿压前工作面矿压显现特征Table 1　Strata behavior characteristics before the strong strata behaviors occurred

据此可知，出集中煤柱期间，在工作面来压后其顶板运动改变了基本顶关键块体受力状态，并使该块体的稳定性降低，从而导致了动载矿压的发生。为进一步分析动载矿压发生时工作面基本顶关键块体的受力状态以确定动载矿压发生的原因，需研究动载矿压发生时覆岩运动规律，包括地表下沉规律、地表裂隙发育规律及顶板离层规律等。

为监测地表下沉情况，在工作面对应地表的中部沿推进方向布置3条测线，每隔10 m布置一个测点，每日利用RTK测量仪对各测线进行测量，并通过分析各测线日下沉量来推断覆岩的运动情况。由于前2次动载矿压发生时地表尚未布置测点，故选取第3，4，5次动载矿压后典型日下沉曲线进行分析，可获得测点日下沉量与工作面的相对位置关系，如图3所示。此外，图2中蓝线标出了动载矿压发生时地表裂隙发育情况。结合地表下沉及裂隙发育情况可知，动载矿压发生后地表产生大量超前于工作面的裂隙。相比在2－2煤实体煤下回采，出集中煤柱回采期间动载矿压发生后，工作面前方70 m、后方40 m范围内的覆岩均产生运动，且日下沉量介于0.5～2.0 m。这些现象说明出集中煤柱期间，该集中煤柱中工作面尚未推过的部分及超前工作面70 m范围内的小煤柱均已失去对上覆岩层的支撑作用。

图3　动载矿压发生后地表日下沉曲线Fig.3　Daily subsidence curves in surface after the strong strata behaviors occurred

为监测回采过程中2－2煤覆岩的运动情况，从工作面对应地表向岩层内部打4个钻孔，并分别布置多点位移计S1～S4，如图2所示。每个钻孔自上而下各设置8个测点C1～C8，各测点均处于2－2煤以上。其中S1位于第3次动载矿压发生位置前50 m处，各测点与2－2煤的铅垂距离为41，31，21，16，13.6，10.5，6.6，3.6 m。现场勘察发现S1位于第3次动载矿压引起的小煤柱超前失稳范围内，其监测结果如图4所示。从图中可以看出，大面积小煤柱超前工作面失稳后，与2－2煤距离小于10.5 m的岩层迅速与其上方岩层产生离层并冒落。

图4　S1钻孔多点位移计监测曲线Fig.4　Multi-point extensometer monitoring curves in S1borehole

综合以上监测结果知，出集中煤柱期间，工作面顶板的断裂、回转引起该集中煤柱中工作面尚未推过的部分及其前方大面积小煤柱失去对顶板的支撑能力，失稳煤柱上方10.5 m厚的岩层迅速冒落，引起工作面顶板受力增大，从而诱发了动载矿压。

在此基础上，需继续研究房式采空区下回采时，工作面出集中煤柱期间上煤层煤柱稳定性及动载矿压发生时下煤层覆岩结构形态，以揭示动载矿压的发生机理。

3　动载矿压机理分析

3.1煤柱稳定性分析

工作面回采巷道两侧的开采边界条件对工作面覆岩运动及应力分布具有较大影响，但工作面较宽时开采边界条件对工作面中部覆岩运动及应力分布的影响相对较小，此时若研究工作面中部的覆岩运动规律，可简化为平面应变问题进行研究［8］。因此，本文后续研究中所用结构模型均不考虑工作面采动边界条件，按平面应变问题研究工作面中部覆岩运动规律。

若上煤层房式采空区已形成较长时间，在下煤层采动前，支撑能力较强的集中煤柱边缘存在局部应力集中;不考虑小煤柱失稳时，可认为小煤柱覆岩已基本恢复原岩应力状态。

下煤层采动后，工作面覆岩逐步垮落。进集中煤柱回采期间，上煤层集中煤柱受到采动引起的超前支承压力影响，如图5(a)所示。由极限平衡理论［9］，靠近工作面侧集中煤柱屈服区宽度为

式中，K为应力集中系数;m0为上煤层平均采厚，m; H为上煤层埋深，m;γ为上煤层覆岩容重，kN/m3;C为煤体黏聚力，MPa;φ为煤体内摩擦角;f为上煤层与其顶底板接触面间摩擦因数;ξ为三轴应力系数，ξ=(1+sin φ)/(1－sin φ)。实际上，集中煤柱远离工作面侧也存在一定宽度的塑性区，因此图5(a)中需满足Z＞Y，才能使集中煤柱内部存在弹性核以保证其稳定性。

