李宗岑，王培強(qiáng)，石彥磊

(1.平頂山工業(yè)職業(yè)技術(shù)學(xué)院，河南 平頂山 467000； 2.平煤股份四礦，河南 平頂山 467093)

對于近距離煤層開采，采場周圍的應(yīng)力在上煤層開采后重新分布，在上煤層留設(shè)的煤柱中形成應(yīng)力集中并傳遞到底板。由于上煤層與下煤層的距離很小，下煤層開采前頂板的完整性受到上煤層開采破壞的影響。因此下位煤層開采過程中出現(xiàn)了一些新的開采技術(shù)難題。下位煤層回采巷道布置主要受上部煤層開采條件的影響，合理的巷道布置形式是影響采面推進(jìn)過程中巷道穩(wěn)定性的關(guān)鍵因素。上部煤層留設(shè)的保護(hù)煤柱會在下位煤層生成復(fù)雜的應(yīng)力場。不同的煤柱寬度、埋藏深度、開采高度和巖石性質(zhì)都會影響留設(shè)保護(hù)煤柱應(yīng)力場的分布。當(dāng)前，采礦學(xué)者對單煤層開采采場礦壓活動規(guī)律和巷道圍壓控制技術(shù)研究較成熟，但是對近距離煤層而言，相關(guān)研究成果較少，還處于經(jīng)驗(yàn)性和實(shí)踐性總結(jié)上，目前近距離煤層群開采中還存在以下問題[1-3]：①開采中受多重動壓影響。多煤層開采中，回采一層煤時，一般會從頂幫底三方面進(jìn)行分析，同時也會考慮上覆煤層采動對本煤層的影響，卻很少考慮本煤層采動時的影響，即便考慮到多煤層開采影響，至今也沒有相關(guān)理論能進(jìn)行定量計算。②煤柱留設(shè)、巷道布置隨意性強(qiáng)。近距離煤層開采設(shè)計中保護(hù)煤柱的留設(shè)一般都是通過經(jīng)驗(yàn)來確定，在經(jīng)歷多次支護(hù)失效后，通過經(jīng)驗(yàn)得到煤柱尺寸，造成巷道失修，維護(hù)困難，接替緊張；巷道布置時隨意性強(qiáng)，摸著石頭過河，沒有成熟的理論進(jìn)行指導(dǎo)，造成工程浪費(fèi)，影響安全生產(chǎn)。③缺少有效支護(hù)方式。因極近距離煤層條件下，下覆巷道條件困難，應(yīng)力環(huán)境復(fù)雜，巷道支護(hù)往往不能用單一支護(hù)形式支護(hù)住，必須采用主動被動聯(lián)合支護(hù)方式，巷道支護(hù)存在成本高、效率低、難度大等問題。

本文以平頂山天安煤業(yè)股份有限公司四礦為依托，以己16-17-23140運(yùn)輸巷為研究對象，采用理論分析、數(shù)值模擬的系統(tǒng)研究方法，根據(jù)己16-17-23140運(yùn)輸巷圍巖、空間位置關(guān)系等，構(gòu)建數(shù)學(xué)計算模型，分析己15煤層開采后的底板最大損傷破壞深度，分析己16-17-23140運(yùn)輸巷上覆巖層不同區(qū)域支承壓力分布變化情況。

1 工程概況

1.1 巷道空間層位關(guān)系

己16-17-23140運(yùn)輸巷空間層位關(guān)系如圖1所示。

圖1 己16-17-23140運(yùn)輸巷空間層位關(guān)系Fig.1 Spatial layer relationship of Ⅴ16-17-23140 haulage gateway

1.2 巷道支護(hù)影響因素分析

(1)巷道處于大采深范圍。埋深達(dá)到900～990 m。采深大，地應(yīng)力大，巷道受到高地壓擠壓的作用力大，會使巷道產(chǎn)生大變形。

(2)巷道所處位置圍巖松軟。根據(jù)現(xiàn)場觀察，巖石為灰色沙泥巖，強(qiáng)度較低，又受到己15-23140工作面的采動影響，己16煤層頂板較破碎，巷道開挖時，自穩(wěn)時間較短，容易掉頂。

(3)己15煤至己16煤層間距較小、且變化大。己15煤開采后，對己16直接頂擾動明顯。且對錨梁網(wǎng)索支護(hù)的錨索長度選擇帶來影響。尤其是錨索與采空區(qū)連通后，可能導(dǎo)致水對頂板強(qiáng)度和錨桿、錨索支護(hù)質(zhì)量的侵害，在此次試驗(yàn)研究中是不允許出現(xiàn)的。小層間距在己15煤層采動影響擾動范圍內(nèi)，巖體松散，巖層穩(wěn)定性會更差。

