孫 勝，趙春景，賀健宇，薛福祥

(1.開灤(集團(tuán))有限責(zé)任公司，河北 唐山 063018；2.華北理工大學(xué) 河北省礦業(yè)開發(fā)與安全技術(shù)重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室，河北 唐山 063210)

近距離煤層開采中，上下及臨近工作面巷道的空間關(guān)系和相互采掘擾動(dòng)，嚴(yán)重影響著工作面巷道安全掘進(jìn)和穩(wěn)定維護(hù)，是工作面巷道布置優(yōu)化和采掘銜接規(guī)劃的重要影響因素。開灤范各莊煤礦三水平一采區(qū)采深-410～-540m，下行開采7、8、9、12共4個(gè)主采煤層，層間距離2.0～24.0m，有較強(qiáng)的疊加采動(dòng)作用，加之深部小斷層和褶曲多，局部構(gòu)造應(yīng)力高，嚴(yán)重影響著工作面巷道安全掘進(jìn)和穩(wěn)定維護(hù)。下位工作面巷道一般采用內(nèi)錯(cuò)、外錯(cuò)和垂直式布置形式，其應(yīng)力分布關(guān)系和采動(dòng)影響規(guī)律已有較多的理論成果和實(shí)踐經(jīng)驗(yàn)[1-7]。巷道位置布置的基本原則是避開上位煤柱應(yīng)力集中區(qū)的顯著影響。程志恒，齊慶新等[8]認(rèn)為沿空留巷布置在采空區(qū)下方應(yīng)力降低區(qū)是優(yōu)選的留巷位置；姜鵬飛，康紅普等[9]擬合得出了應(yīng)力影響角與煤柱寬度關(guān)系曲線，給出了理論公式；彭高友，高明忠等[10]研究了平煤十二礦己14煤柱的應(yīng)力集中系數(shù)，得出了采動(dòng)應(yīng)力時(shí)效影響范圍；元永國(guó)[11]分析了5m左右極近距離煤層的應(yīng)力分布特征，確定合理內(nèi)錯(cuò)距為6m以上。上述已有成果對(duì)于指導(dǎo)范各莊礦工作面巷道設(shè)計(jì)提供了重要依據(jù)，但多次疊加采動(dòng)下的應(yīng)力特征和工作面空間關(guān)系，直接借鑒的工程案例較少，設(shè)計(jì)優(yōu)化欠缺依據(jù)，巷道施工的安全威脅和維護(hù)難度較大[12-20]。針對(duì)該類問題，以范各莊礦3125S面為例開展理論計(jì)算和數(shù)值模擬，分析煤柱應(yīng)力的影響范圍和特征，從而指導(dǎo)近距離煤層工作面巷道位置優(yōu)化和銜接規(guī)劃。

1 工程概況

1.1 工作面周邊及上下開采關(guān)系

范各莊礦三水平一采區(qū)3125S面深度在-465～-503m，空心包體法實(shí)測(cè)3100軌道石門附近地應(yīng)力結(jié)果：第一、三主應(yīng)力近水平，第一主應(yīng)力17.68MPa，與巷道軸向夾角3°～5°；第二主應(yīng)力14.05MPa，接近自重應(yīng)力。上位7、8、9工作面依次下行開采或者部分開采，工作面東部為3123S采空區(qū)(2015年回采)；東南部為2323N采空區(qū)(2010年回采)；西部為F0斷層及伴生火成巖，無(wú)工程；北部為3121上山、3123上山、二水平南二石門及3125N采空區(qū)(2016年回采)；上覆依次為2293S采空區(qū)(2007年回采)、3191S采空區(qū)(2014年回采)、2285S采空區(qū)、2277S采空區(qū)、3171S采空區(qū)。

該區(qū)域內(nèi)各煤層工作面巷道寬度4.2～5.5m，7煤布置了2275S(斜長(zhǎng)142m)、2277S(斜長(zhǎng)153m)、3171S(斜長(zhǎng)153m)三個(gè)工作面，區(qū)段煤柱寬12.9m，2277S與3171S區(qū)段煤柱寬16.1m，如圖1所示。8煤布置了2283S和2285S兩個(gè)工作面，區(qū)段煤柱寬5.5m，2283S上風(fēng)巷內(nèi)錯(cuò)上覆2275S上風(fēng)巷9.8m，2283S下運(yùn)巷內(nèi)錯(cuò)上覆2275S下運(yùn)巷18.8m，2285S上風(fēng)巷位于上覆2275S采空區(qū)下，內(nèi)錯(cuò)其下運(yùn)巷9.0m，2285S下運(yùn)巷位于2277S采空區(qū)下，內(nèi)錯(cuò)其下運(yùn)巷37.7m。9煤布置了2293S和3191S兩個(gè)工作面，區(qū)段煤柱6m，2293S上風(fēng)巷內(nèi)錯(cuò)上覆2285S上風(fēng)巷22.9m，2293S下運(yùn)巷內(nèi)錯(cuò)2285S下運(yùn)巷65.4m，3191S上風(fēng)巷位于2285S采空區(qū)下內(nèi)錯(cuò)其下運(yùn)巷55.2m，3191S下半部上方8煤未采，3191S下運(yùn)巷內(nèi)錯(cuò)3171S下運(yùn)巷11.0m。12煤中布置了3123S和3125S兩個(gè)工作面，區(qū)段煤柱寬5.5m，3123S上風(fēng)巷外錯(cuò)上覆2293S上風(fēng)巷21.0m，3123S下運(yùn)巷內(nèi)錯(cuò)2293S上風(fēng)巷35.5m，3125S上風(fēng)巷內(nèi)錯(cuò)2293S上風(fēng)巷23.3m，3125S下運(yùn)巷內(nèi)錯(cuò)3191S下運(yùn)巷21.0m?？梢?，該區(qū)域下位工作面巷道內(nèi)錯(cuò)在煤柱外的采空區(qū)下為主，內(nèi)錯(cuò)距離在9.0～65.4m間，設(shè)計(jì)中可調(diào)整工作面斜長(zhǎng)滿足工作面巷道布置要求，但內(nèi)錯(cuò)范圍較為寬泛，應(yīng)力分布的空間關(guān)系尚不明晰。

