馬海峰，程志恒，劉 偉

(1. 安徽理工大學(xué) 能源與安全學(xué)院，安徽 淮南 232001；2. 煤炭科學(xué)技術(shù)研究院有限公司 安全分院，北京 100013； 3. 淮南礦業(yè)(集團(tuán))有限責(zé)任公司，安徽 淮南 232001)

0 引 言

近距離煤層開(kāi)采時(shí)，相互之間的影響較大，尤其是當(dāng)層間距很小時(shí)，下煤層開(kāi)采前頂板巖層受上煤層開(kāi)采的影響產(chǎn)生不同程度的損傷破壞，導(dǎo)致下煤層開(kāi)采引起的覆巖運(yùn)移、采動(dòng)應(yīng)力演化有別于遠(yuǎn)距離煤層。相關(guān)學(xué)者對(duì)近距離煤層開(kāi)采時(shí)覆巖裂隙與應(yīng)力的分布、巷道的合理位置等進(jìn)行了研究，取得了一系列成果。李樹(shù)清[1]等研究了煤層群重復(fù)開(kāi)采條件下覆巖裂隙的形成規(guī)律；屠世浩[2]等分析了房柱式采空區(qū)條件下近距離煤層綜放開(kāi)采引起的覆巖變形破壞與地表移動(dòng)規(guī)律；張勇[3]等研究了近距離煤層群上保護(hù)層開(kāi)采過(guò)程中底板不同應(yīng)力分區(qū)裂隙的分布特征；閆書(shū)緣[4]等探索了深部近距離煤層群下卸壓開(kāi)采時(shí)應(yīng)力的演化特征；許磊[5]等分析了下位煤層偏應(yīng)力場(chǎng)的分布特征與回采巷道的合理位置；嚴(yán)紅[6]等研究了超近距離煤層群煤巷的布置與支護(hù)設(shè)計(jì)；程志恒[7]等研究了近距離煤層群保護(hù)層開(kāi)采中圍巖應(yīng)力-裂隙的演化規(guī)律；白慶升[8]等分析了近距離上煤層遺留煤柱下工作面頂板的應(yīng)力演化規(guī)律；張向陽(yáng)[9]等研究了上下煤層開(kāi)采對(duì)中間煤層及其頂?shù)装宓挠绊懱卣?；文獻(xiàn)[10-12]對(duì)近距離煤層開(kāi)采巷道的合理位置與穩(wěn)定性進(jìn)行了研究。上述成果多是在近距離煤層開(kāi)采覆巖裂隙、巷道合理位置等方面取得的，關(guān)于近距離煤層疊加開(kāi)采條件下覆巖的運(yùn)移特征及采動(dòng)應(yīng)力動(dòng)態(tài)演化的研究較少。因此，本文以潘二礦近距離煤層群的地質(zhì)條件為背景，開(kāi)展近距離煤層疊加開(kāi)采條件下采動(dòng)應(yīng)力與覆巖運(yùn)移演化規(guī)律的研究。

1 近距離煤層疊加開(kāi)采相似模擬試驗(yàn)

1.1 地質(zhì)條件

潘二礦西四采區(qū)位于陶王背斜北翼及西部轉(zhuǎn)折端，煤系地層被厚度為280～340 m左右的巨厚的新生界地層所覆蓋。西四采區(qū)B組煤主采煤層為8煤、7煤、6煤，本文主要研究對(duì)象7煤與6煤為近距離煤層，7煤位于6煤上方，平均層間距為15.1 m，7煤平均厚度為2.6 m，為較穩(wěn)定煤層，煤層結(jié)構(gòu)較復(fù)雜，6煤平均厚度為2.5 m，為不穩(wěn)定煤層，煤層結(jié)構(gòu)較復(fù)雜，煤層平均傾角12°，6煤埋深約600 m。6煤工作面回風(fēng)平巷外錯(cuò)7煤工作面回風(fēng)平巷60 m，運(yùn)輸平巷內(nèi)錯(cuò)7煤工作面運(yùn)輸平巷42 m，煤層位置示意如圖1所示。

