孟永兵 黃慶享 賀雁鵬 范東林 陳蘇社 韋業(yè)豪 王君

摘 要 ：淺埋近距離煤層工作面過平行煤柱開采容易發(fā)生強礦壓壓架事故，嚴重影響工作面安全高效開采。以榆家梁煤礦43207工作面和石圪臺煤礦2-2上102及2-2上103工作面為背景，采用理論分析、物理模擬和現(xiàn)場實測相結合的方法，根據(jù)間隔巖層厚度和煤柱應力傳遞影響角，提出了過煤柱階段劃分判據(jù)，重點分析了不同間采比G、水力壓裂程度條件下，過平行煤柱不同階段的礦壓顯現(xiàn)特征。結果表明：由于上覆遺留煤柱及倒梯形覆巖結構的作用，導致煤柱影響階段來壓時支架平均載荷最大，進煤柱階段次之，出煤柱階段最小，強礦壓位置主要集中在出煤柱影響階段范圍；間采比越小，工作面過煤柱采動期間來壓時支架平均載荷越大，間采比G=5.5較G＝10在進煤柱階段、煤柱影響階段和出煤柱階段分別增大14.6%、14.2%和23.5%，動載效應越明顯；間采比對周期來壓步距影響不大，總體上煤柱影響階段的周期來壓步距是進出煤柱階段的1.6～2倍，周期來壓步距越大造成頂板懸伸長度增大，導致工作面來壓時支架載荷明顯。根據(jù)過煤柱階段不同水力壓裂范圍的礦壓規(guī)律分析，壓裂后的支架平均載荷較未壓裂減小11.2%～15%，來壓步距減小7.8%～20.3%，水力壓裂效果較明顯，可有效地降低工作面過煤柱采動的強礦壓風險，為類似開采條件的強礦壓控制提供借鑒意義。

關鍵詞 ：淺埋近距離煤層；過平行煤柱；強礦壓顯現(xiàn)；間采比；弱化效果

中圖分類號：TD 325

文獻標志碼： A

文章編號： 1672 - 9315（2024）02 - 0245 - 11

DOI ：10.13800/j.cnki.xakjdxxb.2024.0205 ?開放科學（資源服務）標識碼（OSID）：

Manifestation law of strong mine pressure in shallow-buried close-range

coal seam working face through parallel coal pillar mining

MENG Yongbin1，HUANG Qingxiang2，HE Yanpeng2，F(xiàn)AN Donglin1，

CHEN Sushe1，WEI Yehao2，WANG Jun3

（1.China Energy Shendong Coal Group Co. ，Ltd. ，Shenmu 719315，China；

2.Key Laboratory of Western Mine Exploitation and Hazard Prevention，Ministry of Education，

Xi an University of Science and Technology，Xi an 710054，China；

3.Shigetai Coal Mine，China Energy Shendong Coal Group Co. ，Ltd. ，Shenmu 719315，China）

Abstract ：Strong mine pressure and support accidents are prone to occur in the mining process of parallel coal pillars in shallow buried close distance coal seam，which seriously affects the safe and efficient mining of the working face.Taking the 43207 working face of Yujialiang coal mine and the 2-2up102 and

2-2 up103 working faces of Shigetai coal mine as the background，the method of combining theoretical analysis，physical simulation and field measurement analysis was adopted.According to the thickness of interval strata and the influence angle of coal pillar stress transfer，the criterion of stage division through the coal pillar was put forward.The distribution characteristics of support working resistance in different stages of working face passing through parallel coal pillars under different inter-mining ratios G and hydraulic fracturing degree were analyzed.The results show that：due to the effect of coal pillar and inverted trapezoidal overburden structure，the average load of the support is the largest in the influence stage of the coal pillar，the second in the stage of entering the coal pillar，and the smallest in the stage of outing the coal pillar.The position of strong mine pressure is mainly concentrated in the influence stage of coal pillar.The smaller the inter-mining ratio G，the greater the average working resistance when the working face is weighting during the mining stage of coal pillar.The ratio G=5.5 is

14.6%，14.2% and 23.5% higher than G=10 in the stage of entering the coal pillar，influence stage and outing stage，and the dynamic load effect is more obvious.The inter-mining ratio has little effect on the periodic weighting intervals，in general，the periodic weighting interval in the influence stage of the coal pillar is 1.6～2 times that of the other stages of coal pillar.The larger the periodic weighting interval，the larger the roof overhang length，which causes the obvious support load when the working face is weighting.According to the analysis of the mine pressure law of different hydraulic fracturing ranges in the coal pillar stage，the average load of the support after fracturing is reduced by 11.2%～15% compared with that without fracturing，and the weighting interval is reduced by 7.8%～20.3%.The effect of hydraulic fracturing is obvious，which effectively reduces the strong mine pressure risk of pillar mining.It provides reference for strong mine pressure control under similar mining.

