李福勝

（神華集團國際工程有限公司，北京市東城區(qū)，100007）

煤層群開采過程中，上煤層開挖后會對底板產(chǎn)生破壞，從而對下煤層的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律產(chǎn)生影響，由于煤層間距的變化，使近距離煤層開采間的影響程度不同，因此研究不同煤層間距近距離煤層開采時的相互影響規(guī)律對于下煤層的礦壓控制和安全開采具有十分重要的意義。

1 礦井煤層概況

神華李家壕煤礦位于東勝煤田的中南部，礦井設計生產(chǎn)能力6 Mt，其構(gòu)造形態(tài)與區(qū)域含煤地層構(gòu)造形態(tài)一致，總體為一向南西傾斜的單斜構(gòu)造，地層產(chǎn)狀平緩，傾向220°～260°，地層傾角小于5°。目前主要開采2-2中煤層及3-1煤層，且3-1煤層為主采煤層，為了既能達到礦井設計生產(chǎn)能力，又不丟棄2-2中煤層，決定對兩層煤進行同采，上煤層超前下煤層40m 開采，煤層間距10～40m，從北向南逐漸減小。

2-2 中煤層可采厚度0.80～4.75 m，平均2.02m。該煤層結(jié)構(gòu)較簡單，含0～2層夾矸，一般不含，局部含1層夾矸或無夾矸。頂板巖性主要為粉砂巖和細粒砂巖，底板巖性主要為砂質(zhì)泥巖及粉砂巖。首采區(qū)域內(nèi)煤層厚度多在1.3～3.5m 之間，平均2.0 m。3-1 煤層自然厚度0.75～8.23m，平均4.08 m，可采厚度0.80～7.05 m，平均3.86m。該煤層結(jié)構(gòu)簡單，不含或含2 層夾矸，一般含1層夾矸，夾矸位于煤層下部，夾矸厚度0.15～0.75 m，一般為0.25 m。層位較穩(wěn)定，厚度變化不大。頂板巖性主要為砂質(zhì)泥巖和粉砂巖，局部為細粒砂巖，底板巖性主要為砂質(zhì)泥巖。煤層柱狀圖如圖1所示。

圖1 煤層柱狀圖

2 底板破壞深度理論計算

隨著煤層工作面的推進，回采活動使原巖應力平衡狀態(tài)及原有的空間布局發(fā)生改變，圍巖為達到再次應力的平衡，必然造成原巖應力發(fā)生改變，最終形成新的應力平衡狀態(tài)，這不僅引起采空區(qū)直接頂?shù)拿奥?，老頂?shù)膹澢鲁梁推茐模脖厝辉斐傻装灏l(fā)生一系列的壓、剪、拉破壞，以改變當前不平衡狀態(tài)，從而導致底板巖層的變形、移動和破壞。所以對于近距離煤層群，上位煤層的開采會對底板即下位煤層的頂板造成一定的破壞，影響到下位煤層的正常開采。

2.1 莫爾-庫侖（Mohr–Coulomb）破壞準則推導公式計算

依據(jù)莫爾-庫侖破壞準則，2-2 中煤層開采對底板巖層造成的最大破壞深度hmax可以依據(jù)下式確定：

式中：ρ——為巖體的密度，取0.0025t／m3；

H——為埋深，取200m；

Lx——為工作面推進長度，取800m；

σc——為單軸抗壓強度，取20 MPa。

底板破壞深度與埋深和工作面推進長度成正比。代入數(shù)據(jù)，計算得出上位煤層開采對底板造成的破壞深度hmax為18.86m。

2.2 經(jīng)驗公式計算

根據(jù)實測資料和理論分析，得出底板破壞深度的線性回歸方程，此經(jīng)驗公式：

式中：L——工作面傾斜長度，取200m；

α——煤層傾角，取0°；

H——平均采深，取200m；

F——煤巖體的堅固性系數(shù)，取2。

此經(jīng)驗公式表明，煤層采動的底板破壞最大深度與工作面長度、開采深度、煤層傾角有關(guān)。

將數(shù)據(jù)代入式 （2）得工作面底板巖層的最大破壞深度為18.01m。

2.3 GR 地質(zhì)雷達實測

根據(jù)使用中國礦業(yè)大學 （北京）自主研制的地質(zhì)雷達在3-1煤層沿其運輸巷和回風巷頂板進行探測，對收集到的數(shù)據(jù)進行分析得到2-2中煤層開采對底板的最大影響深度為22m。