圖1 近距離煤層群位置關(guān)系Fig.1 Location of close distance coal seam group

1.2 試驗(yàn)?zāi)Ｐ偷慕?/h3>

根據(jù)7煤、6煤的地質(zhì)條件和試驗(yàn)?zāi)Ｐ偷膶?shí)際情況，模型尺寸：長(zhǎng)×寬×高=1 800 mm×160 mm×1 000 mm，試驗(yàn)采用幾何相似比為CL=100∶1，容重比為aγ=1.625∶1，應(yīng)力相似比aσ=162.5∶1。相似模擬材料的主要成分為砂子、石灰、石膏、水，通過(guò)煤巖物理力學(xué)試驗(yàn)參數(shù)和大量不同配比試件的抗壓試驗(yàn)，確定材料的合理配比和力學(xué)性能進(jìn)行試驗(yàn)?zāi)Ｐ偷拇罱?，各巖層物理力學(xué)參數(shù)見(jiàn)表1。

表1 各巖層物理力學(xué)參數(shù)

續(xù)表1

試驗(yàn)?zāi)Ｐ凸膊贾?條位移測(cè)線、3條應(yīng)力測(cè)線。每條位移測(cè)線設(shè)15個(gè)測(cè)點(diǎn)，測(cè)點(diǎn)間距100 mm，位移測(cè)線1～5位于7煤上方，至7煤的距離分別為450，350，250，150，50 mm，位移測(cè)線6～8位于7煤下方，至7煤的距離分別為40，80，120 mm。每條應(yīng)力測(cè)線設(shè)11個(gè)測(cè)點(diǎn)，測(cè)點(diǎn)間距150 mm，應(yīng)力測(cè)線1位于7煤上方130 mm，應(yīng)力測(cè)線2位于7煤下方50 mm，應(yīng)力測(cè)線3位于6煤下方100 mm。

在模型左右邊界分別留設(shè)300 mm的邊界煤柱，消除邊界效應(yīng)，開(kāi)采長(zhǎng)度為1 200 mm，每次開(kāi)采長(zhǎng)度為50 mm。試驗(yàn)過(guò)程中先開(kāi)采7煤，后開(kāi)采6煤。

2 疊加開(kāi)采采動(dòng)應(yīng)力演化特征

2.1 單一煤層開(kāi)采采動(dòng)應(yīng)力演化

7煤層開(kāi)采過(guò)程中，發(fā)生3次來(lái)壓。開(kāi)采至60 m時(shí)，產(chǎn)生初次來(lái)壓，形成砌體梁平衡結(jié)構(gòu)；開(kāi)采至90 m時(shí)，發(fā)生第1次周期來(lái)壓，斷裂巖塊產(chǎn)生雙關(guān)鍵塊砌體梁平衡結(jié)構(gòu)，平衡結(jié)構(gòu)之上的軟弱巖層充分下沉運(yùn)移；開(kāi)采至120 m時(shí)，發(fā)生第2次周期來(lái)壓，基本頂斷裂巖塊仍可形成砌體梁平衡結(jié)構(gòu)。第1，2次周期來(lái)壓時(shí)采動(dòng)應(yīng)力變化如圖2所示。

圖2 應(yīng)力變化曲線Fig.2 Stress curves

由圖2可知，在7煤層開(kāi)采過(guò)程中，工作面前方和切眼后方均產(chǎn)生了不同程度的應(yīng)力集中，煤層頂?shù)装鍘r層均得到了不同程度的卸壓。開(kāi)采至90 m時(shí)，工作面前方和切眼后方最大應(yīng)力分別為19.5，19.1 MPa，最大應(yīng)力集中系數(shù)分別為1.5，1.4，卸壓區(qū)頂板巖層最小應(yīng)力為7.6 MPa，底板巖層最小應(yīng)力為9.3 MPa；隨著工作面的推進(jìn)，頂?shù)装鍘r層卸壓范圍呈擴(kuò)大態(tài)勢(shì)；開(kāi)采至120 m時(shí)，工作面前方和切眼后方最大應(yīng)力分別為22.2，20.8 MPa，最大應(yīng)力集中系數(shù)分別為1.65，1.6，卸壓區(qū)頂板巖層最小應(yīng)力為6.2 MPa，底板巖層最小應(yīng)力為8.2 MPa。