图5　集中煤柱支撑宽度变化Fig.5　Variation of the concentration coal pillar supporting width

随着下煤层工作面推进，上煤层所受支承压力持续向集中煤柱内部转移，且工作面来压前支承压力达到最大［10－11］。煤层间距不大、层间仅一层关键层时，关键层的断裂将引起其控制的上部软弱岩层自下而上逐步破断。煤层间距不大、层间有两层关键层时，工作面发生大周期来压前，下位关键层的破断促进上位关键层及其所控软弱岩层的破断、回转。煤层间岩层自下而上破断一段时间后，引起工作面上方集中煤柱破断并产生断裂线，如图5(b)所示。在工作面覆岩未全部断裂前，上煤层断裂线前集中煤柱受到超前支承压力作用，且此时支承压力最大。出集中煤柱期间，若断裂线前的集中煤柱不能满足Z＞Y，该部分集中煤柱将全部处于塑性破坏区内，超前支承压力峰值向前方小煤柱转移。

一些学者［12］基于平板弯曲理论及突变理论研究了受力均匀时房式采空区小煤柱保持稳定的临界条件，但是当小煤柱受力不均匀时该临界条件的分析方法仍有待研究。小煤柱受力不均时分析其稳定性较为复杂，基于此，以下对小煤柱的受力模型进行简化，通过改进以往分析方法，研究超前支承压力作用下小煤柱保持稳定的临界弹性核宽度。

以房式采空区单个小煤柱为研究对象，认为其边缘塑性区无承载能力。下煤层采动引起的超前支承压力在上煤层分布范围较大，因此受超前支承压力峰值影响的小煤柱内部受力变化相对较小，可近似认为小煤柱内部弹性核受力均匀。基于此，如图6所示，对支承压力峰值影响的小煤柱受力模型进行以下简化:将图中红线内的小煤柱弹性核简化为受力均匀的弹性杆件，且支撑蓝线范围内的覆岩重量;将弹性核简化为图中蓝线范围内承受压力连续均匀分布的弹性基础。由于该连续弹性基础内部受力均匀，因此可近似认为其刚度D=0。

图6　等效连续弹性基础Fig.6　Continuous elastics base which is equivalent

根据弹性基础上的平板弯曲理论［8］，连续弹性平板弯曲挠曲线ω(x，y)的方程式为

其中，k为连续弹性基础弹性系数，N/m3;ω为弹性基础压缩位移，m;q为弹性基础所受载荷，取峰值影响下的小煤柱沿推进方向不同位置受力均值。其中弹性系数:

其中，σ为小煤柱弹性核压缩应力，MPa;w为小煤柱弹性核宽度，m;a为小煤柱宽度，m;ε为弹性核压缩应变。取小煤柱的应力－应变关系式［12］为

其中，ε=ω/m0;E3=/(27［σm］2)，［σm］是小煤柱压缩应力峰值，Pa。结合式(3)～(5)得

根据突变理论，式(6)中非线性几何方程 ω= ω(α，β)会产生若干不相关的分支解，有意义的分支解将使ω取正实根，其尖点突变型分叉集方程

由式(6)，(7)可得超前支承压力峰值影响下，小煤柱不发生突变失稳的临界弹性核宽度为

此式对小煤柱受超前支承压力影响前也成立。

若超前支承压力峰值影响下的小煤柱弹性核宽度不能满足式(8)，该煤柱将发生突变失稳，局部小煤柱的失稳将导致前方大面积小煤柱迅速发生连锁失稳［13］，直至前方有支撑能力较强的集中煤柱，连锁失稳结束。

3.2煤柱失稳后覆岩结构形态

上煤层房式开采后煤体的支撑能力减弱，覆岩从下向上逐步运动并产生裂隙。当房式采空区煤柱失稳时，除随采随冒的直接顶外，直接顶上方裂隙发育较充分的覆岩也发生冒落，如图7所示，工作面上方A2，A3等断裂岩块随前方冒落覆岩的运动而发生回转运动［2，14－16］，A1等悬露但尚未断裂的岩层也随前方冒落覆岩的运动而向下冒落。煤柱覆岩的2种运动使工作面上方煤层间岩层受到动载荷作用［17－18］。

基于以往研究［19］，可将上部动载荷近似为均布载荷作用于下部岩层，则下部关键层及其所控软弱岩层承受均布载荷［6］:

式中，qz(x)，Ez，hz为关键层及其上覆第z层发生协调变形的岩层所受的均布载荷、弹性模量、岩层厚度;n为协调变形总岩层数;KdQ为动载荷，其中Kd为动载荷系数，Q为上煤层煤柱失稳后垮落岩层自重;为协调变形的岩层总自重;Eih3i为协调变形岩层的总抗弯强度。

下煤层工作面在上覆房式采空区下回采时，煤层间岩层存在3种情况:第1种是煤层间仅有数层软弱岩层;第2种是煤层间距不大、层间仅1～2层关键层;第3种是煤层间距较大，存在数层关键层。对于第1种情况，在上部动载荷作用下层间软弱岩层极易破坏，无疑会增大下煤层工作面的矿压显现，对此不做详细说明;对于第3种情况，煤层间岩层较厚、关键层数较多时，关键层及软弱岩层总支撑能力较强，能明显减弱上覆动载荷对工作面矿压显现的影响，本文对此种情况也不做详究。本文着重研究如图7所示煤层间距不大、层间仅存在1～2层关键层时工作面覆岩结构。

图7　煤柱失稳后上煤层顶板结构形态Fig.7　Structural morpyholopy of the upper coal seam roof

由式(9)可知，在上部动载荷作用下亚关键层2断裂岩块所受均布载荷增大，该断裂岩块由于不能满足“砌体梁”结构的S－R稳定条件而发生失稳［14］，其控制的软弱岩层由于失去该断裂岩块的支撑作用也失稳，失稳岩块的自重直接作用于下位亚关键1断裂岩块，下位亚关键层1断裂岩块也不能满足S－R稳定条件，从而继续发生失稳破坏。下煤层工作面来压时，虽然基本顶断裂线位于煤壁以内，但已受超前支承压力影响的煤壁在上覆失稳的亚关键层1断裂岩块作用下片帮更加严重，不能对上覆亚关键层1断裂岩块起到有效支撑作用，从而导致该岩块切落，该岩块失稳后其所控软弱岩层断裂岩块继续发生失稳破坏。整个失稳过程迅速完成，最终工作面覆岩形成的结构如图8所示。

图8　煤柱失稳后下煤层覆岩结构形态Fig.8　Strata structures of the lower coal seam after the unstability of coal pillar

图8中，煤层间岩层断裂岩块全部发生失稳破坏，支架需承受上煤层冒落岩层及煤层间岩层的全部自重，支架载荷为

其中，B为支架宽度;γ为煤层间岩层平均容重，N/m3;L1出集中煤柱回采平均来压步距，m;H1为上煤层垮落覆岩厚度;H2为煤层间岩层厚度。支架工作阻力不满足式(10)要求时将引起工作面动载矿压灾害。

显然，煤层间距不大、层间仅一层关键层时这些研究结果也成立。

以上分析主要针对上下煤层间距不大、煤层间仅1～2层关键层，且上煤层煤柱失稳后冒落覆岩自重足以使煤层间1～2层关键层断裂岩块形成结构失稳的假设下进行的。实际上，上煤层煤柱失稳后上覆冒落岩层厚度与覆岩岩性、厚度及覆岩裂隙发育程度有关，而煤柱覆岩冒落后能否形成如图8所示的覆岩结构，也与冒落岩层的厚度、煤层间距及煤层间关键层数有关，这些问题将在以后继续研究。

3.3上位关键层断裂线位置对动载矿压发生位置的影响

煤层间有两层关键层时，下煤层工作面回采过程中下位关键层的断裂促进上位关键层断裂，由于上下位关键层破断跨距不同，两层关键层断裂线间错距发生变化，断裂线对齐呈现一定的周期性［11］。前2节主要针对上下位关键层断裂线间距不大的情况展开的研究。出集中煤柱期间，若下位关键层断裂时工作面与上煤层集中煤柱边界间距已较小，但上位关键层未达到破断跨距，且此时未破断的上位关键层上覆具有支撑作用的集中煤柱宽度Z＞Y，则该部分集中煤柱及前方小煤柱仍将继续保持稳定。随工作面推进，上下位关键层断裂线对齐，此时无论断裂线处于集中煤柱下方还是小煤柱下方，只要小煤柱不能满足公式(8)，均会发生3.1节所述的煤柱大面积失稳现象，进而导致3.2节所述动载矿压的发生。