(4)2處煤柱支承壓力影響區(qū)會對巷道維護(hù)帶來顯著影響。大采深、高地壓加上疊加支承壓力的影響，往往需采取二次支護(hù)的措施來解決，先進(jìn)行應(yīng)力釋放，再進(jìn)行二次加強(qiáng)支護(hù)。

(5)地質(zhì)構(gòu)造影響區(qū)。雖然斷層落差不大，但是對圍巖會產(chǎn)生破壞性影響。弱化圍巖強(qiáng)度，影響施工安全和錨梁網(wǎng)索加固層強(qiáng)度。

1.3 巷道支護(hù)難點(diǎn)分析

己16-17-23140運(yùn)輸巷在己15-23140終采線以西均處于實(shí)體煤柱區(qū)，巷道壓力顯現(xiàn)。巷道中段對應(yīng)四六礦丁戊組井田邊界，邊界兩側(cè)440 m丁戊組煤層均未回采，受煤柱支撐應(yīng)力影響，推測該段礦壓顯現(xiàn)現(xiàn)象嚴(yán)重，支護(hù)極為困難。施工巷道為己16-17煤層頂板，自運(yùn)輸巷交岔點(diǎn)以西7 m為下穿原己15-23140回風(fēng)巷片盤位置，層間距約5.0 m左右，頂板較破碎。不考慮具體巖性及應(yīng)力條件，從工作面開采設(shè)計角度上來講，運(yùn)輸巷布置在采空區(qū)或區(qū)段煤柱下方，其布置方式優(yōu)缺點(diǎn)分析見表1。

表1 采空區(qū)和保護(hù)煤柱下方布置巷道優(yōu)缺點(diǎn)分析Tab.1 Analysis of advantages and disadvantages of roadways arranged under goaf and protective pillars

1.4 煤柱應(yīng)力向底板傳遞規(guī)律

(1)巷道上覆遺留煤柱情況。由于四礦為丁、戊、己、庚、組9層煤同時開采，且與鄰近五礦、六礦劃分邊界煤柱時，這4組煤存在邊界煤柱壓茬現(xiàn)象，所以丁戊組邊界保護(hù)煤柱底板形成的支承壓力對己組煤開采有很大的影響。己16-17-23140運(yùn)輸巷上覆煤柱情況可分為3個階段：第1段，0～230 m處于上位煤層(己15)采區(qū)下山保護(hù)煤柱下面，層間距平均9 m；第2段，440～490 m為四礦戊8煤層2個采面遺留煤柱，層間距平均160 m；第3段，780～1 285 m為四礦、六礦戊組邊界煤柱和六礦戊組實(shí)體煤區(qū)域，層間距平均160 m。

(2)巷道總體應(yīng)力分布情況。根據(jù)礦山壓力與巖層控制規(guī)律，推出己16-17-23140運(yùn)輸巷不同位段應(yīng)力分布情況，其總體分布情況見表2。

表2 己16-17-23140運(yùn)輸巷應(yīng)力總體分布情況Tab.2 General distribution of stress in Ⅵ16-17-23140 haulage gateway

2 上煤層開采采場應(yīng)力分布

開采時，煤層頂板和底板會因采動影響而造成不同程度的破壞。近距離煤層群開采時，煤層間距較小，上位煤層的底板通常會作為下位煤層的頂板，上位煤層開采造成的底板破壞會對下位煤層開采影響嚴(yán)重。當(dāng)上位煤層底板破壞比較嚴(yán)重時，下位煤層的頂板往往較破碎，對礦井安全高效回采、巷道布置都會帶來很大困難，對下位煤層回采巷道煤巖體控制造成較大影響。特別是針對近距離多煤層開采，采面布置不合理，采空區(qū)的支撐壓力相互集中疊加影響，導(dǎo)致工作面回采過程中的應(yīng)力局部集中，不利于后續(xù)工作面開采。對于走向長壁回采工作面，隨著工作面回采，在采面周圍形成支承壓力，工作面兩翼形成側(cè)向支承壓力，工作面后方采空區(qū)內(nèi)應(yīng)力降低，形成采空區(qū)支承壓力，煤壁前方一定范圍內(nèi)應(yīng)力增加，形成超前支承壓力，如圖2所示[4-5]。