2.2 疊加開(kāi)采采動(dòng)應(yīng)力演化

6煤層開(kāi)采過(guò)程中(疊加開(kāi)采)，工作面發(fā)生5次來(lái)壓。開(kāi)采至60 m，基本頂初次來(lái)壓，受疊加采動(dòng)影響，開(kāi)采6煤層造成的斷裂巖層再次運(yùn)移，其重力完全作用于6，7煤層之間的堅(jiān)硬巖層之上，加之開(kāi)采7煤層對(duì)底板造成的損傷，6，7煤層之間的巖層多次發(fā)生破斷，在工作面煤壁的支撐下發(fā)生復(fù)合破斷，形成平衡結(jié)構(gòu)；開(kāi)采至75 m 時(shí)，發(fā)生第1次周期來(lái)壓，基本頂形成砌體梁平衡結(jié)構(gòu)；開(kāi)采至90 m時(shí)，發(fā)生第2次周期來(lái)壓，基本頂斷裂線處于工作面煤壁后方，不能形成平衡結(jié)構(gòu)，基本頂斷裂巖塊落向采空區(qū)，較高層位巖層在沒(méi)有支撐條件下，迅速下沉、斷裂；開(kāi)采至105 m時(shí)，發(fā)生第3次周期來(lái)壓，基本頂巖塊斷裂后形成平衡結(jié)構(gòu)，僅基本頂下方的直接頂垮落，基本頂及其上部巖層沒(méi)有發(fā)生明顯下沉；開(kāi)采至120 m時(shí)，發(fā)生第4次周期來(lái)壓，基本頂斷裂垮落，上位基本頂在疊加采動(dòng)作用下發(fā)生斷裂形成砌體梁平衡結(jié)構(gòu)。6煤層開(kāi)采過(guò)程中，采動(dòng)應(yīng)力變化見(jiàn)圖3。

圖3 工作面開(kāi)采過(guò)程中應(yīng)力Fig.3 Stress in the progress of working face mining

疊加開(kāi)采過(guò)程中，6煤層工作面前方和切眼后方最大應(yīng)力分別為16，15 MPa，最大應(yīng)力集中系數(shù)分別為1.23，1.15，卸壓區(qū)頂板巖層最小應(yīng)力為4.3 MPa，與單一開(kāi)采7煤層相比，6煤層開(kāi)采過(guò)程中應(yīng)力集中程度相對(duì)降低，但卸壓程度增大。

圖4 覆巖運(yùn)移實(shí)況Fig.4 Scene of overlying strata movement

相似模擬試驗(yàn)表明，7煤層開(kāi)采過(guò)程中基本頂巖層經(jīng)歷了周期性的破斷下沉，基本頂破斷時(shí)產(chǎn)生回轉(zhuǎn)變形，在周期來(lái)壓時(shí)具有發(fā)生回轉(zhuǎn)失穩(wěn)的傾向。6煤層開(kāi)采過(guò)程中，覆巖經(jīng)歷多次疊加演化，覆巖位移呈現(xiàn)增大現(xiàn)象，具有位移疊加增長(zhǎng)效應(yīng)。由于7煤層工作面的開(kāi)采使覆巖起到一定的墊層作用，緩和了礦山壓力，使近距離煤層疊加開(kāi)采時(shí)具有應(yīng)力減弱效應(yīng)。與開(kāi)采7煤層相比，6煤層開(kāi)采過(guò)程中，來(lái)壓步距減小，但周期來(lái)壓時(shí)破斷巖層具有滑落失穩(wěn)的傾向，部分巖層發(fā)生臺(tái)階式下沉，如圖4所示，易發(fā)生沖擊破壞或其他動(dòng)力災(zāi)害。

3 疊加開(kāi)采覆巖位移場(chǎng)演化特征

3.1 單一煤層開(kāi)采位移場(chǎng)演化

圖5為7煤層開(kāi)采推進(jìn)90 m和120 m時(shí)各位移測(cè)線變化曲線。

圖5 位移變化曲線Fig.5 Displacement curves

由圖5可知，工作面推進(jìn)至90 m時(shí)，位移測(cè)線1～2與6～8的量值基本無(wú)變化，采動(dòng)應(yīng)力對(duì)位移測(cè)線1～2，6～8所在巖層的影響很小，7煤層頂板巖層位移測(cè)線3～5的量值相對(duì)變化較大。推進(jìn)至120 m時(shí)，位移測(cè)線6～8的量值基本無(wú)變化，7煤層上覆巖層的位移由下至上逐漸減小，主要是由于巖層破斷垮落后具有碎脹性，導(dǎo)致體積增大，上覆巖層運(yùn)移的空間減小所致。7煤層開(kāi)采過(guò)程中，上覆巖層最大位移的位置位于采空區(qū)中后部，且采空區(qū)中后部覆巖運(yùn)移速度較中前部大，工作面和切眼附近巖層運(yùn)移量小于采空區(qū)中部巖層。