Key words ：shallow buried close distance coal seam；passing parallel coal pillar；strong mine pressure manifestation；inter-mining ratio；weakening effect

0 引 言

神府-東勝煤田煤層埋藏淺、基巖薄、煤質優(yōu)良，已建成2個億噸級煤炭基地[1 - 2]。隨著神東礦區(qū)煤炭資源的開發(fā)，近些年已逐漸進入下部第2層、第3層主采煤層的開采。受早期開采技術、地質條件以及回采工藝的影響，部分上煤層采空區(qū)留有各種類型的煤柱，如區(qū)段煤柱、邊界保護煤柱和房柱式煤柱等[3 - 6]。煤柱與工作面煤壁平行時回采影響最大，在出煤柱階段易發(fā)生強礦壓[7 - 9]。在淺埋近距離煤層開采方面，黃慶享等提出間隔層厚度與下煤層采高是影響淺埋近距離煤層群礦壓顯現(xiàn)的主要因素，定義間隔層厚度與下煤層采高之比為間采比[10]；黃慶享等分析了近距離煤層下層煤過上部遺留煤柱時礦壓增幅最大達41.4%[11]；針對霍洛灣煤礦5～7 m極近距離煤層采空區(qū)下開采條件，揭示了采空區(qū)垮落頂板二次采動結構的運動特征，建立了極近距離采空區(qū)下開采頂板結構模型[12]；針對淺埋近距離煤層工作面過末采煤柱階段，過空巷應力傳遞最大，煤柱中階段次之，進煤柱階段最小[13 - 15]；鞠金峰等對活雞兔井21305工作面過上覆平行煤柱進行了礦壓監(jiān)測，在工作面出煤柱4 m時，工作面強烈來壓，支架最大載荷達12 136 kN，動載系數(shù)最大達1.80[16]；陳蘇社通過對石圪臺煤礦12306工作面過煤柱礦壓實測，得到工作面距出平行煤柱邊界5 m時，工作面突然大面積來壓[17]；杜鋒、鄭鐵華等基于補連塔煤礦22307工作面進上覆平行煤柱，通過現(xiàn)場觀測得到工作面距出平行煤柱邊界1.8 m時頂板來壓[18 - 19]；吳文達等對霍洛灣礦31106工作面過上覆平行煤柱進行了支架阻力實測與模擬試驗，發(fā)現(xiàn)出煤柱5 m時，支架阻力大范圍增加，動載明顯[20]；曹健、李全貴等針對近距離煤層重復采動裂隙發(fā)育演化規(guī)律[21 - 22]、過溝谷[23 - 25]及過煤柱期間的強礦壓，采取水力壓裂弱化頂板取得了良好的工程實踐效果[26 - 28]。上述研究主要針對特定條件下工作面過平行煤柱的礦壓特征，但沒有系統(tǒng)分析和總結不同條件下工作面過煤柱開采的礦壓規(guī)律。因此，選取神東礦區(qū)典型近距離煤層工作面過平行煤柱開采為背景，基于現(xiàn)場礦壓實測和理論計算，深入分析不同條件下工作面過煤柱階段的礦壓規(guī)律，?更好地指導工程實踐，確保過煤柱期間的頂板安全。

1 神東礦區(qū)遺留平行煤柱概況近年來神東礦區(qū)發(fā)生下煤層工作面過煤柱開采的壓架事故10余起，造成巨大經(jīng)濟損失。其中，2022年3月22日，石圪臺煤礦2-2上102工作面過平行煤柱發(fā)生強礦壓，支架立柱下沉800 mm，工作面大面積切頂，導致支架電磁閥損壞，支架無法拉移。

2022年10月25日，榆家梁煤礦43207工作面?過平行煤柱開采，5 min內支架安全閥全部開啟，40臺支架壓死，立柱下縮量達500 mm，嚴重影響礦井安全高效開采。

