彭志妍,查文華
(1.安徽理工大學(xué) 煤礦安全高效開(kāi)采省部共建教育部重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室, 安徽 淮南 232001; 2.安徽理工大學(xué) 能源與安全學(xué)院, 安徽 淮南 232001;3.東華理工大學(xué) 土木與建筑工程學(xué)院, 江西 南昌 330013)
近年來(lái),隨著煤礦開(kāi)采強(qiáng)度不斷增大,越來(lái)越多礦井中開(kāi)采條件較好的煤層在短時(shí)間內(nèi)已近枯竭,許多礦井開(kāi)始回采復(fù)雜難采煤層,其中極近距離煤層即是復(fù)雜難采煤層之一[1-3]。目前極近距離煤層聯(lián)合開(kāi)采需解決的難題就是上下煤層聯(lián)合開(kāi)采條件下工作面錯(cuò)距的確定[4-6],合理的錯(cuò)距可以減小上下煤層間開(kāi)采的影響。
許多專(zhuān)家學(xué)者針對(duì)極近距離煤層聯(lián)合開(kāi)采做了大量研究。楊偉等[7-8]基于彈性半無(wú)限體理論,給出了極近距離煤層聯(lián)合開(kāi)采條件下工作面合理錯(cuò)距的選取方法,確定了上下工作面的合理錯(cuò)距值。孫春東等[9]基于巖層移動(dòng)理論,研究了上煤層工作面走向穩(wěn)壓區(qū)與減壓區(qū)的范圍,獲得了極近距離煤層聯(lián)合開(kāi)采的最佳錯(cuò)距范圍。王月星[10]基于常規(guī)錯(cuò)距理論和“砌體梁”理論,分析了極近距離煤層不同錯(cuò)距同采的可行性,得出了極近距離煤層同采工作面錯(cuò)距的合理范圍。王路軍等[11]、查文華等[12]建立了相似物理模型,研究了極近距離煤層同采工作面覆巖垮落規(guī)律,揭示了上下工作面周期來(lái)壓特征。袁安營(yíng)等[13]采用物理模擬方法研究了極近距離煤層重復(fù)采動(dòng)采場(chǎng)圍巖力學(xué)特性,提出了系列工作面強(qiáng)動(dòng)壓防治措施。嚴(yán)國(guó)超等[14]采用物理模擬方法研究了極近距離薄煤層聯(lián)合開(kāi)采覆巖聯(lián)動(dòng)垮落規(guī)律,揭示了極近距離煤層聯(lián)合開(kāi)采下煤層回采過(guò)程中應(yīng)力疊加機(jī)制。任艷芳[15]采用數(shù)值模擬原理分析了極近距離煤層礦壓及覆巖運(yùn)移特點(diǎn),得出了內(nèi)錯(cuò)巷道布置在礦壓控制中的作用機(jī)理。康健等[16]通過(guò)建立數(shù)值模型,分析了極近距離煤層同采工作面多物理場(chǎng)耦合特征,揭示了其應(yīng)力傳遞機(jī)制,獲得了上下工作面合理錯(cuò)距的計(jì)算公式。石灝等[17]采用數(shù)值模擬方法,分析了聯(lián)合開(kāi)采工作面不同開(kāi)采錯(cuò)距工作面覆巖應(yīng)力傳遞規(guī)律,得出了同采工作面聯(lián)合開(kāi)采錯(cuò)距。
上述研究針對(duì)上層煤采動(dòng)應(yīng)力對(duì)下層煤應(yīng)力的影響程度進(jìn)行了系統(tǒng)分析,但受限于理論計(jì)算的過(guò)多假設(shè)條件,同時(shí)數(shù)值模擬與物理模擬中巖體力學(xué)參數(shù)與現(xiàn)場(chǎng)實(shí)際的圍巖力學(xué)特性存在較大差異,且上述研究方法獲得的開(kāi)采錯(cuò)距缺乏有效的現(xiàn)場(chǎng)驗(yàn)證,致使得出的同采工作面開(kāi)采錯(cuò)距亦有較大誤差。為此,筆者以山西靈石集廣煤礦9號(hào)和10號(hào)煤層為工程背景,設(shè)計(jì)了30,36,44 m開(kāi)采錯(cuò)距的現(xiàn)場(chǎng)對(duì)照試驗(yàn),并結(jié)合數(shù)值模擬方法,研究了極近距離同采工作面3種走向開(kāi)采錯(cuò)距下工作面支架工作阻力變化與支承壓力演化特征。研究成果為極近距離煤層同采工作面開(kāi)采錯(cuò)距的留設(shè)提供了理論指導(dǎo)。
山西靈石集廣煤礦9號(hào)煤層和10號(hào)煤層平均間距為3.8 m,屬于極近距離煤層。兩煤層標(biāo)高為-343~-350 m,煤層平均傾角為6 °,9號(hào)煤層平均厚度為1.1 m,10號(hào)煤層平均厚度為4.1 m。9號(hào)煤層直接頂為5.1 m厚的K2石灰?guī)r,基本頂為5.2 m 厚的砂質(zhì)泥巖。10號(hào)煤層直接底為3.0 m厚的泥巖,夾層為砂質(zhì)泥巖。煤層及頂?shù)装鍘r性特征見(jiàn)表1。
