谷拴成，賀恒煒，黃榮賓，2

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

0 引 言

當(dāng)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(fù)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(shù)得到廣泛應(yīng)用和推廣[3-5]。然而多煤層重復(fù)開采條件下的充填采煤礦壓顯現(xiàn)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(xué)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(yīng)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?shù)装宀蓜討?yīng)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(yīng)力重新分布，對下部充填采煤工作面的礦壓及支架受力產(chǎn)生直接影響。許多學(xué)者對上述問題進行深入研究[14-19]。王曉振等給出重復(fù)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(xiàn)規(guī)律，及不同面寬、不同采高工作面的礦壓顯現(xiàn)變化規(guī)律[22-23]。張明等分析重復(fù)采動過程中上覆巨厚關(guān)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(fù)采動關(guān)鍵層結(jié)構(gòu)失穩(wěn)機理、中間厚關(guān)鍵層破斷特征及礦壓顯現(xiàn)規(guī)律進行深入研究[26-27]。

張強等采用煤壁支承應(yīng)力峰值、應(yīng)力集中系數(shù)等指標定量表征弱化程度，提出充填采場礦壓顯現(xiàn)弱化的內(nèi)涵及臨界判別條件[28]。張吉雄等建立充填綜采覆巖關(guān)鍵層力學(xué)模型，得到關(guān)鍵層最大撓度與強度、下部巖層彈性地基系數(shù)與巖性參數(shù)之間的關(guān)系[29]。孫建等建立特殊保水開采煤層條帶充填覆巖結(jié)構(gòu)隔水層力學(xué)模型，推導(dǎo)得出結(jié)構(gòu)隔水層及上方黏性土層穩(wěn)定性力學(xué)判據(jù)[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(fù)雜應(yīng)力作用下的充填體的變形破壞演化過程及其力學(xué)特性，對荷載作用下的充填體內(nèi)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(guān)系式[33]。

現(xiàn)階段國內(nèi)外學(xué)者針對多煤層充填開采條件下覆巖結(jié)構(gòu)破壞特性、工作面動壓顯現(xiàn)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(xiàn)規(guī)律的相關(guān)研究較少?；诖?，文中以陜北某礦多煤層充填開采工程實踐為背景，通過數(shù)值模擬、現(xiàn)場實測、數(shù)據(jù)分析相結(jié)合的方法，揭示多煤層充填開采礦壓顯現(xiàn)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(xué)依據(jù)。

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(shè)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(fēng)大巷西北側(cè)，31204工作面東北側(cè)，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(guān)系見表1。31205工作面煤層及頂?shù)装迩闆r見表2，22117工作面參數(shù)與31205工作面尺寸一致，上下工作面位置關(guān)系如圖1所示。

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

表2 煤層及頂?shù)装逄卣鱐able 2 Characteristics of coal seam and roof and floor

圖1 31205、22117工作面對應(yīng)關(guān)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(shù)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(yīng)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(shè)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(xué)參數(shù)見表3。

表3 各類地層物理力學(xué)參數(shù)Table 3 Physical and mechanical parameters of various formations

圖2 數(shù)值模擬模型Fig.2 Numerical simulation model

圖3 數(shù)值模擬本構(gòu)模型Fig.3 Numerical simulation of the constitutive mode

模擬過程中以Beam結(jié)構(gòu)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(shè)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(shè)置位移測點以觀察支柱變形量。通過Beam結(jié)構(gòu)與液壓支架相似關(guān)系，換算成實際液壓支架受載情況。

3 礦壓顯現(xiàn)規(guī)律

31205工作面左側(cè)煤柱與22117工作面左側(cè)煤柱應(yīng)力出現(xiàn)明顯集中，且兩者相互影響，提高該范圍內(nèi)的圍巖應(yīng)力水平；受到22117工作面采空區(qū)成拱效應(yīng)影響，上覆圍巖應(yīng)力向兩側(cè)煤柱轉(zhuǎn)移，從而使得31205工作面左側(cè)煤柱應(yīng)力明顯降低，未出現(xiàn)應(yīng)力明顯集中。由此可知，需要重點關(guān)注31205工作面左側(cè)圍巖穩(wěn)定性，關(guān)注區(qū)域內(nèi)工作面支架受力狀態(tài)，同時加強左側(cè)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(yīng)力豎向切片F(xiàn)ig.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(shè)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(dāng)工作面推進至大約40 m時，支承壓力出現(xiàn)第1個極大值，據(jù)此可以判斷出現(xiàn)工作面的初次來壓。工作面前方的支承壓力共出現(xiàn)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(dāng)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(xiàn)第1個極大值，據(jù)此可以判斷出現(xiàn)了工作面的初次來壓。工作面前方的支承壓力共出現(xiàn)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(xiàn)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(xiàn)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(yīng)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(jié)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(yīng)力作用，支架支護阻力明顯增大，同時煤柱側(cè)的支架應(yīng)力水平大于另一側(cè)，這是由于煤柱應(yīng)力傳遞和采空區(qū)應(yīng)力轉(zhuǎn)移共同作用的結(jié)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(shè)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(shù)據(jù)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(yīng)力較小；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(yīng)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(jié) 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(xiàn)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(yīng)影響，覆巖應(yīng)力向兩側(cè)煤柱轉(zhuǎn)移，導(dǎo)致31205及22117工作面左側(cè)煤柱應(yīng)力明顯集中，且兩者相互影響，增大該范圍內(nèi)的圍巖應(yīng)力水平；同時降低了31205工作面右側(cè)煤柱應(yīng)力水平，該區(qū)域應(yīng)力集中水平較低。

3)31205工作面頂板呈現(xiàn)典型板結(jié)構(gòu)受力特性，導(dǎo)致31205采空區(qū)上下及左邊界處的圍巖豎向應(yīng)力明顯增大，而工作面右側(cè)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(cè)煤柱下方。

4)實測數(shù)據(jù)顯示31205工作面平均周期來壓步距12.7 m。數(shù)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(yīng)力作用，影響范圍內(nèi)的支架支護阻力明顯增大，加之采空區(qū)應(yīng)力轉(zhuǎn)移作用，導(dǎo)致煤柱側(cè)的支架應(yīng)力水平明顯大于采空區(qū)側(cè)，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(cè)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(yīng)性良好。