據(jù)統(tǒng)計，2022—2025年神東公司有11個煤礦共涉及105次過煤柱開采，部分統(tǒng)計結果，見表1。煤柱類型有平行煤柱、垂直煤柱、斜交煤柱及房柱式煤柱四種，其中斜交煤柱占比最多，平行煤柱數(shù)量次之，平行與斜交煤?柱共占比68%，房柱式煤柱占比最少，如圖1所示。

神東公司近距離煤層工作面過平行煤柱采取水力壓裂技術治理占74%，輔以地面深孔爆破占8%；過垂直煤柱采取水力壓裂技術治理占23%，過斜交煤柱采取水力壓裂治理的占26%，過房柱區(qū)煤柱采用水力壓裂占83%，輔以地面深孔爆破占8%。采取水力壓裂弱化頂板和煤柱，是降低煤柱應力集中的有效手段之一。

2 過平行煤柱期間的載荷傳遞特征淺埋近距離煤層工作面過煤柱開采期間，間隔巖層與上覆煤柱形成耦合結構的回轉運動，是引起超前支承壓力與支架載荷的動態(tài)轉換的主要原因。結合43207工作面過平行煤柱的模擬試驗，工作面在進出煤柱階段，支承壓力和支架載荷動態(tài)關系，如圖2所示。

位置①超前支承壓力明顯增大，支架載荷增加不明顯；位置②支架載荷開始增大，超前支承壓力開始減?。幻褐固菪谓Y構回轉，載荷傳遞增大；位置③煤柱倒梯形結構回轉最大，支架載荷最大，超前支承壓力減??；位置④間隔巖層周期性破斷后，支承壓力和支架載荷恢復正常，過煤柱階段結束。因此，工作面過煤柱開采期間的來壓位置，必須綜合考慮煤柱本身位置與間隔巖層破斷位置。例如：位置①煤壁已經(jīng)進入平行煤柱下方，但間隔巖層破斷并未波及煤柱及其倒梯形覆巖，支架載荷增加不明顯；位置③煤壁已經(jīng)出煤柱固定邊界，但工作面仍會發(fā)生強礦壓。因此，提出以工作面進出煤柱影響區(qū)域進行過煤柱階段的劃分，揭示過煤柱階段的礦壓顯現(xiàn)特征，對過煤柱開采礦壓管理更具有指導意義。

根據(jù)遺留平行煤柱寬度 B、下煤層采高M、間隔巖層厚度∑h，覆巖破斷角α，煤柱應力傳遞影響角β，給出過煤柱開采階段劃分，分為進煤柱影響階段（簡稱：進煤柱）、煤柱影響階段、出煤柱影響階段（簡稱：出煤柱），如圖3所示。

煤柱在均布荷載q的作用下對點M產(chǎn)生的應力為[29]

dσ x

= 2qdξ π

x3

[x2+（y-ξ）2]2

（1）

dσ y

= 2qdξ π

x（y-ξ）2

[x2+（y-ξ）2]2

（2）

dτ xy

= 2qdξ π

x2（y-ξ）

[x2+（y-ξ）2]2

（3）

根據(jù)A.H.威爾遜理論[19]，其承擔的荷載為

p z=

P B =

ρ 1gH 1（B+H 1cotα 1）+ρ 2gH 2

（B+2H 1cotα 1+H 2cotα 2）

B

（4）

式中 P z為煤柱上覆載荷，MPa；B為煤柱寬度，m；H 1為基巖厚度，m；ρ 1g為基巖體積力，kN/m3；H 2為松散層厚度，m；ρ 2g為松散層體積力，kN/m3；α 1為基巖垮落角，（°）；α 2為土層垮落角，（°）。結合榆家梁煤礦43207工作面和石圪臺煤礦2-2上102工作面開采參數(shù)，分析得出以下結論。1）

43207工作面遺留煤柱最大垂直應力在煤柱底板中部，底板應力增大2.8 MPa。隨著距煤柱距離的增大，煤柱應力減小，煤柱集中應力影響范圍增加；下煤層43207工作面垂直應力峰值在煤柱?底板正下方增大1.6 MPa。取垂直應力增大0.8 MPa?為影響邊界，?得出煤柱應力傳遞影響角為25°，如圖4（a）所示。

2）2-2上102工作面遺留煤柱最大垂直應力在煤柱底板中部，底板應力增大3.4 MPa。隨著距煤柱距離的增大，煤柱應力減小，煤柱集中應力影響范圍增加；2-2上102工作面垂直應力峰值在煤柱底板正下方增大2.0 MPa。取垂直應力增大0.8 MPa為影響邊界，得出煤柱應力傳遞影響角為25°，如圖4（b）所示。

