近距離特厚煤層回采巷道合理布置優(yōu)化研究

蔡渝梁，翟 成，余 旭，孫 勇，唐 偉，武建國

(1.中國礦業(yè)大學(xué) 安全工程學(xué)院，江蘇 徐州 221116；2.中國礦業(yè)大學(xué) 煤礦瓦斯治理國家工程研究中心，江蘇 徐州 221116；3.開灤(集團(tuán))有限責(zé)任公司，河北 唐山 063000)

1 工程概況

以唐山礦8#煤層0250#、0251#工作面和9#煤層0291#工作面作為研究背景，上部煤層8#煤層工作面距9#煤層的距離平均約30 m，屬近距離煤層開采。9#煤層平均厚度為10.4 m，根據(jù)DZ/T 0215—2002 《煤、泥炭地質(zhì)勘查規(guī)范》，可將9煤劃分為特厚煤層，上部煤層開采過程中，下部煤層受采動影響嚴(yán)重，需研究下部煤層回采巷道布置方式及錯(cuò)距。0250#工作面走向長度為1720 m，傾向長度為210 m，煤層平均厚度為5.0 m。0251#工作面設(shè)計(jì)開采走向長度為1554 m，傾向長度為240 m，平均厚度為4.5 m，與0250#工作面相鄰。0291#工作面的走向和傾向長度為1823 m和180 m，平均厚度為10.4 m。上部煤層工作面0250#和0251#處于已開采狀態(tài)，下部工作面0291#未被開采。前期開采過程中的最大應(yīng)力集中系數(shù)達(dá)3.2。

2 底板破壞深度和巷道頂板受力分析

近距離煤層開采條件下，上部煤層的開采破壞深度決定了下部煤層是否受到影響[6]。塑性區(qū)的發(fā)展可以為開采過程中底板底鼓提供合理地解釋。

巷道頂?shù)装辶W(xué)模型如圖1所示，以矩形巷道為例，將巷道頂板簡化為兩端固支梁，巷道頂板受力模型如圖1(b)所示，8#煤層底板破壞力學(xué)模型如圖1(c)所示，圖中，Ⅰ為主動區(qū)，Ⅱ?yàn)檫^渡區(qū)，Ⅲ為被動區(qū)。根據(jù)張金才、劉天泉改進(jìn)并提出的巖土極限承載力計(jì)算公式，得出煤層底板最大破壞深度hmax[17]：

圖1 頂?shù)装辶W(xué)模型Fig.1 Mechanical model of the roof and floor

根據(jù)極限平衡理論可得煤壁塑性區(qū)寬度L1：

式中，φn為底板巖體內(nèi)摩擦角，(°)；M1為煤層采高，m；K為最大應(yīng)力集中系數(shù)；φ為煤體內(nèi)摩擦角，(°)；Cm為煤巖體粘聚力，MPa；γ為煤層平均容重，kN/m3；H為埋深，m。

由8#煤層0250#工作面底板砂巖內(nèi)摩擦角φn=41°，煤體內(nèi)摩擦角φ=39°，采高M(jìn)1=5 m，應(yīng)力集中系數(shù)K=3.2，煤體粘聚力Cm=5.2 MPa，煤層平均容重γ=14 kN/m3，埋深H=600 m代入式(1)和式(2)可求得L1=12.83 m，hmax=31.54 m>30 m。根據(jù)上述計(jì)算結(jié)果可知，上部8#煤層開采導(dǎo)致的底板最大破壞深度波及下部9#煤層的工作面，因此針對下部煤層需考慮上部煤層殘留煤柱的應(yīng)力集中效應(yīng)。

上部煤層采動使原巖的平衡狀態(tài)發(fā)生變化，不僅產(chǎn)生應(yīng)力集中，也造成下部煤層頂板出現(xiàn)明顯的應(yīng)力非均勻分布特征，拉應(yīng)力由不均勻受壓導(dǎo)致，當(dāng)拉應(yīng)力強(qiáng)度超出下部煤層巷道抗拉強(qiáng)度，巷道產(chǎn)生破壞[11，16]。選取矩形巷道作為力學(xué)分析簡化的對象，巷道頂板被簡化成兩端固支梁，如圖1(b)所示，q(x)=5q/2-qx/l為施加在頂板的非均布載荷；Ma和Mb分別為巷道兩幫的彎矩；Ra和Rb為巷道兩幫對頂板的支反力；Fa和Fb為巷道兩幫的水平力。將非均布載荷拆解成一個(gè)矩形和一個(gè)三角形載荷，由位移法可解得頂板兩端的拉應(yīng)力：σa=-21ql2/20h2，σb=19ql2/20h2，兩端的支承力：Ra=11ql/10，Rb=9ql/10，兩端的彎矩：Ma=-7ql2/40，Mb=19ql2/120。由上述分析及計(jì)算可知，巷道頂板在承受非均布載荷的情況下，對比受到均布載荷時(shí)的拉應(yīng)力σ=-ql2/2h2，其更容易達(dá)到抗拉強(qiáng)度極限并產(chǎn)生破壞。且由于頂板的受力不均勻，會導(dǎo)致巷道頂板兩端的變形不一致，進(jìn)而導(dǎo)致巷道發(fā)生失穩(wěn)或破壞。

