多煤層充填采煤礦壓顯現及支架適應性研究

谷拴成，賀恒煒，黃榮賓，2

(1.西安科技大學 建筑與土木工程學院，陜西 西安 710054；2.西安科技大學 地質資源與地質工程博士后流動站，陜西 西安 710054)

0 引 言

當下中國大部分礦區(qū)進入煤炭資源開發(fā)中后期，煤炭開采逐步向著埋藏深、多煤層等復雜條件發(fā)展[1-2]。為解決煤矸石合理利用及“三下”壓煤合理開采，近年來矸石充填開采技術得到廣泛應用和推廣[3-5]。然而多煤層重復開采條件下的充填采煤礦壓顯現規(guī)律及支架受力特性沒有得到深入研究，嚴重的影響工作面安全高效開采[6-9]。

對于煤層群開采，專家學者對多煤層開采的裂隙發(fā)育規(guī)律、煤巖體變形研究較多，取得了豐碩的成果。張少龍、李樹剛等系統(tǒng)性的針對層間距、采高等多種影響因素條件下，研究上保護層開采后的下伏煤巖體應力、滲流等變化規(guī)律[10-11]。程志恒等研究近距離煤層群疊加開采對頂底板采動應力卸壓程度以及覆巖裂隙動態(tài)演化特征[12]。李樹清等對多煤層群雙層開采煤層膨脹變形規(guī)律進行深入研究[13]。

上部煤層開采形成的采空區(qū)及剩余煤柱造成覆巖應力重新分布，對下部充填采煤工作面的礦壓及支架受力產生直接影響。許多學者對上述問題進行深入研究[14-19]。王曉振等給出重復采動條件下對覆巖破壞特征及影響規(guī)律[20-21]。黃慶享等分析近淺埋煤層群開采下煤層過采空區(qū)和煤柱的礦壓顯現規(guī)律，及不同面寬、不同采高工作面的礦壓顯現變化規(guī)律[22-23]。張明等分析重復采動過程中上覆巨厚關鍵層巖塊形態(tài)特征、冒落特性及移動規(guī)律[24-25]。朱衛(wèi)兵等針對淺埋近距離煤層條件下，重復采動關鍵層結構失穩(wěn)機理、中間厚關鍵層破斷特征及礦壓顯現規(guī)律進行深入研究[26-27]。

張強等采用煤壁支承應力峰值、應力集中系數等指標定量表征弱化程度，提出充填采場礦壓顯現弱化的內涵及臨界判別條件[28]。張吉雄等建立充填綜采覆巖關鍵層力學模型，得到關鍵層最大撓度與強度、下部巖層彈性地基系數與巖性參數之間的關系[29]。孫建等建立特殊保水開采煤層條帶充填覆巖結構隔水層力學模型，推導得出結構隔水層及上方黏性土層穩(wěn)定性力學判據[30]。CHANG等分析在沿空留巷施工過程中，充填體的受力狀態(tài)及其變形規(guī)律，給出充填體支護作用效果的影響因素[31]。LI等分析復雜應力作用下的充填體的變形破壞演化過程及其力學特性，對荷載作用下的充填體內部空隙變化過程進行深入研究[32]。勒治華等建立充填散體與礦柱相互作用過程中礦柱的承載模型，得到散體模量與柱形模量的關系式[33]。

現階段國內外學者針對多煤層充填開采條件下覆巖結構破壞特性、工作面動壓顯現規(guī)律等開展大量研究，但是針對上部采空區(qū)及煤柱影響下的充填開采支架受力特性及礦壓顯現規(guī)律的相關研究較少。基于此，文中以陜北某礦多煤層充填開采工程實踐為背景，通過數值模擬、現場實測、數據分析相結合的方法，揭示多煤層充填開采礦壓顯現規(guī)律及充填支架受力特性，為工作面礦壓控制及支架選型提供科學依據。

1 工程背景

陜北某煤礦31205工作面是3-1煤層二盤區(qū)第5個工作面，也是該盤區(qū)首個充填開采工作面，采煤采用長臂后退式一次采全高回采工藝。31205工作面傾向長度260.6 m，走向長度2 875.6 m，設計采煤高度3.6 m，埋深265.0～317.5 m。