通過以上理論公式計算和現(xiàn)場地質(zhì)雷達探測得到2-2中煤層開采對底板的破壞深度約為20m，而2-2中煤層和3-1煤層間距為10～40m，因此上位2-2中煤層的開采定會對下位3-1煤層的開采產(chǎn)生一定影響。

3 上煤層開采對下煤層礦壓影響

3.1 建立UDEC數(shù)值模型

為研究李家豪礦煤層群采動影響下3-1煤層上覆巖層礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，運用UDEC 軟件建立數(shù)值模型。根據(jù)工程地質(zhì)資料，將巖性特征相似鄰近的煤巖體進行組合，對模型計算范圍內(nèi)的煤層進行簡化處理，力學性質(zhì)相近且厚度較小的巖層進行組合，簡化為7個巖層的結(jié)構(gòu)體。構(gòu)建沿工作面傾向的平面二維UDEC模型。模型長150m，高90m。

由于2-2中煤層和3-1煤層的層間距變化較大，此次研究模擬層間距分別為10 m、20 m、25m、30m、40m 時上下煤層協(xié)調(diào)開采時下煤層頂板煤巖體運移規(guī)律。

根據(jù)埋深在模型上施加垂向5 MPa的荷載，表示其上覆巖層自重，模型側(cè)面邊界施加水平約束，底面邊界施加水平及垂直約束。模型需考慮煤巖體側(cè)壓的影響，本次模擬側(cè)壓系數(shù)為1；考慮采動影響中的節(jié)理特性，圍巖本構(gòu)關(guān)系采用莫爾-庫侖模型，煤巖體力學參數(shù)見表1。通過分步驟開挖模擬采動影響。第一步為自重計算平衡，第二步為推進開挖，第三步為數(shù)據(jù)和圖表導出。

3.2 數(shù)值模擬結(jié)果分析

3.2.1 2-2煤層未開采時3-1煤層工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律

由于2-2煤層與3-1煤層平均間距為30m，模擬煤層間距為30m 時2-2煤層未進行開采時，3-1煤層的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律。當工作面推進5m 時，頂煤發(fā)生明顯變形并產(chǎn)生裂隙，移架后頂煤有小范圍垮落。隨著工作面的推進，頂煤破壞呈拱狀，支架上方頂煤產(chǎn)生大量裂隙。在推進到8～10m 時，隨著頂煤放出，直接頂發(fā)生塑性破壞，老頂無明顯變形且處于彈性變形狀態(tài)，基本與支架未形成結(jié)構(gòu)，接近于連續(xù)介質(zhì)固支梁破壞形態(tài)。工作面推進到18m 時隨著直接頂完全冒落，老頂發(fā)生破斷，推進至21.6m 時老頂?shù)谝淮沃芷趤韷?。老頂由彈性變形產(chǎn)生彎曲發(fā)展為塑性破壞，主要表現(xiàn)為支架、頂煤和頂板巖層的相互作用。工作面推進至36.8m 時，老頂失穩(wěn)工作面出現(xiàn)周期來壓。

