廉振山，張 禮

(1.煤炭科學技術研究院有限公司 安全分院，北京 100013；2.煤炭資源高效開采與潔凈利用國家重點實驗室(煤炭科學研究總院)，北京 100013)

隨著煤礦開采工藝的進步和機械化程度的提高，綜采放頂煤技術得到了廣泛應用，而其開采過程中工作面上隅角及回風巷內瓦斯超限問題，極大地制約了安全高效生產、危及了人員的安全[1]。隨著抽采技術的發(fā)展，在工作面上方布置走向高抽巷進行瓦斯抽采，是一種有效的治理上隅角瓦斯超限的方法，而高抽巷布置的層位選擇，對于其抽采效果起到了關鍵性的作用[2-3]。

婁金福[4]以覆巖采動裂縫形成的“O”型圈理論為指導，研究了高抽巷布置分別在頂板不同高度的層位上時，其與回風巷水平距離以及與切眼間距離之間的相互關系。李迎超[5]等通過Fluent軟件對瓦斯抽采參數進行了數值模擬，研究了高抽巷空間布置與抽采參數之間的相互影響。周華東[6]等結合頂板采動破斷規(guī)律，提出了初采期間高抽巷的布置方案。李勝[7]等通過修正經驗公式進行理論計算，利用FLAC3D模擬頂板覆巖運動，結合鉆孔流量法現場觀測和巷道應力、巖層垮落角的分析，得到了高抽巷垂距和水平錯距。本文采用理論計算和UDEC數值模擬相結合的方法，對宏巖煤礦10101首采綜放工作面頂板高抽巷的合理層位布置進行了分析研究。

1 工作面概況

宏巖煤礦10101工作面為首采區(qū)的首采工作面，開采9+10煤，平均埋深300m，平均厚度5.76m，平均傾角6°，堅固性系數f=2～3，采用綜采放頂煤工藝，工作面長度180m，采用雙巷布置，分別為進、回風巷。根據分源預測法可知，回采工作面瓦斯涌出中，本煤層瓦斯涌出占90.2%，鄰近層瓦斯涌出占9.8%。根據地質報告，9+10煤直接頂板為細砂巖，基本頂為石灰?guī)r、泥巖互層，直接底為砂質泥巖、炭質泥巖；基本底為泥巖。10101工作面煤層綜合柱狀如圖1所示。

圖1 10101工作面煤層綜合柱狀

2 工作面覆巖破壞高度理論

2.1 覆巖采動變形破壞形態(tài)分布

煤層受采動破壞后，周圍巖層隨之由下至上、由前到后逐漸破壞發(fā)展，一般將采場覆巖由下至上劃分為垮落帶、裂縫帶和彎曲帶，由前到后形成煤壁支撐影響區(qū)、離層區(qū)和重新壓實區(qū)。隨著工作面的推進，會在采空區(qū)四周形成一個連通的采動裂隙發(fā)育區(qū)，即“O”形圈。高抽巷就是將巷道布置在裂縫帶和“O”形裂隙圈影響范圍內，以達到抽放采空區(qū)高濃度瓦斯的目的[8-9]，如圖2所示。

圖2 覆巖破壞發(fā)育形態(tài)分布

2.2 采動裂隙高度發(fā)育的離散性

采動裂隙帶的高度受覆巖結構與巖層厚度的影響，并具有離散性，表現為兩個方面：在層面方向上，裂隙的分布具有離散性；在高度方向上，上限處裂隙具有導通性。因此，當采高增大時，采動裂隙高度的增加卻不是按照裂采比的倍數關系連續(xù)增加的，而是以上覆巖層的厚度值為步距分段增加的，這就決定了采動裂隙高度的發(fā)育具有離散性，如圖3所示。

圖3 采動裂隙帶離散性發(fā)育示意

2.3 高抽巷層位高度的理論確定

高抽巷層位的確定，需考慮瓦斯抽放的效果，應布置在受采動范圍影響小，且瓦斯涌出密集的區(qū)域。因此，高抽巷的層位確定在垮落帶之上、裂縫帶中下部為宜，即高抽巷層位高度Hz應滿足Hm

(1)

(2)

式中，Hz為高抽巷層位高度，m；Hm為垮落帶高度，m；Hl為裂縫帶高度，m；h為煤層采高，m；R為巖石碎脹系數；α為煤層傾角，(°)；a，b，c為待定常數。

根據宏巖煤礦現場實際情況，采高h為5.76m，垮落巖石平均碎脹系數k取1.25，煤層傾角α為6°，煤層上覆巖層以中硬巖層為主，故待定常數a，b，c分別為1.6，3.6，5.6。將相關數據代入公式(1)和(2)得到垮落帶理論高度為23m，裂縫帶理論高度范圍為39.3～50.5m。所以，高抽巷層位理論高度應布置在23～50.5m之內。此范圍為理論計算所得，需要借助于數值模擬進一步確定。

3 高抽巷層位高度的數值模擬

3.1 數值計算原理

模擬實驗采用的UDEC4.0軟件能很好地模擬煤層開挖后頂板垮落、離層的過程，可以較準確地分析圍巖性質、采動影響、支護特征等因素對巷道穩(wěn)定性的影響。

3.2 數值計算模型的建立

3.2.1 初始模型的建立

考慮煤層傾角較小，計算模型設為水平模型，模型尺寸為130m×300m，為平衡邊界影響巷道兩側各留30m煤柱，模型上覆巖層通過施加垂直應力實現。采用摩爾-庫倫模型，模型深300m，上邊界施加7.5MPa的垂直應力，重力加速度為10m/s2。依據相鄰礦井巖石力學參數和礦方的資料確定了巖石物理力學參數，本次采用的巖石力學參數如表1所示。