圖2 采場周圍應(yīng)力分布Fig.2 Stress distribution around the stope

(1)計算側(cè)向支承壓力集度[6-7]。側(cè)向支承壓力峰值隨著與煤壁距離增大，快速達(dá)到載荷峰值，隨后逐步降低到原始應(yīng)力，為便于載荷計算的簡化，假設(shè)其側(cè)向支承壓力的增降變化和煤壁距離為正比線性關(guān)系，得出側(cè)向支承壓力集度計算公式：

(1)

(2)計算采空區(qū)支承壓力集度。隨著工作面回采，上覆垮落巖層逐步被壓實(shí)后趨于穩(wěn)定，采空區(qū)支承壓力基本恢復(fù)到原巖應(yīng)力，采空區(qū)支承壓力集度為：

qkp=γ(H-M)

(2)

式中，qkp為采空區(qū)支撐載荷集度；γ為上覆巖層平均容重；H為埋深；M為采高。

上位煤層采面推進(jìn)后頂板冒落形式不一樣，會影響下位煤層應(yīng)力場環(huán)境。對于平煤股份四礦己16-17-23140工作面而言，工作面頂板已充分垮落，因此考慮采空區(qū)充分垮落條件下，分析上位煤層開采底板損傷情況。

2.1 彈性條件下?lián)p傷深度計算

力學(xué)模型如圖3所示[8-11]。

圖3 采場應(yīng)力計算模型Fig.3 Calculation model of stope stress

走向長壁采煤工作面傾斜長度比采高大得多，可將采空區(qū)看成一個大矩形，假設(shè)工作面長度L=2a，γH為自重應(yīng)力，λγH為圍巖水平應(yīng)力。

圖4 采場周邊巖體屈服破壞Fig.4 Yield failure of surrounding rock mass of stope

根據(jù)圖4所示，運(yùn)用彈性力學(xué)相關(guān)理論，采面應(yīng)力的極坐標(biāo)分布可以用公式(3)進(jìn)行計算：

(3)

增加采面長度L，采場支撐壓力變大，也會導(dǎo)致應(yīng)力集中系數(shù)增加。根據(jù)平煤股份四礦地應(yīng)力的實(shí)際參數(shù)，側(cè)壓系數(shù)為1，且考慮到r?L，由此可知式(3)中(1-λ)γH對δx幾乎沒有什么影響。

依據(jù)Mohr-Coulomb準(zhǔn)則，得出圍巖發(fā)生破壞時應(yīng)該滿足：

δ1-Kδ3=Rmc

(4)

則平面應(yīng)力破壞表達(dá)式為：

(5)

將式(5)代入式(3)、式(4)得出采面邊緣破壞邊界方程為：

(6)

當(dāng)θ=0時，根據(jù)式(3)—式(6)計算可得出采面圍巖水平方向屈服破壞長度為：

(7)

根據(jù)式(3)—式(7)算出采空區(qū)采面底板圍巖屈服破壞深度h為：

(8)

極坐標(biāo)角θ=-74.83°時，采面推進(jìn)過以后煤層底板破壞最大深度為：

(9)

通過式(9)可得出，采面推進(jìn)過以后煤層底板破壞深度跟圍巖強(qiáng)度、原巖應(yīng)力和采面長度有關(guān)系：原巖應(yīng)力越大，煤層底板破壞深度越大；采面斜長越長，煤層底板破壞深度越大；圍巖強(qiáng)度越大，煤層底板破壞深度越小。

根據(jù)三角幾何函數(shù)，可以推算出采面推進(jìn)過以后采面端部與煤層底板最大破壞處的水平距離為：

(10)

2.2 塑性條件下?lián)p傷深度計算

隨著工作面回采，工作面前方煤巖體因應(yīng)力集中會產(chǎn)生塑性變形，煤巖體完整性遭到破壞，煤層底板也會鼓起，破壞的煤巖體受到擠壓力作用、向應(yīng)力零約束的采空區(qū)方向移動，最終形成滑移面。煤層底板的塑性破壞邊界如圖5所示。