老頂初次來壓后，頂板破壞形式為周期性破斷。工作面推進至36.8 m、51.2 m、67.1 m、84.4m 時老頂失穩(wěn)，呈周期來壓。模擬工作面推進100m，觀察到4次周期來壓，4次周期來壓步距分別為15.2m、14.4m、15.9m 和17.3m，平均步距為15.7m。工作面上覆巖層垮落形態(tài)呈不規(guī)則梯形，垮落角為75°。初次來壓后，老頂進入周期性破斷階段，頂板呈拉斷破壞，支架載荷有所增大，易發(fā)生冒頂和倒架事故。

表1 煤巖力學特征表

由于2-2煤層厚度為2m，煤層間為軟弱巖層，因此在上煤層厚度較小、煤層間巖體與煤層力學性質(zhì)差別不大的情況下，煤層間距對單獨開采下煤層礦壓顯現(xiàn)規(guī)律的影響不大，可與下文研究不同煤層間距時的下煤層礦壓規(guī)律形成對比。

3.2.2 上下煤層同采時3-1煤層工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律

李家豪礦煤層群開采在2-2煤層和3-1煤層共采的情況下，對不同煤層間距模型進行開挖模擬，不同煤層間距周期來壓特征和來壓步距也不同。摸擬了煤層間距為10m、20m、25m、30m、40m 時3-1煤層推進過程中周期來壓上覆巖層垮落情況。

當煤層間距為10m 時，由于煤層間軟巖受上煤層采動影響已經(jīng)部分發(fā)生塑性破壞，因此，下煤層推進過程中礦壓顯現(xiàn)不明顯，初次來壓步距和周期來壓步距變短。由于煤層間軟巖力學性質(zhì)較差，其碎脹系數(shù)較大，工作面推進過程中上覆巖層層間出現(xiàn)離層時容易使巖體發(fā)生破斷，上煤層采空區(qū)矸石不易形成結(jié)構(gòu)，其對下部巖體的作用為均布載荷，綜上所述，近距離煤層下煤層開采過程中上覆巖層不易形成結(jié)構(gòu)，周期來壓步距隨煤層間距增大而增大。煤層間距為10 m、20 m、25 m、30 m、40m 時，周期來壓步距均值為10.2 m、11.4 m、12.9m、15.7m 和15.9m。周期來壓步距隨煤層間距增大而增大，超過一定距離后，周期來壓不隨煤層間距變化而變化，這是因為煤層間巖體厚度超過一定值后，周期煤層間礦壓影響逐漸消失，由此可得煤層間礦壓極限影響距離為25～30m 之間。

4 12108工作面礦壓觀測分析

4.1 工作面概況及數(shù)據(jù)收集

12108工作面位于3-1煤層，目前位置與2-2中煤層間距大約30m，采用一次采全高采煤法，每推進一刀平均0.865m。12108工作面采用SL-750型雙滾筒采煤機割煤，采用ZY10800／20／40型兩柱掩護式液壓支架進行支護，移架為依次順序移架，采用先拉架后推溜的方式。

對12018工作面從開切眼開始在沿工作面推進方向設置測線，測線從工作面上端頭到下端頭每隔15架一條，共10條觀測工作面礦壓數(shù)據(jù)，測線上的液壓支架為測點，采用支架初撐力及支架工作阻力與工作面推進距離的關(guān)系的觀測方法，即采面支架移架后，讀出支架控制器上壓力傳感器上的讀數(shù)為支架初撐力，當回采面推進一個循環(huán)即移架前可從壓力表上立即讀出最大工作阻力。每推進一刀（0.865m）輸出記錄一次工作阻力值，共獲得數(shù)據(jù)10000多組。

4.2 12108工作面礦壓分析

12108工作面從開切眼開始記錄繪制10 架支架隨著工作面推進支架初撐力變化曲線，見圖2，由圖2可知，剛開始礦壓顯現(xiàn)并不明顯，工作面推進至約13～16m 時支架初撐力明顯增大，可知工作面直接頂垮落造成小范圍來壓。當工作面推進至25m 時支架初撐力較前一次更加明顯，故可判定為12108工作面初次來壓，加切眼寬度7.6m，其步距為33m 左右，增壓系數(shù)約為1.8，來壓過程中工作面部分出現(xiàn)輕微片幫現(xiàn)象，并未影響到工作面正常生產(chǎn)，能夠滿足工作面快速推進的要求。