3）43207工作面間隔巖層厚度19 m，煤柱應力傳遞影響角25°，得出在煤柱兩側 ∑h ·tanβ=8 ?m均為煤柱影響范圍；同理，2-2上102工作面間隔巖層厚度11 m，煤柱應力傳遞影響角為25°，得出在煤柱兩側5 m均為煤柱影響范圍?；谟芗伊好旱V43207工作面、石圪臺煤礦2-2上102工作面和2-2上103工作面現(xiàn)場礦壓數(shù)據(jù)實測進行分析，重點選取進出煤柱影響范圍內支架阻力，分析得出工作面過煤柱階段的來壓規(guī)律。采用支架平均工作阻力與其一倍標準差之和作為來壓判據(jù)，來壓期間，支架平均工作阻力與非來壓期間支架平均工作阻力之比，得出動載系數(shù)。

3 過平行煤柱實測礦壓顯現(xiàn)規(guī)律

3.1 榆家梁煤礦過平行煤柱礦壓規(guī)律分析

榆家梁煤礦4-3煤層43207工作面采高1.7 m，?平均埋深85 m。上煤層采高3.7 m，遺留平行煤柱寬度20 m，間隔巖層厚度19 m，間采比G=11.2，鉆孔柱狀圖如圖5所示。選用ZY9200/09/18D式支架128架，支架安全閥開啟值46 MPa，初撐力7 630 kN。

3.1.1 煤柱影響階段及出煤柱階段壓裂2022年10月，43207工作面過上覆遺留平行煤柱，煤柱與工作面位置如圖6所示。在煤柱影響階段和出煤柱階段施工2個超長定向鉆孔，平均單孔長度為220 m，累計長度660 m，壓裂層位位于頂板上方8 m，水力壓裂半徑25 m。工作面采用調斜開采，調斜角度約2.5°，工作面機尾側超前機頭側，超前距離約9 m。

43207工作面機頭在出平行煤柱0.5 m時（機頭超前機尾），工作面瞬間大面積來壓，如圖7所示，?5 min內支架立柱壓力增大到8 400～9 200 kN 。25#～30#支架及40#～125#支架來壓，占液壓支架總數(shù)的74%；達到安全閥開啟壓力的支架有38#架，占液壓支架總數(shù)的30%，立柱行程下降400～500 mm，工作面發(fā)生大面積壓架事故。

43207工作面過第一條煤柱礦壓有如下特征，來壓規(guī)律如圖8所示，分析得出以下結論。1）平均周期來壓步距：煤柱影響階段（13.8 m）＞進煤柱（8.2 m）＞出煤柱（6.8 m），煤柱影響階段較進、出煤柱階段分別增大了68.3%和103%。平均周期來壓步距增大，導致煤柱上方能量增大。2）來壓時平均支架載荷：煤柱影響階段（9 397 kN）＞進煤柱（7 998 kN）＞出煤柱（7 142 kN）。煤柱影響階段進、出煤柱階段分別增大17.5%和31.5%。3）來壓時平均動載系數(shù)：煤柱影響階段（1.42）＞進煤柱（1.14）＞出煤柱（1.11）。煤柱影響階段較進、出煤柱階段分別增大了24.5%和27.9%。

3.1.2 過煤柱階段均壓裂2023年5月，43207工作面過另一條平行煤柱，在過煤柱3個階段均采取水力壓裂，如圖6（b）所示。施工超長定向鉆孔3個，單孔長度約218 m，累計長度654 m，壓裂參數(shù)均保持一致。相比圖6（a）新增進煤柱階段的水力壓裂孔。實測工作面?過煤柱期間，在煤柱影響階段內發(fā)生了兩次強來壓。

第一段來壓：工作面機尾出煤柱3 m（機尾超前機頭），60#～120#支架來壓，如圖9所示，占液壓支架總數(shù)的48%，安全閥全部開啟，支架立柱下縮200 mm，機尾頂板下沉500 mm。第二段來壓：工作面機頭出煤柱2.8 m，此期間20#～50#支架來壓，占液壓支架總數(shù)的25%，安全閥全部開啟，立柱下沉50 mm。

結合5月18日現(xiàn)場實測，機尾出煤柱邊界3 m，地裂縫超前工作面18～34 m，機頭至中部地裂縫滯后工作面16.8～20 m，如圖10（a）所示；5月19日，機頭出煤柱邊界2.8 m，機頭段地表出現(xiàn)新裂縫，地裂縫整體超前工作面3～28 m，如圖10（b）所示。