以上分析结果解释了为什么出集中煤柱后也会产生动载矿压灾害。

3.4动载矿压机理的实例验证

石圪台煤矿31201工作面出上覆集中煤柱期间，H=82 m，γ=21 300 N/m3，C=0.64 MPa，φ=24°，f= 0.2，根据钻孔应力计监测结果取K=2.06，由式(3) 得Y=2.06 m。由于2－2煤集中煤柱应力集中程度受本煤层及下煤层采动叠加影响，而钻孔应力计仅能监测下煤层采动的影响作用，导致K值取值偏小，因此图5(a)中需满足Z远大于2.06 m才能使集中煤柱保持稳定，若图5(b)中Z值较小，超前支承压力峰值转移至前方小煤柱。

2－2煤［σm］=14.7 MPa，3－1煤采动前q=γH= 1.747 MPa，代入式(8)得w=0.69a。3－1煤采动后由钻孔应力计监测结果取q=3.747 MPa，由式(8)得w=1.01a，此时小煤柱极易发生突变失稳，从而诱发前方大面积小煤柱发生连锁失稳。

结合现场实测结果知，煤柱失稳后上覆10.5 m厚的覆岩冒落，并使工作面上方煤层间岩层受到动载荷作用，由于煤层间距不大且仅有1～2层关键层，工作面形成如图8所示覆岩结构。其中，B=2.05 m，γ=21 300 N/m3，L1=14 m，H1=10.5 m，H2=38 m，代入式(10)得F=29 504 kN，工作面支架将难以支撑如此大的载荷而发生压架灾害。

以上理论计算结果均与现场实测结果相符，机理部分也对31201工作面动载矿压发生时煤壁片帮、出集中煤柱后发生动载矿压等现象作出了合理的解释，这些验证了文中所述动载矿压机理的正确性。

4　防治措施及工程应用

4.1防治措施

现场实测结果表明单纯依靠提高支架额定工作阻力难以避免动载矿压的发生。但通过以上分析，出集中煤柱期间，工作面上方上煤层覆岩随前方失稳煤柱的冒落覆岩运动时，对工作面覆岩的动载荷作用是引起动载矿压的关键。若工作面出集中煤柱前，上煤层集中煤柱及其前方小煤柱均已失稳，且其覆岩断裂岩块已充分回转、基本压实，此时出集中煤柱回采，工作面覆岩将不会受到动载荷作用，因而可以有效地避免动载矿压的发生，由此提出了提前爆破集中煤柱的措施。

由于工作面出前一个集中煤柱后，前方大面积小煤柱已发生失稳，在临近本集中煤柱位置，集中煤柱的支撑作用使部分小煤柱仍保持稳定，因此工作面在进本集中煤柱前将依次经过小煤柱超前失稳区、小煤柱稳定区，如图9所示。集中煤柱经爆破失稳后，将引起其前后方小煤柱失稳，若此时工作面位于小煤柱超前失稳区，且其上方上煤层小煤柱未失稳或者小煤柱覆岩岩块未充分回转、未压实，小煤柱覆岩的运动仍会使工作面覆岩受到动载荷作用。因此，集中煤柱经爆破失稳时，工作面与集中煤柱间安全距离应满足

其中，d为集中煤柱后方小煤柱稳定区宽度，m;L2为小煤柱基本顶断裂岩块长度，m。由于大面积小煤柱超前失稳后地表产生的多数裂隙滞后小煤柱失稳位置，取一定的安全系数，可认为d即为地表多数裂隙发育位置的前端与集中煤柱间的距离;安全距离多取(2～4)L2是为保证工作面上方上煤层顶板断裂岩块已充分回转且压实。

4.2工程应用

石圪台煤矿31201工作面上方距开切眼1 100 m处有一条宽14 m的护巷集中煤柱。为避免工作面出此集中煤柱期间的动载矿压灾害，对该集中煤柱采取提前爆破的措施。如图2所示，在工作面偏机头侧，集中煤柱后方小煤柱稳定性较好，d平均为50 m;在工作面偏机尾侧，集中煤柱后方小煤柱已基本失稳，d≈0。L2取工作面在小煤柱失稳区下回采时的平均来压步距15 m。由于现场条件的限制，最终取D0=30 m对集中煤柱实施爆破，并通过现场监测对爆破措施的可靠性及采取留设安全距离措施的合理性进行评价。

图9　爆破集中煤柱时工作面安全位置Fig.9　Safety position of the face when blasting the concentration coal pillar

监测结果显示，爆破后地表产生了大量超前工作面的裂隙，结合集中煤柱处及其前方30 m位置的多点位移计S3，S4的结监测果可知，爆破后2－2煤集中煤柱及前方大面积小煤柱均失稳，其覆岩产生运动。结合工作面矿压显现情况，出集中煤柱期间工作面虽出现局部的安全阀开启及立柱的小量下缩等现象，但来压的强度和范围较小，这说明集中煤柱及小煤柱失稳后，工作面推出集中煤柱前，2－2煤顶板已充分回转且基本压实，从而有效地避免了出集中煤柱期间动载矿压的发生。由此即验证了采取爆破措施防治动载矿压的可靠性。