表1 主要煤巖物理力學參數

根據表1中各煤巖的物理力學參數，利用UDEC4.0計算模擬軟件建立的初始力學模型如圖4所示，與實際工作面長度和布置方式一致。圖中包含4，5，6和9+10煤4組煤。其中5煤距離4煤11.4m；6煤距離5煤10.06m，距離L4石灰?guī)r6.85m；9+10煤距離6煤36.69m，距離L4石灰?guī)r21.22m，平均埋深300m。

圖4 初始計算模型

3.2.2 模型運算

計算模型按照宏巖煤礦實際情況進行，首先開挖4煤，待運算平衡后再進行巷道和9+10煤的開挖。按綜采放頂煤的工作面采出率不低于85%計算，模擬采煤高度為5m。模型開挖過程中設置了3條測線，共計54個測點，各測點參數見表2。

3.3 模擬計算結果分析

3.3.1 4煤開采頂底板位移和應力變化

4煤開采后在頂底板垂直方向的位移如圖5所示。模型所包含的4煤上方29.6m頂板垂直位移在1m左右，處于裂縫帶范圍；下方10m范圍內的底板位移量為0.08m左右，位移量較小。

圖5 4煤采動頂底板垂直方向位移

4煤開采后的垂直應力如圖6所示。4煤開采后對底板及下部巖層起到了卸壓作用，使得9+10煤所受垂直應力有所降低。

圖6 4煤采動巖層垂直應力

3.3.2 9+10煤開采上覆巖層移動破壞特征

從圖7中可以明顯看出，9+10煤開采后位于頂板的L4石灰?guī)r以下的巖層全部垮落，L4石灰?guī)r上部的巖層彎曲破壞比較明顯。回風巷和進風巷變形破壞嚴重。9+10煤底板出現明顯底鼓。具體的垮落帶、裂縫帶高度需要通過測點位移進一步確定。

圖7 9+10煤采動覆巖破壞特征示意

3.3.3 測線位移分析

模擬計算平衡后，設置的測線的計算結果如圖8～圖10所示。從所布置測線的各測點垂直位移曲線圖中可以看出：

圖8 測線1各測點的垂直位移

圖9 測線2各測點的垂直位移

圖10 測線3各測點的垂直位移

(1)9+10煤開采后處于同一水平的測點1，21，41位移量均為4.9m左右，即中砂巖直接頂全部垮落。其余各水平測點中，位于工作面中部測點的位移明顯大于位于工作面兩端各測點的位移。這主要由于兩組測點位于工作面的兩端，兩端頭的頂板在煤柱的支撐下沒有完全垮落下來，所以頂板下沉量會小于中部測點。

(2)對于同一豎向測線，測線1上除去測點1其余各測點的垂直位移量集中在2.0m左右；測線2上測點22垂直位移量為5.21m，測點23垂直位移量為4.54m，其余各測點位移量集中在4.5m左右；測線3上測點42垂直位移為2.26m，其余各點位移量集中在1.7m左右。經分析可知測點2，3，22，23，42，43處于基本頂的范圍，處于垮落帶，垮落帶高度約為21m左右。

(3)對于裂縫帶高度可參考圖9測線2的垂直位移量，測點24及以上各測點垂直位移多集中在4.2m左右，一并結合圖11覆巖垂直位移圖可明顯看出，9+10煤的裂縫帶高度大于62m，已達到4煤的采空區(qū)，與4煤的垮落帶、裂縫帶相通。9+10煤開采后的垂直應力分布情況如圖12所示。圖13為采動后的切向位移圖，深色區(qū)域為巖層切向位移超過1m的區(qū)域，由圖13可看出在工作面中間頂板的切向位移量最小，兩端頂板切向位移量較大，橫向裂隙較為發(fā)育。

圖11 9+10煤采動上覆巖層垂直位移示意

圖12 9+10煤采動垂直應力

圖13 9+10煤采動切向位移

4 結 論

(1)通過工作面覆巖破壞高度和高抽巷層位理論分析計算，垮落帶理論高度為23m，裂縫帶理論高度范圍為39.3～50.5m，高抽巷層位理論高度應布置在23～50.5m的范圍之內。

(2)模擬計算結果表明，9+10煤采動后頂板位移量從工作面中間向工作面兩端不斷減小，下部巖層位移量大于上部巖層位移量，頂板裂隙發(fā)育；9+10煤采動后L4石灰?guī)r以下的巖層全部垮落，垮落帶發(fā)育高度為21m左右。L4石灰?guī)r上部的巖層彎曲破壞比較明顯，回風巷和進風巷變形破壞嚴重。

(3)根據覆巖移動規(guī)律和瓦斯流動規(guī)律，裂縫帶中下部裂隙發(fā)育充分，是抽采瓦斯的最佳層位，根據巖石的物理力學性質，保證施工效率，高位鉆孔和高抽巷的開設多布置在裂縫帶中下部的軟弱巖層中，結合本礦的實際情況建議布置在6煤中。

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