現(xiàn)階段，我國大部分的油田公司都開始注重自身企業(yè)信息化的建設(shè)工作，對其所投入的資金量也會比較大，信息化技術(shù)在油田公司經(jīng)營生產(chǎn)過程中所展現(xiàn)出的作用也十分的顯著，需要不斷的創(chuàng)新油田業(yè)務(wù)，優(yōu)化油田企業(yè)的管理模式。

3 數(shù)值模型建立

根據(jù)唐山礦的地質(zhì)條件和煤層賦存情況，建立尺寸為300 m(X)×200 m(Y)×590 m(Z)的三維雙工作面模型，8#煤層0250#和0251#兩個(gè)工作面中間間隔煤柱30 m，走向和傾向兩個(gè)方向各劃分30 m保護(hù)煤柱，為減少邊界效應(yīng)的影響，下部煤層工作面與上部煤層的平均層間距為30 m。

三維模型中定義煤巖層平均傾角5°自上而下定義煤(巖)9層。模型共劃分140184個(gè)網(wǎng)格單元，生成的節(jié)點(diǎn)數(shù)為150535個(gè)。根據(jù)唐山礦9#煤層的應(yīng)力分布數(shù)據(jù)，最大水平主應(yīng)力σH=22.63 MPa，最小水平主應(yīng)力σh=11.80 MPa，垂直主應(yīng)力σV=15.62 MPa。根據(jù)9#煤層上覆煤巖的高度和容重，計(jì)算出三維模型頂部和底部的垂直主應(yīng)力分別為12.4 MPa和17.5 MPa。模型約束邊界在初始分析步驟中被激活，如圖2所示。

圖2 數(shù)值模型和邊界約束條件Fig.2 Numerical model and boundary constraints

上部煤層兩個(gè)工作面開采完畢后，需對下部9#煤層進(jìn)行巷道合理布置。下部煤層的巷道布置方式主要分為四種：內(nèi)錯(cuò)式、平移式、外錯(cuò)式和重疊式。進(jìn)、回風(fēng)巷道皆處于同一采空區(qū)下方為內(nèi)錯(cuò)式布置，位于兩個(gè)采空區(qū)下方時(shí)屬于平移式布置；進(jìn)、回風(fēng)巷道處于遺留煤柱下方時(shí)屬于外錯(cuò)式布置，位于上方工作面回采巷道正下方時(shí)即為重疊式，如圖3所示，當(dāng)S的長度發(fā)生改變時(shí)，其相應(yīng)的布置方式和對應(yīng)布置方式的具體位置得到確定。規(guī)定當(dāng)0291#工作面進(jìn)風(fēng)巷道位于0250#工作面下方且位于上方進(jìn)風(fēng)巷道右側(cè)時(shí)，兩條巷道的距離為S，且此時(shí)S為正，布置方式為內(nèi)錯(cuò)式；0291#工作面進(jìn)風(fēng)巷道位于0250#工作面下方且位于上方進(jìn)風(fēng)巷道左側(cè)時(shí)，兩條巷道的距離為負(fù)，布置方式為平移式。當(dāng)0291#工作面巷道內(nèi)錯(cuò)式布置時(shí)，根據(jù)下位9#煤層的工作面傾向長度，內(nèi)錯(cuò)的距離從0 m開始50 m結(jié)束，每次10 m；當(dāng)0291#工作面巷道平移式布置時(shí)，平移的距離從0 m開始120 m結(jié)束，每次20 m；當(dāng)0291#工作面巷道分別以外錯(cuò)式和重疊式布置時(shí)，對應(yīng)的S分別為-15 m和0 m，具體的布置方式及工作面長度見表1。