圖5 煤層底板的塑性破壞邊界Fig.5 Plastic failure boundary of coal seam floor

隨著采面向前推進(jìn)，采空區(qū)周圍應(yīng)力呈現(xiàn)動態(tài)分布規(guī)律，工作面前方的煤巖體內(nèi)因應(yīng)力集中系數(shù)變大而導(dǎo)致其發(fā)生塑性變形、破壞。主動極限區(qū)的煤巖體受到高應(yīng)力的擠壓作用移向采空區(qū)，同時過渡區(qū)和被動極限區(qū)的煤巖體也受到擠壓作用，不斷移向采空區(qū)，從而導(dǎo)致底鼓和底板破碎等礦壓顯現(xiàn)。

根據(jù)相應(yīng)的塑性理論，結(jié)合圍巖塑性破壞區(qū)的幾何參數(shù)，可對支承壓力作用下煤層底板破壞深度進(jìn)行推理計算。破壞深度計算公式為：

(11)

(12)

(13)

將θ值代入公式(11)可得出最大破壞深度：

(14)

根據(jù)極限平衡基礎(chǔ)理論可知，煤壁內(nèi)塑性區(qū)寬度：

(15)

聯(lián)立式(14)與式(15)便可得到采場底板最大損傷破壞深度：

(16)

式中，M為開采厚度；K為三軸應(yīng)力系數(shù)；H為埋深；φ為煤層內(nèi)摩擦角；k為應(yīng)力集中系數(shù)；γ為上覆巖層平均容重；f為摩擦系數(shù)；Fj為支撐阻力；φf為底板內(nèi)摩擦角；C為煤層內(nèi)聚力。

2.3 上位煤層開采底板損傷深度實(shí)算

平煤股份四礦己16-17-23140工作面回采垂深在900～990 m。己15煤層下距己16-17煤層4.32～22.27 m，平均14.7 m，己16-17煤層(己16與己17合并部分)煤厚平均4.11 m。

根據(jù)地測科提供的資料，煤層內(nèi)摩擦角φ=25°，煤層內(nèi)聚力C=1.25 MPa，煤層與底板的摩擦系數(shù)f=0.2，應(yīng)力集中系數(shù)k=2.7；底板巖石單軸抗壓強(qiáng)度Rmc=42 MPa；底板巖層內(nèi)摩擦角φf=28°，節(jié)理裂隙影響系數(shù)β=0.32；K=2.46，上覆巖層平均容重γ=25 kN/m，支架支撐阻力Fj=0。將上述參數(shù)分別代入彈性條件和塑性條件公式進(jìn)行計算，得出己15煤層回采后底板的最大破壞深度：

彈性條件下?lián)p傷深度計算：hmax=30.8 m，塑性條件下?lián)p傷深度計算：hmax=29.46 m。通過理論分析計算得出，平煤股份四礦己15煤層開采后的底板最大損傷破壞深度為30 m。

3 模擬結(jié)果分析

該試驗(yàn)以平煤股份四礦己16-17-23140工作面的工程條件為基礎(chǔ)數(shù)據(jù)，采用FLAC3D對上部己15煤回采后底板應(yīng)力場變化規(guī)律進(jìn)行模擬分析。

己15煤層平均厚度1.7 m；直接頂為粉砂質(zhì)泥巖，厚度4.0 m；基本頂為粉砂巖、中粒砂巖，厚度15.9 m；底板為粉砂質(zhì)泥巖，厚度8.0 m。己16-17煤層平均厚度為3.5 m，煤層傾角5°～8°，平均采深997 m。己15、己16-17煤層的平均層間距為8.3 m。

3.1 試驗(yàn)?zāi)Ｐ驮O(shè)計

(1)模型的基本參數(shù)。上位煤層開采后，采面頂?shù)装鍘r層的應(yīng)力、位移、裂隙均重新分布，本文主要研究采場下伏煤巖體的應(yīng)力場變化規(guī)律，因此模型的研究主體為底板巖層。為了保證采面頂?shù)装鍘r層和煤層之間的協(xié)調(diào)變形，試驗(yàn)采用走向開采模型，尺寸長300 m，高156 m，其中己15煤厚1.7 m，頂板巖厚86.4 m，底板巖厚67.9 m，下位煤層己16-17與己15煤層層間距8.3 m。模型上部為自由邊界，模型可整體沉降，其他3個邊界為零位移條件。具體條件如下：左右邊界為單約束邊界，取u=0，v≠0(u為x方向，v為y方向)；下部邊界為全約束邊界，取u=v=0；上部邊界為自由邊界。模型上表面加上均布的載荷壓力，上覆巖體加載壓力為23.68 MPa。模型詳細(xì)情況如圖6所示。