31205工作面位于31煤回風大巷西北側，31204工作面東北側，上部為2-2煤層22117采空區(qū)，兩工作面走向一致，底板高差為30.9 m。兩工作面右邊界水平差值為88.7 m，31205工作面位置及井上下關系見表1。31205工作面煤層及頂底板情況見表2，22117工作面參數與31205工作面尺寸一致，上下工作面位置關系如圖1所示。

表1 工作面位置及井上下關系Table 1 Working face position and relationship between up and down

表2 煤層及頂底板特征Table 2 Characteristics of coal seam and roof and floor

圖1 31205、22117工作面對應關系Fig.1 Corresponding position relationship of 31205 and 22117 working face

支架采用ZC26000/25/40D型中部充填液壓支架，工作面布置充填開采支架130架，支架中心距1 750 mm，支架的間隙按50 mm考慮。支架最小控頂距10 330 mm。

2 數值模擬

模型尺寸600 m×500 m×170 m(長×深×高)。

模型上部邊界面為應力界面，上部載荷按上覆巖層厚度和巖層平均容重施加，為均布荷載。模型的左、右、前、后及下部界面均為位移固定約束界面。為減小模型邊界影響，模型四周留設寬度為50 m的邊界實體，模型圖如圖2、圖3所示，煤巖層力學參數見表3。

表3 各類地層物理力學參數Table 3 Physical and mechanical parameters of various formations

圖2 數值模擬模型Fig.2 Numerical simulation model

圖3 數值模擬本構模型Fig.3 Numerical simulation of the constitutive mode

模擬過程中以Beam結構作為支架支柱進行支撐壓力分析。先令采場位移場清零，然后在工作面設置一排液壓支柱，支柱長3.5 m，半徑10 cm，彈性模量250 GPa，在典型位置處支柱設置位移測點以觀察支柱變形量。通過Beam結構與液壓支架相似關系，換算成實際液壓支架受載情況。

3 礦壓顯現規(guī)律

31205工作面左側煤柱與22117工作面左側煤柱應力出現明顯集中，且兩者相互影響，提高該范圍內的圍巖應力水平；受到22117工作面采空區(qū)成拱效應影響，上覆圍巖應力向兩側煤柱轉移，從而使得31205工作面左側煤柱應力明顯降低，未出現應力明顯集中。由此可知，需要重點關注31205工作面左側圍巖穩(wěn)定性，關注區(qū)域內工作面支架受力狀態(tài)，同時加強左側煤柱支護強度，保證煤柱穩(wěn)定(圖4)。

圖4 推采過程中工作面豎向應力豎向切片Fig.4 Vertical section of vertical stress in working face during the mining process

為分析上部采空區(qū)及煤柱對31205工作面礦壓的影響，分別在煤柱下方(x=94 m)及31205工作面中間位置處(x=250 m)設置監(jiān)測斷面，監(jiān)測回采過程中煤壁超前支承壓力變化情況。

1)煤柱下方煤壁超前支承壓力自工作面開切眼推進時，工作面前方超前支承壓力的峰值逐漸升高。當工作面推進至大約40 m時，支承壓力出現第1個極大值，據此可以判斷出現工作面的初次來壓。工作面前方的支承壓力共出現24次極大值，由此可以計算得出煤柱下方工作面的初次來壓步距大約為40 m，周期來壓步距在10～15 m之間波動，平均周期來壓步距為11.3 m(圖5)。

圖5 不同推進距離時超前支承壓力峰值Fig.5 Peak of leading abutment pressure at different propulsion distance

2)當工作面推進至大約50 m時，采空區(qū)下方煤壁超前支承壓力出現第1個極大值，據此可以判斷出現了工作面的初次來壓。工作面前方的支承壓力共出現20次極大值，由此可以計算得出采空區(qū)下方平均周期來壓步距為13.1 m(圖5)。

對推采422～566 m期間的工作面周期來壓期間進行詳細觀測，工作面礦壓及周期來壓步距統(tǒng)計如圖6、圖7及表4。觀測期間工作面共發(fā)生11次來壓，平均來壓步距12.7 m。工作面來壓期間礦壓顯現明顯，支架支護阻力在400 bar以上，其中30#～45#上覆為22117工作面順槽煤柱，受上覆采空區(qū)煤柱的影響，該區(qū)域頂板壓力較大，為防止該段突然來壓，需提前拉移超前支架進行支護，防止出現冒頂。

表4 周期來壓統(tǒng)計Table 4 Periodic weighting statistics m

圖6 正?；夭善陂g礦壓曲面分布規(guī)律Fig.6 Distribution law of mine pressure surface during normal mining