表1 不同巷道布置方式及工作面長度Table 1 Roadway layout methods and the working face lengths

圖3 巷道優(yōu)化布置Fig.3 Optimized layout of the roadways

為了減少模型的運(yùn)算時(shí)間和得到更準(zhǔn)確的結(jié)果，采用Mohr-Coulomb(M-C)屈服準(zhǔn)則來描述煤層和巖層的破壞，因?yàn)槿S模型涉及兩個(gè)上保護(hù)層工作面，分析的重點(diǎn)是煤層和巖層的非線性變形。煤巖計(jì)算參數(shù)見表2。

表2 煤巖計(jì)算參數(shù)Table 2 Calculation parameters of coal and rock

4 數(shù)值模擬結(jié)果

4.1 9#煤層頂?shù)装鍛?yīng)力分布

為了揭示和反映9#煤層頂板垂直應(yīng)力的分布規(guī)律，對模型沿傾向進(jìn)行切片，計(jì)算上部煤層開采完成后的煤巖垂直應(yīng)力分布，如圖4所示。

圖4 9#煤層頂板應(yīng)力Fig.4 Roof stress of the 9#coal seam

工作面推進(jìn)至480 m時(shí)，9#煤層所在層位產(chǎn)生的卸壓效應(yīng)較為明顯，9#煤層的垂直應(yīng)力范圍為0.28～95.8 MPa ，最小垂直應(yīng)力位置出現(xiàn)在沿走向距離180 m處，由原始地應(yīng)力為16.2 MPa可得垂直應(yīng)力的最大應(yīng)力降低率為98.2%。上部煤層兩個(gè)工作面開采完畢后，殘留煤柱兩側(cè)出現(xiàn)應(yīng)力峰值，產(chǎn)生應(yīng)力集中現(xiàn)象，最大應(yīng)力區(qū)域出現(xiàn)在兩工作面中間的殘留煤柱下方，應(yīng)力值為95.8 MPa，最大應(yīng)力集中系數(shù)為5.9。且由頂板云圖可以看出其應(yīng)力不均勻特征明顯，尤其在距離殘留煤柱較近處，應(yīng)力集中現(xiàn)象最明顯，距離較遠(yuǎn)時(shí)，應(yīng)力集中系數(shù)迅速下降，應(yīng)力集中程度降低。此時(shí)，考慮下部煤層巷道布置時(shí)，須避開應(yīng)力集中區(qū)域。

4.2 布置方式初選

選取四種布置方式下不同移進(jìn)距離進(jìn)、回風(fēng)巷道在垂直方向上受到的最大主應(yīng)力值，如圖5所示。當(dāng)采用重疊方式布置時(shí)，0291#工作面進(jìn)回風(fēng)巷道的垂直應(yīng)力均存在應(yīng)力集中現(xiàn)象，考慮到下層煤層巷道需要布置在應(yīng)力集中較小的區(qū)域，因此，0291#工作面的進(jìn)、回風(fēng)巷道布置不宜采用重疊布置。當(dāng)采用外錯(cuò)布置時(shí)，進(jìn)、回風(fēng)巷道的垂直應(yīng)力總體變化趨勢為下降、上升、下降、再上升，垂直應(yīng)力變化趨勢與重疊布置的相似。由于巷道布置在保護(hù)煤柱的正下方，該段煤層上下的應(yīng)力集中最大，應(yīng)力集中效應(yīng)也最大。因此，考慮應(yīng)力集中現(xiàn)象的存在，不考慮重疊和外錯(cuò)式的巷道布置方式。

圖5 四種布置方式垂直應(yīng)力Fig.5 Vertical stress distribution with the four roadway layouts

對于回風(fēng)巷道，內(nèi)錯(cuò)式和平移式布置方式下的頂板垂直應(yīng)力相較于外錯(cuò)式和重疊式均較小，同時(shí)考慮下位煤層巷道布置時(shí)，須避開應(yīng)力集中區(qū)域，因此，可初步排除外錯(cuò)式和重疊式兩種布置方式，進(jìn)一步將對內(nèi)錯(cuò)式和平移式布置方式進(jìn)行優(yōu)選，并確定最佳錯(cuò)距。

4.3 特厚煤層回采巷道合理空間位置分析與優(yōu)化

上部8#煤層開采后，對下部9#巷道進(jìn)行合理的布置。通?；夭上锏赖捻敯迨懿蓜佑绊懽畲骩18]。因此，針對四種類型的進(jìn)風(fēng)巷道和回風(fēng)巷道的布置，在兩條巷道的頂板布置監(jiān)測線，監(jiān)測巷道的垂直應(yīng)力和位移的變化，最終確定巷道的合理布置。