從第一段礦壓數(shù)據(jù)分析得出，工作面過本條平行煤柱的礦壓規(guī)律如下。1）平均周期來壓步距：煤柱影響階段（12.8 m）＞進煤柱（8.0 m）＞出煤柱（6.7 m）。

煤柱影響階段較進、出煤柱階段分別增大了60.5%和91%。

2）來壓時平均支架載荷：煤柱影響階段下（8 448 kN）＞進煤柱前（7 870 kN）＞出煤柱（6 770 kN），煤柱影響階段較進、出煤柱階段分別增大了7.34%和24.8%。3）來壓時平均動載系數(shù)：煤柱影響階段下（1.32）＞進煤柱前（1.20）＞出煤柱（1.10）。煤柱影響階段較進、出煤柱階段分別增大了10%和20%。

3.1.3 過平行煤柱不同壓裂程度礦壓對比由于43207工作面第一條平行煤柱在進煤柱前未進行水力壓裂，導致來壓時周期來壓步距、支架載荷相對較大，如圖11所示。

在煤柱影響階段，經(jīng)過水力壓裂后來壓時支架平均載荷較未壓裂的減小11.2%，動載系數(shù)減小7.6%，來壓步距減小7.8%?？傮w來說水力壓裂效果較好。

3.2 石圪臺煤礦過平行煤柱礦壓規(guī)律分析石圪臺煤礦2-2上煤層2-2上102和2-2上103工作面相鄰，埋深65～102 m，設計采高2 m。上覆1-2煤層采高2.7 m，遺留平行煤柱寬度15 m，間隔巖層厚度平均11 m，間采比5.5，鉆孔柱狀圖如圖12所示。兩工作面均選用ZY10800/11/22D支架，2-2上102工作面共90架，2-2上103工作面共140架；安全閥開啟壓力值45 MPa，額定工作阻力為10 800 kN。

2-2上102工作面和2-2上103工作面上覆平行煤柱的寬度均為15 m。2-2上102工作面施工1個超長定向鉆孔，鉆孔長度為155 m，5個壓裂段，壓裂層位位于頂板上方9 m；2-2上103工作面施工3個超長定向鉆孔，單孔長度為245 m，累計長度735 m，一個鉆孔8個壓裂段，壓裂層位位于頂板上方9 m，水力壓裂半徑25 m。各工作面與煤柱位置平面圖及水力壓裂情況如圖13所示。

通過對比分析在煤柱影響階段壓裂和過煤柱階段均壓裂的情況下，工作面在過煤柱各個階段礦壓顯現(xiàn)規(guī)律的差異性，為確定水力壓裂的范圍和數(shù)量提供一定依據(jù)。

3.2.1 煤柱影響階段壓裂2-2上102工作面機尾出煤柱1.2 m時（機尾超前機頭），20#～80#架壓力值9 966～11 185 kN，個別支架阻力達到12 600 kN。

50#～70#架頂板破碎，工作面過煤柱來壓規(guī)律如圖14所示，有如下特征。

1）平均周期來壓步距：煤柱影響階段（14.8?m）＞進煤柱（8.1 m）＞出煤柱（7.6 m）。煤柱影?響階段較進、出煤柱階段分別增大了82.7%和94.7%。

2）

來壓時平均支架載荷：煤柱影響階段（11 093 kN）?＞進煤柱（10 184 kN）＞出煤柱（8 782 kN），煤柱影響階段較進、出煤柱階段分別增大了8.9%和26.3%。3）?來壓時平均動載系數(shù)：煤柱影響階段（1.48）＞?進煤柱（1.29）＞出煤柱（1.25）。煤柱影響階段較進、出煤柱階段分別增大了14.7%和18.4%。4）在強礦壓發(fā)生時刻，來壓支架占支架總數(shù)的68%，支架安全閥開啟率為38%。50#～70#架頂板破碎，漏矸高度0.3～1 m，27#～84#支架立柱下沉200～800 mm，持續(xù)距離2 m。

3.2.2 過煤柱階段均壓裂2-2上103工作面上覆平行煤柱寬度15 m，煤柱位置水力壓裂情況與2-2上102工作面一致。工作面機頭超前，機頭出煤柱2.8 m，50#～140#架支架來壓，94#～137#支架立柱下沉200～400 mm，片幫深度200～300 mm，機尾巷道頂板下沉明顯。工作面過煤柱來壓規(guī)律如圖15所示，有如下特征。