3.2 疊加開(kāi)采位移場(chǎng)演化

圖6為6煤層開(kāi)采90，120 m時(shí)覆巖的位移曲線。

圖6 位移變化曲線Fig.6 Displacement curves

6煤層開(kāi)采過(guò)程中覆巖的宏觀運(yùn)移形態(tài)和特征與開(kāi)采7煤層相似，具備垮落帶、裂縫帶、彎曲下沉帶的特征，但也產(chǎn)生了近距離煤層疊加開(kāi)采條件下覆巖運(yùn)移自身的特點(diǎn)： 疊加開(kāi)采時(shí)，各巖層的運(yùn)移量明顯增大，且呈現(xiàn)出多巖層整體協(xié)調(diào)運(yùn)移的規(guī)律； 疊加開(kāi)采時(shí)，上覆巖層發(fā)生疊加運(yùn)移，呈現(xiàn)出位移疊加增長(zhǎng)效應(yīng)，巖層整體運(yùn)移增加幅度較大； 開(kāi)采6煤層時(shí)，由于存在疊加效應(yīng)，上覆巖層破壞程度增大，尤其是周期來(lái)壓時(shí)，部分巖層發(fā)生臺(tái)階式運(yùn)移，呈現(xiàn)出局部位移場(chǎng)演化劇烈的特征，使上覆巖層運(yùn)移非連續(xù)性較明顯。

4 工程實(shí)踐

基于以上分析，為防止6，7煤層工作面開(kāi)采過(guò)程中基本頂破斷發(fā)生回轉(zhuǎn)失穩(wěn)或滑落失穩(wěn)損壞液壓支架，在設(shè)備選型時(shí)，選用了高額定工作阻力的液壓支架，額定工作阻力1 5000 kN。6、7煤層開(kāi)采過(guò)程中工作面的實(shí)測(cè)來(lái)壓情況如表2所示(7煤層工作面以65#支架為例，6煤層工作面以83#支架為例)。7煤層開(kāi)采過(guò)程中支架最大載荷為28.96 MPa，平均載荷為28 MPa，最大動(dòng)壓系數(shù)為1.81，平均動(dòng)壓系數(shù)為1.75，平均來(lái)壓步距為22.68 m；6煤層開(kāi)采過(guò)程中，支架最大載荷為23.52 MPa，平均載荷為22.14 MPa，最大動(dòng)壓系數(shù)為1.47，平均動(dòng)壓系數(shù)為1.38，平均來(lái)壓步距為17.88 m。

表2 工作面來(lái)壓情況

實(shí)踐表明，在7煤層工作面開(kāi)采過(guò)程中，基本頂巖層經(jīng)歷了周期性的懸露、破裂與折斷的過(guò)程，而且?guī)r塊與巖塊的咬合處也經(jīng)歷了一次變形過(guò)程，其完整性受到一定的破壞；在6煤層工作面開(kāi)采時(shí)，由于7煤層工作面的開(kāi)采使覆巖起到一定的墊層作用，致使礦山壓力呈現(xiàn)減弱現(xiàn)象。與開(kāi)采7煤層工作面相比，6煤層工作面開(kāi)采過(guò)程中周期來(lái)壓步距減小，來(lái)壓時(shí)支架載荷減弱，動(dòng)壓系數(shù)相應(yīng)減小，這與相似模擬結(jié)果是一致的。

