翟景輝，任 帥，王方田，畢寸光，牛滕沖，李 哲

(1.安陽市主焦煤業(yè)有限責(zé)任公司，河南 安陽 455100；2.中國礦業(yè)大學(xué) 礦業(yè)工程學(xué)院，江蘇 徐州 221116)

煤炭安全高效綠色開采是我國中長期能源戰(zhàn)略和安全的重要保障，綜放開采作為開發(fā)厚煤層的高效、快捷方法之一，廣泛應(yīng)用于高瓦斯礦井中。綜放開采采煤、放煤工序會引起采場應(yīng)力重新分布和劇烈變化[1-5]，比如頂板的周期破斷或大幅度下沉?xí)?dǎo)致工作面煤體大面積破壞，煤體中原生裂隙擴展、次生裂隙增加，對瓦斯賦存、析出、運移等產(chǎn)生顯著影響[6-9]。因此，掌握高瓦斯綜放工作面礦壓顯現(xiàn)與瓦斯運移響應(yīng)規(guī)律對實現(xiàn)高瓦斯厚煤層礦壓控制及瓦斯抽采具有重要指導(dǎo)作用。

國內(nèi)外學(xué)者對采場礦壓顯現(xiàn)與工作面瓦斯運移關(guān)系進行了深入探究，取得了一定的研究成 果[10-12]。李化敏[13]等通過支架阻力、超前應(yīng)力及瓦斯含量的監(jiān)測，歸納得到瓦斯涌出量和礦壓顯現(xiàn)呈正相關(guān)，工作面來壓時煤體出現(xiàn)“卸壓增透”效應(yīng)；張志剛[14]等通過現(xiàn)場監(jiān)測數(shù)據(jù)總結(jié)出工作面周期來壓時瓦斯涌出量明顯高于其他時期，高濃度瓦斯涌出周期與頂板周期來壓時間一致，涌出時間略滯后于周期來壓；翁明月[15]等基于微震、瓦斯監(jiān)測數(shù)據(jù)揭示了綜放工作面煤巖破壞的三維時空分布和瓦斯涌出之間的內(nèi)在聯(lián)系，得到煤體破壞、工作面來壓、瓦斯涌出先后關(guān)系；孔建偉[16]分析了堅硬頂板周期來壓與瓦斯涌出濃度特征，得到采動引起工作面周期來壓導(dǎo)致煤層孔隙裂隙擴展，進一步加劇瓦斯解析、運移過程；謝廣祥[17]等根據(jù)采動應(yīng)力與瓦斯壓力實測數(shù)據(jù)，得出煤體中應(yīng)力與瓦斯壓力相互耦合，呈正相關(guān)性，且瓦斯壓力峰值位置超前采動應(yīng)力的結(jié)論；秦子晗[18]等指出從工作面前方煤壁到超前應(yīng)力峰值點涌出瓦斯?jié)舛炔粩鄿p少，超出超前壓力影響區(qū)，瓦斯?jié)舛戎鸩交謴?fù)，瓦斯壓力在工作面走向的分布趨勢與應(yīng)力分布趨勢基本相同。上述研究均圍繞礦山壓力顯現(xiàn)、瓦斯運移等開展研究，鮮少涉及綜放開采條件下高瓦斯礦井礦壓顯現(xiàn)與瓦斯運移的響應(yīng)規(guī)律，以及來壓時的瓦斯抽采優(yōu)化措施。

本文通過理論分析、數(shù)值模擬、現(xiàn)場實測等方法探究高瓦斯厚煤層綜放工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律、掌握礦壓與煤層瓦斯涌出的內(nèi)在聯(lián)系，為高瓦斯厚 煤層綜放開采礦壓控制及瓦斯抽采提供科學(xué)依據(jù)。

1 工程背景

安陽主焦煤礦2303工作面開采二1煤層，煤厚5.30～6.78 m，平均厚度約6.0 m，煤層平均傾角14°，平均埋深650 m，煤層頂?shù)装逯鶢钊鐖D1所示。采用綜合機械化放頂煤開采工藝，工作面走向長度680.4 m，開切眼傾斜長度127 m，回采120 m后傾斜長度增至154 m，工作面布置如圖2所示。瓦斯等級鑒定結(jié)果表明絕對涌出量20.39 m3/min，相對瓦斯涌出量28.17 m3/t，屬高瓦斯礦井。