1）平均周期來壓步距：煤柱影響階段（12.3 m）＞進煤柱（7.7 m）＞出煤柱（7.4 m），煤柱影響階段較進、出煤柱階段平均來壓步距分別增大約59.7%和66.2%。2）來壓時平均支架載荷：煤柱影響階段（9 650 kN）＞進煤柱（9 022 kN）＞出煤柱（8 360 kN），煤柱影響階段較進、出煤柱階段分別增大了7.0%和15.4%。3） 來壓時平均動載系數(shù)：煤柱影響階段（1.31） ＞進煤柱（1.15）＞出煤柱（1.13），在煤柱影響階段的動載系數(shù)較進、出煤柱分別增大了13.9%和15.9%。

3.2.3 過平行煤柱不同壓裂程度礦壓對比針對2-2上102工作面和2-2上103工作面過煤柱開采，在遺留煤柱寬度、下煤層采高、間隔巖層厚度及巖性相同，水力壓裂范圍不同的情況下，礦壓規(guī)律對比分析如下。2-2上103工作面過平行煤柱階段的壓裂范圍大于2-2上102工作面，隨著壓裂范圍的增大，周期來壓步距減小，3個階段分別減小5.2%、20.3%、2.7%，表明水力壓裂對煤柱影響階段的來壓步距影響最明顯；來壓時平均支架載荷減小，3個階段分別減小12.8%、15%、5.1%，表明水力壓裂可以有效的降低強礦壓峰值，如圖16所示。

現(xiàn)場實踐中，需要加強煤柱影響階段的水力壓裂效果，降低周期來壓步距，減小煤柱及其倒梯形覆巖上方的應力集中。

4

過平行煤柱不同水力壓裂程度強礦壓顯現(xiàn)規(guī)律

4.1 過煤柱3個階段均進行水力壓裂43207工作面（G=10）過第2條煤柱及2-2上103工作面（G=5.5）過煤柱3個階段都進行水力壓裂。實測分析結果表明：間采比對于工作面周期來壓步距影響不大，間采比越小，來壓時支架載荷越大。G=5.5的支架平均載荷大于G＝10，在進煤柱階段大14.6%，在煤柱影響階段大14.2%，在出煤柱階段大23.5%，如圖17所示。

4.2 進煤柱階段未進行水力壓裂43207工作面過第一條煤柱及2-2上102工作面進煤柱階段均未進行水力壓裂，在煤柱影響階段內均發(fā)生壓架，兩工作面來壓步距及支架載荷分析結果如圖18所示。

來壓強度：43207工作面壓架時，顯著來壓的支架占支架總數(shù)74%，安全閥開啟的支架占支架總數(shù)30%；2-2上102工作面顯著來壓的支架占支架總數(shù)68%，安全閥開啟的支架占支架總數(shù)38%。由于2-2上102工作面選用的支架額定工作阻力更大，因此過煤柱期間來壓強度更明顯。來壓時平均支架載荷：間采比越小，來壓時平均支架載荷越大、動載越明顯。即間采比G=5.5相比于G＝10，在進煤柱階段大27.3%，煤柱影響階段大18.1%，出煤柱階段大23%?？傮w上，來壓時的支架平均載荷始終是煤柱影響階段＞進煤柱階段＞出煤柱階段。生產(chǎn)實踐中需要高度重視煤柱影響階段。

5 結 論

1）神東礦區(qū)淺埋近距離煤層工作面過平行煤柱采動期間，在臨近出煤柱影響階段內容易出現(xiàn)強礦壓現(xiàn)象。來壓時支架平均載荷均呈現(xiàn)煤柱影響階段＞進煤柱＞出煤柱；隨著間采比的減小，來壓時支架載荷和動載系數(shù)呈增大趨勢。

2）實踐表明過平行煤柱采取的水力壓裂效果較好。在煤柱影響階段內，壓裂后的支架平均載荷較未壓裂減小11.2%～15%，來壓步距減小7.8%～20.3%。水力壓裂措施有效地降低了煤柱影響階段的支架載荷，減少了工作面強礦壓事故的發(fā)生。

3）神東礦區(qū)應該加快開發(fā)系統(tǒng)化、定量化的壓裂設計，數(shù)據(jù)化和實時化的評價壓裂效果，使得壓裂技術為工作面過煤柱安全高效生產(chǎn)提供技術保障。

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（責任編輯：劉潔）