6煤、7煤開(kāi)采過(guò)程中分別對(duì)回采巷道的表面與深部圍巖變形進(jìn)行了實(shí)測(cè)。實(shí)測(cè)表明，7煤層工作面開(kāi)采時(shí)，回采巷道頂?shù)装?、兩幫最大表面位移分別為1 068，888 mm，巷道深部圍巖最大位移為868 mm；6煤層工作面開(kāi)采時(shí)，回采巷道頂?shù)装?、兩幫最大表面位移分別為795，694 mm，巷道深部圍巖最大位移為744 mm。與開(kāi)采7煤相比，6煤開(kāi)采過(guò)程中，回采巷道的表面與深部圍巖位移相對(duì)較小，在一定程度上反映了近距離煤層疊加開(kāi)采時(shí)礦山壓力呈現(xiàn)緩和的現(xiàn)象，這與相似模擬中近距離煤層疊加開(kāi)采產(chǎn)生的應(yīng)力減弱效應(yīng)是一致的。

由于選用了高額定工作阻力的液壓支架，在近距離煤層疊加開(kāi)采過(guò)程中，尤其是在來(lái)壓期間，采取了一定的輔助措施，同時(shí)加強(qiáng)了組織管理，生產(chǎn)中沒(méi)有發(fā)生沖擊液壓支架、壓架及其他動(dòng)力災(zāi)害的現(xiàn)象，液壓支架工作狀況較好。

5 結(jié)論

1)近距離煤層群6煤、7煤開(kāi)采中覆巖的宏觀運(yùn)移形態(tài)和特征相似，疊加開(kāi)采時(shí)，覆巖位移量增大，且呈多巖層整體協(xié)調(diào)運(yùn)移的規(guī)律，具有位移疊加增長(zhǎng)效應(yīng)，存在局部位移場(chǎng)演化劇烈現(xiàn)象，使上覆巖層運(yùn)移非連續(xù)性較為明顯。

2)7煤層的開(kāi)采使覆巖起到一定的墊層作用，緩和了礦山壓力顯現(xiàn)，使近距離煤層疊加開(kāi)采時(shí)具有應(yīng)力減弱效應(yīng)。與開(kāi)采7煤層相比，6煤層開(kāi)采過(guò)程中，周期來(lái)壓步距減小，來(lái)壓時(shí)支架載荷減弱，動(dòng)壓系數(shù)相應(yīng)減小。但周期來(lái)壓時(shí)，存在部分巖層發(fā)生臺(tái)階式下沉的現(xiàn)象，易發(fā)生沖擊液壓支架或其他動(dòng)力災(zāi)害。

3)基于近距離煤層群疊加開(kāi)采分析結(jié)果，在近距離煤層群開(kāi)采的設(shè)備選型時(shí)，選用了高額定工作阻力的液壓支架，在周期來(lái)壓期間，采取了一定的輔助措施，同時(shí)加強(qiáng)了組織管理，生產(chǎn)中沒(méi)有發(fā)生沖擊液壓支架及其他動(dòng)力災(zāi)害的現(xiàn)象。

[1] 李樹(shù)清，何學(xué)秋，李紹泉，等. 煤層群雙重卸壓開(kāi)采覆巖移動(dòng)及裂隙動(dòng)態(tài)演化的實(shí)驗(yàn)研究[J]. 煤炭學(xué)報(bào)，2013，38(12): 2146-2152.

LI Shuqing, HE Xueqiu, LI Shaoquan, et al. Experimental research on strata movement and fracture dynamic evolution of double pressure-relief mining in coal seams group [J]. Journal of China Coal Society, 2013, 38(12): 2146-2152.

[2] 屠世浩，竇鳳金，萬(wàn)志軍，等. 淺埋房柱式采空區(qū)下近距離煤層綜采頂板控制技術(shù)[J]. 煤炭學(xué)報(bào)，2011，36(3): 366-370.

TU Shihao, DOU Fengjin, WANZhijun, et al. Strata control technology of the fully mechanized face in shallow coal seam close to the above room-and-pillar gob [J]. Journal of China Coal Society, 2011, 36(3): 366-370.

[3] 張勇，張春雷，趙甫. 近距離煤層群開(kāi)采底板不同分區(qū)采動(dòng)裂隙動(dòng)態(tài)演化規(guī)律[J]. 煤炭學(xué)報(bào)，2015，40(4): 786-792.