表1 煤層及頂?shù)装鍘r性特征Table 1 Characteristics of coal seam and roof and floor lithology
090402高檔普采工作面和100402綜采工作面為上下同采工作面。090402普采工作面布置在9號(hào)煤層中,走向長(zhǎng)度為1 480 m,傾向長(zhǎng)度為135 m;100402綜采工作面布置在10號(hào)煤層中,走向長(zhǎng)度為1 560 m,傾向長(zhǎng)度為159 m。100402綜采工作面運(yùn)輸巷外錯(cuò)090402普采工作面運(yùn)輸巷3 m。兩工作面相對(duì)位置關(guān)系如圖1所示。礦井設(shè)計(jì)之初,同采工作面開(kāi)采錯(cuò)距為18 m,在該開(kāi)采錯(cuò)距下,100402綜采工作面支架載荷升高,安全閥開(kāi)啟,高壓力作用下工作面煤壁片幫,制約了工作面的安全開(kāi)采。
圖1 工作面相對(duì)位置關(guān)系Fig.1 Relative position relation of working face
為了優(yōu)化同采工作面開(kāi)采錯(cuò)距,現(xiàn)場(chǎng)設(shè)計(jì)了30,36,44 m的開(kāi)采錯(cuò)距,并監(jiān)測(cè)了3種開(kāi)采錯(cuò)距下100402綜采工作面上部、中部、下部在2次周期來(lái)壓之間的支架壓力數(shù)據(jù),繪制了以循環(huán)數(shù)(工作面完成落煤、拉架、推溜為一個(gè)循環(huán))為橫坐標(biāo)的支架工作阻力曲線,并繪制支架平均工作阻力輔助線,如圖2所示。分別用綠色、藍(lán)色、紅色虛線表示開(kāi)采錯(cuò)距為30,36,44 m時(shí)的平均工作阻力。
由圖2可得到如下結(jié)論:
(1) 開(kāi)采錯(cuò)距為30 m時(shí),作面上、中、下部支架在來(lái)壓和非來(lái)壓期間平均工作阻力分別為21.4,18.2,14.3 MPa,工作面傾斜方向支架工作阻力利用率變化幅度較大,呈現(xiàn)工作面上部區(qū)域支架工作阻力大、向工作面下部逐漸減小的趨勢(shì)。
(2) 開(kāi)采錯(cuò)距為36 m時(shí),工作面上、中、下部支架在2次周期來(lái)壓期間平均工作阻力分別為12.0,11.7,11.9 MPa,工作面傾斜方向支架工作阻力利用率變化幅度較平緩,工作阻力較30 m開(kāi)采錯(cuò)距時(shí)明顯減小。
(3) 開(kāi)采錯(cuò)距為44 m時(shí),工作面上、中、下部支架在來(lái)壓和非來(lái)壓期間平均工作阻力分別為15.3,17.1,14.5 MPa,工作面傾斜方向支架工作阻力利用率變化幅度再次變大,呈現(xiàn)工作面中部區(qū)域支架工作阻力大、向工作面兩側(cè)逐漸減小的趨勢(shì),且工作阻力較36 m開(kāi)采錯(cuò)距時(shí)增大。
(a) 上部支架
(b) 中部支架
(c) 下部支架
綜合分析可知,開(kāi)采錯(cuò)距為36 m時(shí),100402綜采工作面支架工作阻力最小,工作面傾斜方向支架工作阻力利用率變化幅度最平緩。兩工作面走向開(kāi)采錯(cuò)距布置為36 m較為合理。
為研究同采工作面3種開(kāi)采錯(cuò)距下支承壓力演化規(guī)律,建立了三維尺寸為250 m(走向)×260 m(傾向)×110 m(高度)的FLAC3D數(shù)值計(jì)算模型,如圖3所示。模型采用M-C本構(gòu)和大應(yīng)變變形模式,模型四邊和底部采用位移邊界,頂部為自由邊界。模型頂部施加8.2 MPa載荷,用以補(bǔ)償未模擬的上覆巖層重力載荷。采用弱化材料滯后15 m充填工作面采空區(qū)。
圖3 數(shù)值計(jì)算模型Fig.3 Numerical calculation model
為減小模型邊界效應(yīng),同采工作面兩側(cè)各留50 m保護(hù)煤柱。模擬過(guò)程中煤層每5 m為一開(kāi)挖步距,且每一開(kāi)挖步距計(jì)算穩(wěn)定后,再開(kāi)挖下一步距。為比較真實(shí)反映煤巖體賦存狀況,共模擬9層巖層。煤巖物理力學(xué)參數(shù)見(jiàn)表2。