圖7 正?；夭善陂g礦壓立體分布規(guī)律Fig.7 Stereoscopic distribution of mine pressure during normal mining

4 液壓支架適應性

31205工作面推采至300 m時，31#支架支護阻力最大，為1.35 MPa；130#支架(機尾處)支護阻力最小為0.73 MPa。結合工作面相對位置可以看出，31#支架位于22117工作面煤柱正下方區(qū)域，受上方煤柱附加應力作用，支架支護阻力明顯增大，同時煤柱側的支架應力水平大于另一側，這是由于煤柱應力傳遞和采空區(qū)應力轉移共同作用的結果(圖8)。

圖8 推采至300 m時支架支護阻力分布Fig.8 Distribution of support resistance in pushing mining to 300 m

在5#支架(距主運順槽 8.75 m)、31#支架(距主運順槽 85.75 m，22117工作面煤柱正下方)、80#支架(距主運順槽172.5 m，22117工作面采空區(qū)下方)上設置位移測點以觀察支柱變形量。模擬得到的典型位置處的支架下縮位移測線顯示數據及計算所得支護阻力見表5。5#支架最小壓縮量、最小支護阻力及最小支護強度分別為8.15 mm、10 968 kN及0.61 MPa，最大壓縮量、最大支護阻力及最大支護強度分別為14.5 mm、19 513 kN及1.08 MPa；31#支架最小壓縮量、最小支護阻力及最小支護強度分別為10.3 mm、13 861 kN及0.77 MPa，最大壓縮量、最大支護阻力及最大支護強度分別為18.1 mm、24 357 kN及1.35 MPa；80#支架最小壓縮量、最小支護阻力及最小支護強度分別為4.7 mm、6 325 kN及0.35 MPa，最大壓縮量、最大支護阻力及最大支護強度分別為11.5 mm、15 476 kN及0.86 MPa。

表5 各測點處支架下縮量及支護強度Table 5 Pillar shrinkage and support strength at each measuring point

5#支架、31#支架及80#支架支護強度隨工作面推進變化曲線如圖9所示。在相同推進度下工作面不同位置處，支架工作阻力不同，受上部煤柱影響，煤柱下方支架支護阻力較大，靠近兩順槽處支承應力較??；隨著工作面推進，支架工作阻力整體呈上升趨勢，但推采至300 m處時，支護阻力基本穩(wěn)定。31#支架支護強度最大，為1.35 MPa。工作面液壓支架支護強度為1.40 MPa，因此支架選型合理，適應性良好。

圖9 支架支護強度隨工作面推進變化Fig.9 Change of support strength with working face

5 結 論

1)受到22117采空區(qū)及煤柱影響，31205工作面覆巖豎向移動為非對稱分布。受到上部煤柱荷載傳遞作用，其下部圍巖易出現塑性破壞，造成圍巖劇烈運動。與采空區(qū)下方圍巖相比，煤柱下方覆巖移動更為劇烈，且逐漸向煤柱底角處延伸。

2)受22117采空區(qū)覆巖成拱效應影響，覆巖應力向兩側煤柱轉移，導致31205及22117工作面左側煤柱應力明顯集中，且兩者相互影響，增大該范圍內的圍巖應力水平；同時降低了31205工作面右側煤柱應力水平，該區(qū)域應力集中水平較低。

3)31205工作面頂板呈現典型板結構受力特性，導致31205采空區(qū)上下及左邊界處的圍巖豎向應力明顯增大，而工作面右側受到上部采空區(qū)的影響，頂板支撐點向右移動至22117工作面右側煤柱下方。

4)實測數據顯示31205工作面平均周期來壓步距12.7 m。數值模擬得到煤柱下方工作面的初次來壓步距大約為40 m，平均周期來壓步距為11.3 m。采空區(qū)下方工作面的初次來壓步距大約為50 m，平均周期來壓步距為13.1 m。

5)受上方煤柱附加應力作用，影響范圍內的支架支護阻力明顯增大，加之采空區(qū)應力轉移作用，導致煤柱側的支架應力水平明顯大于采空區(qū)側，支護阻力呈非對稱分布。隨著工作面推進，支架工作阻力整體呈先上升后穩(wěn)定的變化趨勢，最大支護強度為1.35 MPa，位于22117工作面左側煤柱下方。液壓支架額定支護強度為1.40 MPa，支架選型合理，適應性良好。