馬正武，高玉良

（1.內(nèi)蒙古蒙泰不連溝煤業(yè)有限責任公司，內(nèi)蒙古鄂爾多斯010303；2.神東煤炭集團寸草塔煤礦，內(nèi)蒙古鄂爾多斯 017000）

0 引 言

近距離煤層采用下行開采時，上層煤采動導致覆巖的整體性和穩(wěn)定性遭到破壞，同時一定深度內(nèi)的底板巖層也會遭到破壞[1-5]；其中在上煤層開采后，遺留煤柱和采空區(qū)帶來的支承壓力影響下會產(chǎn)生和單層煤開采不同的覆巖移動特征和規(guī)律，可能導致頂板漏、冒，支架壓死等情況。但目前對近距離煤層群的研究集中于下部煤層回采巷道的布置方式和支護方面[4]-[9]，而對近距離煤層群下位工作面上覆巖層運動破斷特征研究相對較少。由此，為了實現(xiàn)近距離煤層群的安全以及提高生產(chǎn)效率，有必要對近距離煤層群開采時覆巖應力變化特征和破壞狀態(tài)進行研究。

1 礦井概述

平朔井工一礦主采4#煤與9#煤，4#煤首采面14106埋深大致為204m～244m，走向長度為2867m，傾向長度為240m，煤層平均厚度為8.72m，頂板為巖性為中粒砂巖，節(jié)理裂隙較發(fā)育，主要成分為石英，平均厚6.50m，直接底為砂質(zhì)泥巖，平均厚度為4.11m。4#煤14106工作面下部，9#煤層首采19106工作面，9煤厚度為 7.52～11.24m，平均厚度為9.38m，傾角5°。煤層含夾矸2～4層，頂板為炭質(zhì)泥巖，底板為砂質(zhì)泥巖，埋深270～334m。工作面回采長度為2767m，寬度為227m。19106主運巷掘進時遇斷層，從輔運巷處掘腰巷繞過斷層繼續(xù)掘進，兩工作面布置如圖1所示。

圖1 4#煤和9#煤首采面布置圖

2 采動區(qū)底板破壞深度分析

回采期間工作面將會在順槽煤壁深處形成側向支撐壓力帶，當工作面底板之上的支撐壓力超過了底板巖體的極限強度時，底板巖層逐漸發(fā)生塑性破壞，并最終相互貫通在一定區(qū)域內(nèi)，形成塑性破壞區(qū)，當工作面推進過后，底板塑性巖體將會由于卸壓作用由壓縮狀態(tài)轉為膨脹狀態(tài)向采空區(qū)移動并在底板形成節(jié)理、裂隙發(fā)育帶，

回采工作面底板最大破壞深度為：

式中：h1max為底板最大破壞深度，m；φ0為底板巖體內(nèi)摩擦角，°。

底板最大破壞深度至工作面水平距離為：

式中：Lb為底板最大破壞深度至工作面水平距離，m;La為煤壁屈服寬度，m。

依據(jù)14106工作面實際情況，式中內(nèi)摩擦角取值23°，工作面前方煤壁屈服寬度取值為15m，代入上式，求得井工一礦工作面底板最大破壞深度18.9m，底板最大破壞深度與工作面水平距離為8.1m。

3 數(shù)值模型的建立和分析

4#煤底板巖層的破壞情況通過Flac3D軟件進行模擬計算,依據(jù)礦方提供的相關實際地質(zhì)資料，建立數(shù)值模型，模型頂板厚度為60m，未模擬的巖層部分通過等效載荷替代，底板模擬60m，模型傾向長度為280m，走向長度為80m，煤層為近水平煤層。模型劃分單元數(shù)為332000以及328211個節(jié)點。位移的邊界條件為固定x和y的水平位移，z下邊界固定，上邊界處于自由狀態(tài)，相關力學參數(shù)見表1。

表1 相關巖層的物理力學參數(shù)

利用數(shù)值模擬軟件分析煤層開采時應力及圍巖受力狀態(tài)，研究4#煤層回采期間應力分布狀態(tài)，如圖2所示。

圖2 工作面不同推進時期垂直應力等值線圖

分析圖2（a）可知，當工作面推進40m時，工作面前、后及兩側均有應力集中帶形成，在煤壁前方9m處出現(xiàn)應力峰值，其值為8MPa，集中系數(shù)為1.7，近似“拱狀”卸壓帶在頂板及底板形成，頂板卸壓高度約為8m，底板卸壓帶深度約為9m，側向應力帶位于煤柱內(nèi)3.5m，應力峰值為8.5MPa，集中系數(shù)約為1.7。

分析圖2（b）可知，當工作面推進120m時，工作面應力峰值在煤壁前方12m，應力峰值為12MPa，集中系數(shù)為2.3，頂板的卸壓區(qū)域增大至26m，底板卸壓深度為23m，側向應力峰值位于煤柱內(nèi)4m，應力峰值為11MPa，集中系數(shù)約為2.2。