為了分析3種開(kāi)采錯(cuò)距下同采工作面走向支承壓力分布特征,截取了工作面走向支承壓力云圖,并提取了兩工作面夾層間支承壓力數(shù)據(jù),如圖4所示。
表2 煤巖物理力學(xué)參數(shù)Table 2 Physical and mechanical parameters of coal and rock
圖4 不同開(kāi)采錯(cuò)距下夾層支承壓力Fig.4 Interlayer support pressure at different mining staggered distance
由圖4可得到如下結(jié)論:
(1) 開(kāi)采錯(cuò)距為30 m時(shí),090402普采工作面超前支承壓力與100402綜采工作面超前支承壓力疊加,支承壓力峰值升高,為21.2 MPa。
(2) 開(kāi)采錯(cuò)距為36 m時(shí),090402普采工作面受同采工作面超前支承壓力疊加效應(yīng)影響減弱,支承壓力峰值降低,為19.3 MPa。
(3) 開(kāi)采錯(cuò)距為44 m時(shí),090402普采工作面受同采工作面超前支承壓力疊加效應(yīng)影響進(jìn)一步減弱,但支承壓力峰值升高,為21.1 MPa,說(shuō)明隨著開(kāi)采錯(cuò)距增大,覆巖結(jié)構(gòu)對(duì)090402普采工作面超前支承壓力的影響增強(qiáng)。
綜合分析可知,開(kāi)采錯(cuò)距為36 m時(shí),090402普采工作面超前支承壓力峰值最小,這與100402綜采工作面支架工作阻力變化規(guī)律相一致,進(jìn)一步說(shuō)明了兩工作面走向開(kāi)采錯(cuò)距布置為36 m時(shí)較為合理。
為了驗(yàn)證36 m開(kāi)采錯(cuò)距的合理性,監(jiān)測(cè)了090402普采工作面和100402綜采工作面回采過(guò)程中兩巷(運(yùn)輸巷和回風(fēng)巷)頂板錨桿壓力變化速率及頂板離層狀況,如圖5、圖6所示。
(a) 090402普采工作面
(b) 100402綜采工作面
(a) 090402普采工作面
(b) 100402綜采工作面
由圖5可知:觀測(cè)點(diǎn)距090402普采工作面煤壁30 m以上時(shí),兩巷頂板錨桿壓力變化速率波動(dòng)幅度范圍為0~0.7 kN/d,觀測(cè)點(diǎn)距工作面煤壁30 m以內(nèi)時(shí),錨桿壓力變化速率呈增大趨勢(shì),但變化速率小于2 kN/d;090402普采工作面回采后,頂板應(yīng)力釋放,100402綜采工作面煤壁超前支承壓力影響范圍減小,為20 m左右,觀測(cè)點(diǎn)距100402綜采工作面煤壁20 m以上時(shí),兩巷頂板錨桿壓力變化速率波動(dòng)幅度較090402普采工作面兩巷平穩(wěn),波動(dòng)幅度為0~0.5 kN/d。
由圖6可知:觀測(cè)點(diǎn)距090402普采工作面煤壁30 m以上時(shí),兩巷頂板離層值波動(dòng)幅度較小,范圍為0~0.15 mm,觀測(cè)點(diǎn)距工作面煤壁30 m以內(nèi)時(shí),頂板離層值略微增大,整體小于0.6 mm;090402普采工作面回采后,頂板破斷,完整性降低;觀測(cè)點(diǎn)距100402綜采工作面煤壁20 m以上時(shí),頂板離層波動(dòng)幅度較090402普采工作面增大,這與頂板錨桿壓力變化速率規(guī)律相對(duì)應(yīng),即100402綜采工作面位于應(yīng)力釋放區(qū),巷道應(yīng)力集中程度降低,但巷道圍巖破碎程度增強(qiáng)。
(1) 結(jié)合3種開(kāi)采錯(cuò)距下100402綜采工作面上、中、下部支架工作阻力數(shù)據(jù),獲得了工作面支架工作阻力隨開(kāi)采錯(cuò)距增大呈現(xiàn)先減小后增大的特點(diǎn);36 m開(kāi)采錯(cuò)距下,100402綜采工作面傾斜方向支架工作阻力利用率變化幅度最為平穩(wěn)。
(2) 基于數(shù)值模型,揭示了工作面超前支承壓力峰值隨開(kāi)采錯(cuò)距增大呈現(xiàn)先減小后增大的演化特征,090402普采工作面超前支承壓力演化特征與100402綜采工作面支架工作阻力變化規(guī)律具有一致性。
(3) 工作面兩巷頂板錨桿壓力變化速率與頂板離層實(shí)驗(yàn)結(jié)果表明,開(kāi)采錯(cuò)距優(yōu)化后的工作面兩巷頂板錨桿壓力變化速率平緩,頂板離層量基本穩(wěn)定在0.6 mm以內(nèi),說(shuō)明36 m 開(kāi)采錯(cuò)距合理。