圖1 2303工作面頂?shù)装逯鶢頕ig.1 Histogram of roof and floor in 2303 working face

圖2 2303工作面布置Fig.2 Layout of 2303 working face

2 綜放工作面頂板破斷力學(xué)特征

綜放開采與傳統(tǒng)開采方法相比礦壓顯現(xiàn)較為劇烈，現(xiàn)基于2303工作面地質(zhì)條件建立綜放開采覆巖結(jié)構(gòu)力學(xué)模型，如圖3所示。

煤層未開采時，頂板主要受自重、覆層質(zhì)量以及煤層對其支撐力的作用。

煤層對頂板的支撐力設(shè)為p，其大小基于彈性地基假設(shè)計算公式[19]為

式中，E0為煤層彈性模量，MPa；h0為煤層厚度，m；wy為頂板的撓度，m。

煤層開采后，頂板下方形成采空區(qū)，如圖3(a)所示，采空區(qū)中p=0?？紤]模型的對稱性，對模型的右半部分進行分析，將模型簡化為彈性梁，如圖3(b)所示，采空區(qū)中部簡化為水平位移約束，煤壁處簡化為固定位移約束。

圖3 綜放開采覆巖結(jié)構(gòu)力學(xué)模型Fig.3 Overlying strata structural mechanical model in fully mechanized top-coal caving mining

推導(dǎo)求得堅硬頂板的撓度微分方程為

式中，EI為基本頂抗彎剛度，N/m；q為頂板載荷，MPa；l為采空區(qū)半長度，m。

將式(1)代入式(2)，對式(2)積分，結(jié)合彈性梁的邊界條件，得到頂板的彎矩M(x)分布公式[20]為

式中，α，ω為計算系數(shù)；k為地基剛度，Pa/m。

代入相關(guān)參數(shù)可得距o點不同距離時的頂板彎矩，如圖4所示。

圖4 距o點不同距離時的頂板彎矩值Fig.4 Roof bending moment at different distances from o point

綜放工作面頂板最大負(fù)彎矩值在采空區(qū)中部，最大正彎矩值在煤壁前方頂板中，但采空區(qū)中部彎矩絕對值大于煤壁前方頂板的彎矩值，表明頂板將在采空區(qū)中部發(fā)生斷裂，然后在煤壁上方發(fā)生破斷。

3 綜放工作面礦壓顯現(xiàn)數(shù)值模擬

3.1 數(shù)值模型建立

以安陽主焦煤礦2303工作面地質(zhì)條件為工程背景，采用UDEC軟件建模，以莫爾-庫侖模型為本構(gòu)模型，建立長220 m，寬110 m的煤層走向模型，模型四周及底邊固定位移約束，上邊界施加13.7 MPa垂直應(yīng)力模擬上覆巖重，側(cè)壓系數(shù)取1.2。煤巖力學(xué)參數(shù)見表1，模型接觸面力學(xué)參數(shù)見表2。

表1 煤巖力學(xué)參數(shù)Table 1 Mechanical parameters of coal and rock

表2 模型接觸面力學(xué)參數(shù)Table 2 Mechanical parameters of model interface

模型沿工作面走向每5 m開挖1次(自模型左側(cè)0～40 m，180～220 m為預(yù)留邊界煤柱，40～180 m為開采區(qū)域，總計開采長度為140 m，開采過程中利用UDEC程序中的support單元進行頂板支護，支護長度為4 m，支護強度為0.4 MPa。

3.2 模擬結(jié)果分析

工作面推進不同距離時的應(yīng)力分布、覆巖塑性區(qū)發(fā)育范圍如圖5，6所示。

圖5 工作面推進不同距離時應(yīng)力分布Fig.5 Stress distribution in different advancing distance of working face

圖6 工作面推進不同距離時塑性區(qū)發(fā)育特征Fig.6 Development characteristics of plastic zone in different advancing distances of working face

由圖5，6可知，工作面推進20 m時，直接頂垮落，采空區(qū)上方形成錐形應(yīng)力釋放區(qū)，工作面煤壁前方及開切眼后方4 m處發(fā)生應(yīng)力積聚，應(yīng)力值為32.0 MPa，未開采時煤體中原巖應(yīng)力為16.2 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為1.98，塑性區(qū)高度、寬度分別為29.9，40.3 m；工作面推進30 m時，基本頂發(fā)生破斷垮落，煤壁前方應(yīng)力增大到35.9 MPa，塑性區(qū)高度、寬度分別為40.9，52.0 m；工作面推進50 m時，基本頂發(fā)生周期垮落，煤壁前方應(yīng)力值為38.5 MPa，塑性區(qū)高度、寬度分別為57.1，84.0 m；當(dāng)工作面推進90 m時，煤壁前方應(yīng)力值為39.4 MPa，集中系數(shù)為2.43，塑性區(qū)高度、寬度分別為97.9，121.1 m，覆巖開始出現(xiàn)臺階下沉現(xiàn)象；當(dāng)工作面推進130 m時，采空區(qū)中部被壓實，臺階下沉現(xiàn)象明顯，集中應(yīng)力達到39.8 MPa后趨于穩(wěn)定，塑性區(qū)高度、寬度分別為100.2，168.7 m，集中系數(shù)為2.46。