當(dāng)工作面0291#巷道采用內(nèi)錯(cuò)布置時(shí)，9#煤層左側(cè)煤柱承受來自8#煤層殘余煤柱的集中應(yīng)力，其中應(yīng)力卸壓區(qū)到殘余煤柱邊緣的距離為Sm，9#煤層應(yīng)力卸壓區(qū)到8#煤層殘余煤柱邊緣的水平距離Sm[19]：

式中，hr為煤層間距，取30 m；Mb為9煤層厚度，取10.4 m；α為煤層傾斜角，取5°；δ為煤柱支撐壓力影響傳播角，取45°。

考慮到回采巷道頂板受到非均布載荷和進(jìn)回風(fēng)巷道與殘余煤柱在水平方向上的距離不同，采用巷道的應(yīng)力改變量Δσ和位移改變量ΔD來衡量兩個(gè)回采巷道頂板受應(yīng)力的不均衡程度[20，21]，即：

式中，σm、σn分別為進(jìn)風(fēng)巷道和回風(fēng)巷道頂板最大主應(yīng)力，MPa；Dm、Dn分別為進(jìn)風(fēng)和回風(fēng)巷道頂板垂直位移，mm。

0291#工作面內(nèi)錯(cuò)不同距離時(shí)巷道應(yīng)力和位移情況如圖6所示，由圖6(a)(b)可以看出，工作面0291#回風(fēng)巷道垂直應(yīng)力的整體變化趨勢呈現(xiàn)倒梯形，反映的垂直應(yīng)力的變化趨勢首先是沿沖擊距離下降，保持穩(wěn)定，然后上升。隨著內(nèi)錯(cuò)距的增加，工作面0291#回風(fēng)巷道區(qū)域的垂直應(yīng)力不斷增加。當(dāng)內(nèi)錯(cuò)距為10 m和20 m時(shí)，垂直應(yīng)力的增長速度遠(yuǎn)遠(yuǎn)低于內(nèi)錯(cuò)距為30、40和50 m時(shí)。由于地處較深的地層，所受地應(yīng)力較大，進(jìn)風(fēng)巷接近工作面0250#和0251#之間的保護(hù)煤柱，巷道區(qū)域的垂直應(yīng)力可對保護(hù)煤柱產(chǎn)生影響，煤柱附近區(qū)域的應(yīng)力集中效應(yīng)較大，需要加強(qiáng)支護(hù)作用。

圖6 內(nèi)錯(cuò)不同距離時(shí)巷道應(yīng)力和位移情況Fig.6 Stress and displacement of roadways at different staggered distances

當(dāng)0291#工作面內(nèi)錯(cuò)距離分別為0、10、20、30、40、50 m時(shí)，進(jìn)風(fēng)巷150 m處位移值分別為325.82、259.79、170.83、116.39、68.79、40.92 mm，回風(fēng)巷150 m處位移值分別為29.29、57.93、44.09、62.46、87.64、131.73 mm，如圖6(c)、(d)所示。從礦井巷道穩(wěn)定和防止沖擊地壓的角度考慮，需要保證進(jìn)、回風(fēng)巷道的垂直應(yīng)力值相當(dāng)，不宜在應(yīng)力集中范圍和程度較大的區(qū)域布置巷道[22]。因此，分別令Δσ=0、ΔD=0，將圖6(e)中進(jìn)、回風(fēng)巷道沉降的交點(diǎn)Sb作為工作面0291#巷道的最佳內(nèi)部交錯(cuò)距離，其值為37.5 m，此時(shí)下沉量為76 mm。

當(dāng)0291#工作面平移不同距離時(shí)進(jìn)風(fēng)和回風(fēng)巷道(X方向)150 m處的應(yīng)力和位移情況如圖7所示。以應(yīng)力值作為平移距離的判斷標(biāo)準(zhǔn)時(shí)，進(jìn)、回風(fēng)巷道的應(yīng)力曲線交點(diǎn)記為Sc，此時(shí)Sc=66.4 m，對應(yīng)的應(yīng)力值為0.23 MPa；以沉陷量作為平移距離的判斷標(biāo)準(zhǔn)時(shí)，進(jìn)、回風(fēng)巷道的位移曲線交點(diǎn)記為Sd，此時(shí)Sd=81.1 m，對應(yīng)沉陷量為44.9 mm。從礦井巷道穩(wěn)定和防止沖擊地壓的角度考慮，進(jìn)、回風(fēng)巷道有必要布置在應(yīng)力集中程度較小的區(qū)域，有必要保證進(jìn)、回風(fēng)巷道的垂直應(yīng)力值相當(dāng)，不宜在應(yīng)力集中范圍和應(yīng)力集中程度較大的區(qū)域布置巷道?？紤]應(yīng)減少殘留煤柱、提高煤炭資源的利用率和回采工作面的接續(xù)，因此不考慮Sc及Sd作為平移式布置方式的錯(cuò)距。