12108工作面從推進至50m 開始記錄繪制10個支架隨著工作面推進工作阻力變化的曲線，見圖3，由圖3可知，去除部分不準確不可用數(shù)據(jù)，工作面周期來壓步距平均約為10 m，來壓過程2～3m，增壓系數(shù)平均為1.68。來壓過程中工作面機頭或機尾煤壁局部出現(xiàn)片幫，端頭處維護面積需加大，及時將端頭架拉出；工作面回采巷道超前支護段頂板錨桿、錨網(wǎng)有輕微變形下沉，并不影響整體支護效果。

圖2 12108工作面初次來壓步距觀測

圖3 12108工作面周期來壓步距觀測

根據(jù)以上數(shù)據(jù)分析總結(jié)可知：

（1）12108 工作面來壓步距較小，歷時較短。從工作面開始推進至第二天中班第二、三刀時頂板即出現(xiàn)初次來壓，而后每推進約12刀便出現(xiàn)一次周期來壓，工作面來壓步距較小，歷時也較短，尤其是中部支架，主要原因是2-2煤層開采的影響，3-1煤層開采時使12108工作面頂板經(jīng)歷的增壓—卸壓的過程，頂板整體性遭到一定破壞，使頂板的整體巖梁結(jié)構(gòu)變短，同時由于采場采動二次擾動的影響，故老頂?shù)臄嗔咽Х€(wěn)的周期長度減小，造成來壓步距的減短。因此11208工作面開采過程中要保證推進速度，減短頂板來壓時的影響。

（2）來壓時動載現(xiàn)象明顯。根據(jù)以往的資料研究成果，下工作面已處于上層煤開采的減壓區(qū)內(nèi)，開采過程中動載現(xiàn)象應減弱，而12108工作面來壓時動載現(xiàn)象較明顯，動載系數(shù)為1.62～1.80，工作面動載系數(shù)與2-2中煤層11208工作面來壓時動載系數(shù)相比較小，但相差不大。淺埋深薄基巖煤層群開采工作面，來壓時易發(fā)生頂板的滑落失穩(wěn)出現(xiàn)整體切落現(xiàn)象，來壓時較猛烈，造成動載現(xiàn)象的加劇。故工作面開采過程要注意礦壓觀測，來壓時要加強支護質(zhì)量管理，預防頂板冒頂、煤壁片幫等現(xiàn)象的發(fā)生。

5 結(jié)論

（1）通過理論計算和地質(zhì)雷達實測得到上位2-2中煤層開采時的底板破壞深度約為20 m，為進一步進行數(shù)值模擬分析奠定了基礎。

（2）利用UDEC 離散數(shù)值模擬軟件，得到煤層距離越近，2-2中煤層對3-1煤層礦壓規(guī)律影響越明顯，周期來壓步距隨煤層間距增大而增大，超過一定距離后，周期來壓不隨煤層間距變化而變化，煤層間礦壓極限影響距離為25～30m 之間。

（3）通過現(xiàn)場對3-1煤層12108工作面礦壓的現(xiàn)場監(jiān)測，12108工作面開采過程中除了出現(xiàn)局部煤壁輕微片幫及頂板下沉，并未出現(xiàn)頂板整體冒頂、漏頂或煤壁大面積片幫；液壓支架也并未出現(xiàn)壓死壓壞現(xiàn)象，支架完全能夠滿足開采過程中支撐頂板壓力的需要；端頭支護良好，未出現(xiàn)整體頂板大的下沉。表明在煤層間距為30m 左右時，2-2中煤層的開采對3-1煤層工作面礦壓產(chǎn)生一定影響但不明顯，與數(shù)值模擬結(jié)果較為一致。

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