4 綜放工作面礦壓顯現(xiàn)實測

4.1 工作面礦壓監(jiān)測

2303工作面回采期間，工作面安裝ZF2400/ 16/24型液壓支架100架，工作面內(nèi)每10架安裝1組機械壓力表(每組安裝4塊，前、后立柱各2塊)，工作面礦壓觀測區(qū)布置如圖7所示。

圖7 2303工作面礦壓觀測區(qū)布置Fig.7 Pressure measurement layout of 2303 working face

工作面推進130 m時工作面上部、中部、下部支架阻力變化如圖8所示。由圖8可知，工作面推進過程中，上部支架平均工作阻力為29.4 MPa，上部基本頂在工作面推進32.2 m時垮落，來壓期間支架阻力上升到38.3 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為2.36，推進期間工作面上部發(fā)生5次周期來壓，平均周期來壓步距為19.3 m；中部支架平均工作阻力為29.7 MPa，基本頂在推進31.0 m時垮落，初次來壓期間支架阻力上升至37.9 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為2.33，推進期間工作面中部發(fā)生5次周期來壓，平均周期來壓步距為18.8 m；下部支架平均工作阻力為30.1 MPa，基本頂在推進31.0 m時垮落，初次來壓期間支架阻力上升至38.6 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為2.38，推進期間下部發(fā)生5次周期來壓，平均周期來壓步距為18.8 m。

圖8 2303工作面支架阻力變化Fig.8 Variation of support resistance in 2303 working face

綜上可知，工作面基本頂在31.0～32.2 m時初次破斷，來壓時支架應(yīng)力普遍為37.9～38.6 MPa，集中系數(shù)為2.33～2.38；上、中、下部平均周期來壓步距分別為19.3，18.8，18.8 m，均為19 m左右。工作面上、下部來壓強度較大，中部來壓強度較小。

4.2 工作面瓦斯監(jiān)測

2303工作面底抽巷采用穿層鉆孔治理回采區(qū)域中段煤層瓦斯；順層鉆孔治理回采區(qū)域上、下段煤層瓦斯，順層鉆孔+穿層鉆孔抽采整個開采塊段煤層瓦斯。瓦斯抽采布置如圖9所示。

圖9 2303工作面抽采鉆孔設(shè)計Fig.9 Drainage hole design in the 2303 working face

在回采巷道使用φ315 mm的PVC抗靜電軟管進行瓦斯抽放，工作面推進130 m過程中各瓦斯監(jiān)測點數(shù)據(jù)如圖10所示。

圖10 2303工作面各巷道瓦斯抽采負(fù)壓及濃度Fig.10 Negative pressure and concentration of gas drainage in 2303 roadways

由圖10可知，工作面剛開采時，采煤量不斷增加，瓦斯?jié)舛燃肮艿缐毫粩嘣黾樱灰欢螘r間后瓦斯?jié)舛燃皦毫χ饾u趨于穩(wěn)定，未來壓時底抽巷、回風(fēng)巷、運輸巷管道內(nèi)最小瓦斯?jié)舛确謩e為6.0%，6.2%，6.1%；最大瓦斯?jié)舛确謩e為16.1%，15.7%，13.9%；最小瓦斯壓力分別為13.6，13.0，13.2 kPa；最 大瓦斯壓力分別為17.8，18.6，18.2 kPa。未來壓時3條抽采管道內(nèi)瓦斯?jié)舛葹?.0%～16.1%，瓦斯壓力為13.0～18.2 kPa；直接頂初次垮落后，工作面煤體小范圍破裂，瓦斯加快析出，瓦斯?jié)舛燃皦毫Χ虝r間內(nèi)大幅提高，然后回歸正常水平；基本頂初次及周期來壓時，工作面煤體大范圍破裂，瓦斯大量析出，管道內(nèi)瓦斯?jié)舛取毫ρ杆俅蠓嵘?，底抽巷、回風(fēng)巷、運輸巷管道內(nèi)最高瓦斯?jié)舛确謩e為23.0%，24.2%，24.6%；最大壓力分別為25.9，27.8，26.9 kPa，來壓時3條抽采管道內(nèi)瓦斯?jié)舛葹?3.0%～24.6%，瓦斯壓力為25.9～27.8 kPa，當(dāng)周期來壓時，瓦斯?jié)舛燃皦毫﹄S來壓周期性起伏，但峰值點滯后于支架應(yīng)力峰值點。瓦斯壓力和濃度峰值滯后工作面上、中、下部頂板斷裂來壓距離見表3。