圖7 平移不同距離時(shí)巷道應(yīng)力和位移情況Fig.7 Stress and displacement of roadways at different translation distances

5 工業(yè)性試驗(yàn)

8煤0250#和0251#兩個(gè)工作面被開采后，9煤0291#工作面既需布置在有效卸壓范圍之內(nèi)，又要防止內(nèi)錯(cuò)距離過大導(dǎo)致的煤炭資源利用不充分。因此，根據(jù)上述理論計(jì)算及數(shù)值模擬計(jì)算的結(jié)果，在工作面長度確定的情況下，綜合考慮將0291#工作面的回采巷道在水平方向上沿上方采空區(qū)鄰近煤柱邊緣內(nèi)錯(cuò)距離37.5 m進(jìn)行布置。

在0291#工作面回采巷道掘進(jìn)過程中，利用頂板離層儀監(jiān)測頂板下沉量，將測點(diǎn)設(shè)置在進(jìn)回風(fēng)巷道頂板中線處，再利用工程線對變形量進(jìn)行監(jiān)測，計(jì)算得到巷道頂板下沉量。在回采巷道沿走向約150 m處及前后各10 m處布置3個(gè)測點(diǎn)，各個(gè)測點(diǎn)對巷道頂板下沉量進(jìn)行記錄，總周期為60 d，前10天每兩天記錄一次，后20天每10天記錄一次，最后30天每15天記錄一次，得到巷道圍巖位移曲線，如圖8所示。由圖8可知，進(jìn)回風(fēng)巷的頂板下沉量整體呈上升且放緩的趨勢，巷道掘進(jìn)的初始期，下沉速度最快，回風(fēng)巷和進(jìn)風(fēng)巷最大下沉速度分別為4.6 mm/d和5.6 mm/d，隨后下沉速度逐漸放緩，最終到達(dá)穩(wěn)定，進(jìn)回風(fēng)巷的3#測點(diǎn)均為下沉量最大處，分別為80.5 mm和70.4 mm，與數(shù)值模擬結(jié)果對比，誤差分別為5.6%和7.9%。上述現(xiàn)場試驗(yàn)數(shù)據(jù)表明，對回采巷道進(jìn)行合理布置后，能有效減小巷道的頂板下沉量，且能印證數(shù)值模擬結(jié)果，0291#工作面掘進(jìn)期間至安全貫通，合理的巷道布置方式及錯(cuò)距遏制了沖擊地壓的產(chǎn)生，保證了巷道的穩(wěn)定性。

圖8 巷道頂板變形量Fig.8 Roof deformation of the roadways

6 結(jié) 論

1)通過理論計(jì)算得到上部8#煤開采引起的支承壓力對底板造成的最大破壞深度為31.5 m，產(chǎn)生的破壞范圍波及9#煤層。對下位煤層巷道頂板進(jìn)行力學(xué)分析，可定性判斷殘留煤柱對下位煤層產(chǎn)生的應(yīng)力集中影響，巷道頂板受到非均布載荷，并確定下位煤層回采巷道應(yīng)在應(yīng)力降低區(qū)內(nèi)布置。

2)采用數(shù)值模擬軟件得出8#煤層雙工作面采后煤柱底板的應(yīng)力分布特征，同時(shí)理論分析回采巷道頂板受非均布載荷產(chǎn)生破壞的原因，定量分析應(yīng)力降低區(qū)范圍，進(jìn)一步精確下位煤層回采巷道布置。

3)基于理論分析和現(xiàn)場工業(yè)性試驗(yàn)，采用數(shù)值模擬分析進(jìn)回風(fēng)巷道頂板應(yīng)力及位移曲線，通過應(yīng)力改變量Δσ和位移改變量ΔD定義不均衡程度，同時(shí)利用頂板離層儀得到現(xiàn)場實(shí)測數(shù)據(jù)，確定9#煤層工作面回采巷道合理內(nèi)錯(cuò)距離為37.5 m，現(xiàn)場實(shí)測巷道變形量印證了該錯(cuò)距的可行性。