集中煤柱经爆破失稳时，工作面所处位置偏机尾侧对应地表布置有多点位移计S2，各测点与2－2煤的距离与S1相同。根据图10中监测结果可知，在爆破集中煤柱前，工作面偏机尾侧上方2－2煤覆岩已回转较充分且基本压实，集中煤柱失稳后，2－2煤覆岩基本无运动。根据现场矿压显现情况，集中煤柱失稳时工作面偏机尾侧来压相对较弱、偏机头侧来压相对较强。由此可知，安全距离取30 m对工作面偏机头侧稍小。这一点说明了留设式(11)中所述的合理安全距离，有利于减小集中煤柱经爆破失稳后工作面的来压强度。

图10　S2钻孔多点位移计监测曲线Fig.10　Multi-point extensometer monitoring curves in S2borehole

5结　　论

(1)现场实测发现，出房式采空区集中煤柱期间，工作面顶板的回转运动引起该集中煤柱中工作面尚未推出的部分及其前方大面积小煤柱失稳，煤柱覆岩运动使工作面顶板受力增大，从而引起工作面发生动载矿压。

(2)出集中煤柱回采期间，确定了房式采空区断裂线前的集中煤柱保持稳定时的临界宽度;根据弹性基础上的平板弯曲理论及突变理论推导了超前支承压力作用下小煤柱保持稳定时的临界弹性核宽度公式;若断裂线前集中煤柱及其前方大面积小煤柱宽度不满足临界条件发生失稳，工作面上方采空区覆岩随前方失稳煤柱的冒落覆岩运动时，对工作面覆岩产生动载荷作用;提出了动载荷作用下工作面覆岩结构及该结构中支架阻力计算公式，从而解释了动载矿压的发生原因。

(3)利用所得动载矿压机理解释了石圪台煤矿31201工作面发生动载矿压的原因，理论计算与现场监测结果相符，从而验证了所得动载矿压机理的正确性。

(4)结合动载矿压的发生机理，提出了提前爆破集中煤柱的防治措施，并给出了爆破时工作面与集中煤柱间应满足的安全距离公式，在现场应用效果显著。

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中图分类号:TD324

文献标志码:A

文章编号:0253－9993(2016)06－1375－09

收稿日期:2015－06－16修回日期:2015－09－11责任编辑:常琛

基金项目:国家自然科学基金面上资助项目(51174112);国家自然科学基金青年基金资助项目(51404140)

作者简介:付兴玉(1990—)，男，山东菏泽人，硕士研究生。Tel:010－84262512，E－mail:1002617316@qq.com

Mechanism and prevention of strong strata behaviors induced by the concentration coal pillar of a room mining goaf

FU Xing-yu1，2，LI Hong-yan1，2，LI Feng-ming1，LI Shao-gang1，2，ZHANG Bin1，2，LI Hong-jie1，2，WEI Li-ke1，2
(1．China Coal Research Institute，Beijing100013，China;2．State Key Laboratory of Coal Mining and Clean Utilization，China Coal Research Institute，Beijing100013，China)

Abstract:In order to overcome the problem of strong strata behaviors at the No.31201 working face due to the overlying coal pillars of a room-and-pillar mining goaf at Shigetai Coal Mine in Shendong mining area，based on field observations and theoretical analysis，the authors studied the mechanism of strong strata behaviors and the prevention measures through analyzing the critical width of the elastic nuclear of a small pillar that remains stable under the advancing abutment pressure，and the strata structures under dynamic load and support load．The results show that during the period of working face moving out the area of the overlying coal pillars，the face strata rotation reduces the supporting width of the overlying coal pillars that support the overburden strata，if the advancing abutment pressure leads to the instability of those coal pillars and the small coal pillars at front large-area，the movement of the unstable pillars and overburden strata will lead to the face overburden under the dynamic load，which destructs the bearing structure of the face overburden，then the strong strata behaviors will occur．Hereby，the prevention measure is proposed as blasting the overlying coal pillars in advance．Also，the safety distance between the working face and the overlying coal pillars during the blasting is determined．The measures was proved to have obvious effect in the field application．

Key words:room mining goaf;concentration coal pillar;stability of coal pillar;width of elastic nuclear;dynamic load; strong strata behaviors