ZHANG Yong, ZHANG Chunlei, ZHAO Fu. Dynamic evolution rules of mining-induced fractures in different floor area of short-distance coal seams [J]. Journal of China Coal Society, 2015, 40(4): 786-792.

[4] 閆書(shū)緣，楊科，廖斌琛，等. 潘二礦下向卸壓開(kāi)采高應(yīng)力演化特征試驗(yàn)研究[J]. 巖土力學(xué)，2013，34(9): 2551-2556.

YAN Shuyuan, YANG Ke, LIAO Binchen, et al. Experimental study of high mining-inducedstress evolution characteristics of downward relieving mining in Paner coal mine [J]. Rock and Soil Mechanics, 2013, 34(9): 2551-2556.

[5] 許磊，魏海霞，肖禎雁，等. 煤柱下底板偏應(yīng)力區(qū)域特征及案例[J]. 巖土力學(xué)，2015，36(2): 561-568.

XU Lei, WEI Haixia, XIAO Zhenyan, et al. Engineering cases and characteristics of deviatoric stress under coal pillar in regional floor [J]. Rock and Soil Mechanics, 2015, 36(2): 561-568.

[6] Yan Hong, Weng Mingyue, Feng Ruimin, et al. Layout and support design of a coal roadway in ultra-close multiple-seams [J]. Journal of Central South University, 2015, 22(11): 4385-4395.

[7] 程志恒，齊慶新，李宏艷，等. 近距離煤層群疊加開(kāi)采采動(dòng)應(yīng)力-裂隙動(dòng)態(tài)演化特征實(shí)驗(yàn)研究[J]. 煤炭學(xué)報(bào)，2016，41(2): 367-375.

CHENG Zhiheng, QI Qingxin, LI Hongyan, et al. Evolution of the superimposed mining induced stress-fissure field under extracting of close distance coal seam group [J]. Journal of China Coal Society, 2016, 41(2): 367-375.

[8] 白慶升，屠世浩，王方田，等. 淺埋近距離房式煤柱下采動(dòng)應(yīng)力演化及致災(zāi)機(jī)制[J]. 巖石力學(xué)與工程學(xué)報(bào)，2012，31(S2):3772-3778.

BAI Qingsheng, TU Shihao, WANG Fangtian, et al. Stress evolution and induced accidents mechanism in shallow coal seam in proximity underlying the room mining residual pillars [J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering, 2012, 31 (S2):3772-3778.

[9] 張向陽(yáng)，常聚才. 上下采空極近距離煤層開(kāi)采圍巖應(yīng)力及破壞特征研究[J]. 采礦與安全工程學(xué)報(bào)，2014，31(4): 506-511.

ZHANG Xiangyang, CHANG Jucai. Stress and failure characteristics of surrounding rock in the extremely close distance coal seams group mining after the upper and lower coal seam mining [J]. Journal of Mining & Safety Engineering, 2014, 31(4): 506-511.

[10] 馬振乾，姜耀東，楊英明，等. 蘆嶺礦近距離煤層重復(fù)開(kāi)采下底板巷道穩(wěn)定性研究[J]. 巖石力學(xué)與工程學(xué)報(bào)，2015，34(S1):3320-3327.

MA Zhenqian, JIANG Yaodong, YAGN Yingming, et al. Floor roadway stability in repeated mining of close distance coal seams in luling coal mine [J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering, 2015, 34(S1):3320-3327.

[11] 張煒，張東升，陳建本，等. 極近距離煤層回采巷道合理位置確定[J]. 中國(guó)礦業(yè)大學(xué)學(xué)報(bào)，2012，41(2): 182-188.

ZHANG Wei, ZHANG Dongsheng, CHEN Jianben, et al. Determining the optimum gateway location for extremely close coal seams [J]. Journal of China University of Mining & Technology, 2012, 41(2): 182-188.

[12] 楊偉，劉長(zhǎng)友，黃炳香，等. 近距離煤層聯(lián)合開(kāi)采條件下工作面合理錯(cuò)距確定[J]. 采礦與安全工程學(xué)報(bào)，2012，29(1): 101-105.

YANG Wei, LIU Changyou, HUANG Bingxiang, et al. Determination on reasonable malposition of combined mining in close-distance coal seams [J]. Journal of Mining & Safety Engineering, 2012, 29(1): 101-105.