圖6 模型示意Fig.6 Model diagram

(2)力學(xué)參數(shù)的選擇。平煤股份四礦地測科提供的巖層力學(xué)參數(shù)見表3。

表3 數(shù)值模擬巖層力學(xué)參數(shù)Tab.3 Numerical simulation of rock mechanics parameters

3.2 上位煤層開采下伏煤巖體應(yīng)力變化規(guī)律分析

利用Tecplot軟件提取了不同開挖進(jìn)度條件下底板巖層15 m深度處水平線上的垂直載荷數(shù)據(jù)，如圖7所示。

圖7 底板巖層15 m深度處垂直載荷數(shù)據(jù)變化規(guī)律Fig.7 Change rule of vertical load data at 15 m depth of floor rock

該深度上的原始垂直載荷為26.4 MPa，工作面推進(jìn)到20 m時，開切眼側(cè)煤體受到支承應(yīng)力影響，應(yīng)力增加到27.98 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為1.06，采空區(qū)下部區(qū)域應(yīng)力降低，卸壓呈“V”字形，對稱分布，模型中央應(yīng)力為12.6 MPa，達(dá)到最小。隨著開挖進(jìn)行，采面前方煤體及切眼位置處的支承載荷逐漸加大，同時采空區(qū)支承載荷繼續(xù)降低，載荷分布逐漸不對稱。隨著開挖的推進(jìn)，采空區(qū)卸壓的范圍越來越大。開挖到100 m位置時，支承載荷48.9 MPa，集中系數(shù)達(dá)到1.85，支承載荷低于10 MPa的區(qū)域占到采面開挖距離的68.7%。

開挖到100 m位置底板不同深度支承載荷變化情況如圖8所示。

圖8 開挖到100 m位置底板不同深度支承載荷變化規(guī)律Fig.8 Change rule of support load at different depths of the bottom slab from excavation to 100 m

采面采空區(qū)底板下方9.1 m范圍內(nèi)垂直載荷很小，基本為0。采空區(qū)后方由于冒落帶逐步壓實(shí)，應(yīng)力有所反彈。從圖8中可以看出：①隨著垂直距離增加，卸壓程度慢慢變?nèi)?，支承載荷慢慢變大。②隨著垂直距離增加，支承載荷集中系數(shù)慢慢減小，垂直距離2.5 m時，系數(shù)2.05；垂直距離23.4 m時，系數(shù)1.42；垂直距離57.2 m時，系數(shù)1.1。

采面51 m位置垂直線上底板支承載荷隨開挖進(jìn)度的變化關(guān)系如圖9所示。從圖9中得出，開挖進(jìn)度對采面51 m位置垂直觀測線上各點(diǎn)的支承載荷有很大影響。開挖至20 m時，底板淺部各點(diǎn)的垂直載荷稍大于原始垂直載荷，開挖至51 m時，垂直觀測線上各點(diǎn)支承載荷急劇降低，卸壓效果較好。

圖9 采面51 m位置垂直線上底板支承載荷隨開挖進(jìn)度的變化關(guān)系Fig.9 Variation of support load of bottom plate on the vertical line of 51 m position of mining face with excavation progress

4 結(jié)論

(1)分析得出了側(cè)向支承壓力峰值隨著與煤壁距離增大快速達(dá)到載荷峰值，隨后逐步降低到原始應(yīng)力。為便于載荷計算的簡化，假設(shè)其側(cè)向支承壓力的增降變化和煤壁距離為正比線性關(guān)系，得出側(cè)向支承壓力集度計算公式。

(2)根據(jù)平煤股份四礦的基礎(chǔ)地質(zhì)資料，根據(jù)推導(dǎo)出的彈性條件和塑性條件公式進(jìn)行計算，得出己15煤層回采后底板的最大破壞深度：彈性條件下?lián)p傷深度為30.8 m；塑性條件下?lián)p傷深度為29.46 m。因此，通過理論分析計算得出平煤股份四礦己15煤層開采后的底板最大損傷破壞深度為30 m。

(3)利用FLAC3D數(shù)值計算軟件模擬分析了上位煤層開采下伏煤巖體應(yīng)力變化規(guī)律，隨著垂直距離增加，卸壓程度慢慢變?nèi)酰С休d荷慢慢變大。隨著垂直距離增加，支承載荷集中系數(shù)慢慢減小，垂直距離2.5 m時，系數(shù)2.05；垂直距離23.4 m時，系數(shù)1.42；垂直距離57.2 m時，系數(shù)1.1。

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