表3 瓦斯壓力和濃度峰值滯后頂板來壓距離Table 3 Distance of gas pressure and concentration peak lagging behind roof weighting m

由表3可知，工作面上部瓦斯壓力和濃度最高峰值滯后工作面頂板來壓距離為 0.6～1.4 m，平均滯后距離為1.1 m；中部滯后距離為0.8～1.4 m，平均滯后距離為1.1 m；下部滯后距離0.7～1.3 m，平均滯后距離為1.0 m。

綜上可知，工作面瓦斯壓力和濃度峰值滯后工作面頂板來壓平均距離為1.0～1.1 m，工作面每班進尺為0.8 m，頂板來壓超前于瓦斯的大量涌出1.2～1.4個班時間。

工作面直接頂、基本頂初次垮落及周期來壓時，會造成前方煤體由于應(yīng)力過大趨于塑性甚至破裂，煤體中瓦斯會大量析出，進入抽采管道，導(dǎo)致管道內(nèi)瓦斯?jié)舛?、壓力快速提升達到峰值，來壓后又迅速恢復(fù)正常水平?？傮w來說，瓦斯的析出、運移與抽放和礦山壓力的顯現(xiàn)呈周期性起伏，且發(fā)生時間略滯后于來壓時間，可根據(jù)這一特性與規(guī)律，在礦壓顯現(xiàn)劇烈時，加強對上隅角、采空區(qū)覆巖兩帶的積聚瓦斯抽采工作，具體抽采布置如圖11所示。

圖11 瓦斯抽采布置優(yōu)化Fig.11 Optimized layout of gas drainage

如圖11所示，在工作面回風(fēng)巷距離工作面20 m 范圍內(nèi)每隔6 m左右，向上隅角采空區(qū)施工鉆孔，鉆孔連接到上隅角插管三通進行抽放。在工作面周期來壓時，加強對工作面上隅角的瓦斯抽放工作，將抽放管口保留在工作面的采空區(qū)，3根φ75 mm鋼絲軟管和1根φ300 mm瓦斯抽放管進行上隅角瓦斯抽放；來壓強烈時，大量工作面瓦斯容易通過支架后方空間進入采空區(qū)，在垮落帶及裂隙帶產(chǎn)生積聚現(xiàn)象，可通過向采空區(qū)內(nèi)以不同高度、角度及位置打孔進行瓦斯抽放工作，降低采空區(qū)瓦斯起火及爆炸危險。

5 結(jié)論

(1) 結(jié)合主焦煤礦生產(chǎn)地質(zhì)條件建立綜放頂板破斷力學(xué)模型，最大正、負(fù)彎矩值分別出現(xiàn)在煤壁上方頂板、采空區(qū)中部，對比結(jié)果表明頂板將在采空區(qū)中部發(fā)生斷裂，然后在煤壁前方發(fā)生破斷。

(2) UDEC模擬結(jié)果表明初次來壓及周期來壓分別為30，20 m，超前應(yīng)力達到39.8 MPa后趨于穩(wěn)定，集中系數(shù)為2.46。實測數(shù)據(jù)顯示工作面基本頂在31.0～32.2 m時初次破斷，來壓時支架應(yīng)力為37.9～38.6 MPa，集中系數(shù)為2.33～2.38；工作面上、下部來壓強度較大，中部來壓強度較小。

(3) 正常開采期間管道內(nèi)瓦斯?jié)舛燃皦毫χ饾u趨于穩(wěn)定，未來壓時管道內(nèi)瓦斯?jié)舛葹?.0%～16.1%，瓦斯壓力為13.0～18.2 kPa；來壓期間抽采管道內(nèi)瓦斯?jié)舛葹?3.0%～24.6%，瓦斯壓力為25.9～27.8 kPa。

(4) 瓦斯的析出、運移和礦山壓力的顯現(xiàn)呈周期性起伏，工作面瓦斯壓力和濃度峰值滯后工作面頂板來壓平均距離為1.0～1.1 m，據(jù)此規(guī)律，對瓦斯抽采布置進行優(yōu)化，加強上隅角、采空區(qū)垮落帶及裂隙帶瓦斯抽采工作，保證工作面安全開采。