分析圖2（c）可知，當工作面推進200m時，工作面的應力峰值在煤壁前方14m，應力峰值為12MPa，集中系數(shù)為2.3，頂板卸壓區(qū)域為26m，底板卸壓深度為25m，側向應力帶在煤柱內(nèi)4m，峰值為11MPa，集中系數(shù)約為2.2。

依據(jù)對9煤巷道在采動影響下現(xiàn)場變形情況，4#煤工作面推進120m后，9煤巷道變形趨于穩(wěn)定，應力各項指標不再變化。由此取工作面采空區(qū)120m處剖面分析近距離厚煤層下工作面所處應力狀態(tài)，由圖2（c）可知采空區(qū)下方為卸壓區(qū)，越向下越趨于原巖應力狀態(tài)，直至21m時達到原巖應力5MPa，可9煤所處應力狀態(tài)為6MPa，高于原巖應力，升高系數(shù)為1.2。

4 采動影響區(qū)底板應力監(jiān)測和破壞實測分析

通過KSE-III應力計對4#煤支承壓力在底板中的傳播情況進行研究，測站建立在19106輔運巷，測站包含8臺煤體應力傳感器，安裝時測站在水平方向超前14106工作面100m。測站內(nèi)各應力傳感器伸入煤體內(nèi)長度分別為 2m，3m，5m，7m，9m，11m，13m，15m，煤體應力計安裝上之后實施加壓力，壓力值設定為初始原巖應力值。在開采期間，每隔一段時間通過采集儀對測站的相關數(shù)據(jù)進行篩選收集。圖3為所測應力數(shù)據(jù)曲線。

圖3 采動影響下底板巷道應力變化曲線

結合模擬研究，模擬分析中應力峰值大于實測值且位置比實測值的要更接近煤壁，主要是由于兩者分析所選位置不同。實測時鉆孔深入煤體最遠為15m，而模擬研究主要為工作面中部，即深入煤體150m位置。模擬分析結果和實測結果基本相符。

為實測4煤底板破壞情況，鉆孔窺視測站建在19106輔運巷，鉆孔窺視4煤的底板，窺視鉆孔方向垂直9煤頂板，鉆孔深度25m，通過JL-IDOI(A)智能鉆孔電視成像儀觀測煤層頂板的破壞情況，14106工作面開采期間底板受采動破壞較嚴重，底板巖體節(jié)理在持續(xù)載壓卸壓下高度發(fā)育，19106輔運巷圍巖應力與與14106工作面底板應力相互疊加之后，最終形成貫穿裂隙，如圖4所示，將頂孔劃分為上中下三段進行研究分析，探測鉆孔裂隙發(fā)育如圖5所示。

圖4 14106工作面底板應力分布示意圖

圖5 裂隙發(fā)育段鉆孔圖像

煤巖體裂隙帶主要集中在0～5.7m區(qū)域，根據(jù)地質(zhì)資料4煤底板巖層從上至下分別為砂質(zhì)泥巖、粉砂巖、中粗砂巖、炭質(zhì)泥巖，共4層，煤層在回采時直接底強度不高易遭破壞，橫向裂隙逐漸發(fā)育為主要裂隙，并伴有部分縱向裂隙，中粗砂巖不但厚度大且強度高，平均厚度為15.9m，為底板的主體巖層對裂隙和節(jié)理向進一步發(fā)育起到抑制作用，中粗砂巖下部主體巖層為炭質(zhì)泥巖，強度較低，很大程度上影響了回采期間縱向裂隙的發(fā)育。當19106輔運巷圍巖應力和14106工作面底板應力相互疊加，圍巖裂隙將會相互貫穿發(fā)育，并和14106底板縱向裂隙貫通，導致圍巖完整性降低。19106輔運巷頂板在實際觀測中發(fā)現(xiàn)有大量淋水，主要是由于采動影響下底板裂隙逐漸發(fā)育并相互貫穿形成導水縫隙。

5 結 論

1）通過數(shù)值模擬分析了平朔煤田4、9煤層之間巖層受到采動影響時，應力分布狀態(tài)，通過實測底板應力和模擬基本一致。

2）采用智能鉆孔電視成像儀，記錄了上煤層底板巖層破壞的情況，繼而推理出底板裂隙的發(fā)育狀況，分析了層間主要巖層在抑制底板裂隙向縱深發(fā)育時的重要作用。

3）最終可通過優(yōu)化采煤設備的選型、區(qū)段煤柱尺寸、巷道布置方式和巷道支護方式等開采關鍵技術，實現(xiàn)了近距離厚煤層聯(lián)合開采的安全和高效生產(chǎn)。