圖1 3125S工作面上下疊加關(guān)系(m)

1.2 煤層間距及頂?shù)装逍再|(zhì)

區(qū)域內(nèi)煤層結(jié)構(gòu)復(fù)雜，厚度變化較大，煤層傾角較穩(wěn)定，平均11.1°；煤層可采指數(shù)為1.0，變異指數(shù)為11.7，屬于穩(wěn)定煤層。

7煤厚平均3.5m，直接頂為深灰色粉砂巖，泥硅質(zhì)膠結(jié)；老頂為灰色細(xì)砂巖，成分石英為主；直接底為灰色粉砂巖，巖性致密；老底為灰色細(xì)砂巖，泥質(zhì)膠結(jié)，與下伏8煤間距變化較大(0～15m)，在井口區(qū)7、8煤合群，往南間距逐漸增大。

8煤厚平均1.9m，直接頂為深灰色粉砂巖，致密均一；老頂為深灰色細(xì)砂巖，硅質(zhì)膠結(jié)；直接底為淺灰色粉砂巖，泥質(zhì)膠結(jié)；老底為灰白色細(xì)砂巖，質(zhì)地堅(jiān)硬，與下伏9煤間距為6.3～20.5m，平均9.3m。

9煤厚平均2.3m，直接頂為黑色泥巖，巖性均一；老頂為深灰色粉砂巖，巖性致密；直接底為深灰色粉砂巖，巖性致密；老底為灰色中砂巖，硅質(zhì)膠結(jié)，與下伏12-1煤層間距19.3～35.0m，平均23.35m。

12煤厚平均3.9m，直接頂為灰黑色泥頁(yè)巖，巖性細(xì)密；老頂為灰色細(xì)砂巖，局部含黃鐵礦散晶；直接底為灰色粉砂巖，巖性致密；老底為灰色細(xì)砂巖，硅質(zhì)膠結(jié)。3125S面老頂厚度5.15m，普氏系數(shù)為3.5，巖石密度2.58g/cm3，初次跨落步距31.52m，周期來(lái)壓為Ⅱ級(jí)不明顯；直接頂厚度為2.33m，普氏系數(shù)為2.5，初次垮落步距13.0m，強(qiáng)度指數(shù)D為56.7，2類中等穩(wěn)定，局部發(fā)育偽頂，含黃鐵礦薄膜；直接底厚度為0.53m，底板比壓10.97MPa，Ⅲa類較軟；老底為細(xì)砂巖，厚度為6.33m，底板比壓10.97MPa，Ⅲa類較軟，巖性特征見表1。按照控制孔F67-1勘探信息，7煤和8煤間距2.5m，8煤和9煤間距10.8m，9煤和12煤間距23.35m。

表1 3125S工作面頂?shù)装鍘r性

2 滑移線理論計(jì)算

滑移線理論將塑性變形體內(nèi)最大剪應(yīng)力的各點(diǎn)軌跡連線稱為滑移線，沿滑移線各點(diǎn)的平均應(yīng)力變化規(guī)律由亨蓋應(yīng)力方程解答。該理論在采礦工程中常用來(lái)計(jì)算巷道和采場(chǎng)底板破壞范圍，對(duì)于巷道位置選擇、底板突水防治、上下開采銜接規(guī)劃等有指導(dǎo)意義。其力學(xué)原理是運(yùn)用摩爾庫(kù)倫準(zhǔn)則，求取最大剪應(yīng)力分布界限，關(guān)鍵力學(xué)參數(shù)包括內(nèi)摩擦角、粘聚力和抗拉、抗壓強(qiáng)度等。該理論將底板破壞區(qū)域分為主動(dòng)應(yīng)力區(qū)Ⅰ、過(guò)渡區(qū)Ⅱ和被動(dòng)應(yīng)力區(qū)Ⅲ，如圖2所示，底板巖體在采空區(qū)邊界煤柱的支承壓力傳導(dǎo)作用下，垂直方向受到擠壓，水平方向產(chǎn)生擴(kuò)容，形成主動(dòng)應(yīng)力區(qū)。主動(dòng)應(yīng)力作用下，采空區(qū)垂直卸壓的底板受到擴(kuò)容擠壓，形成過(guò)渡區(qū)和被動(dòng)應(yīng)力區(qū)。底板最深屈服破壞點(diǎn)深度hmax和平距L1為：

圖2 滑移線理論在底板破壞深度中的應(yīng)用(m)

L1=hmaxtanφf(shuō)

(2)

式中，M為采高，m；φ為煤體的內(nèi)摩擦角，(°)；k為應(yīng)力集中系數(shù)；γ為采場(chǎng)上覆巖層的平均容重，kN/m3；H為埋深，m；c為煤體的內(nèi)聚力，MPa；f為煤層與頂?shù)装褰佑|面的摩擦系數(shù)；ξ為軸應(yīng)力系數(shù)；φf(shuō)為底板巖層內(nèi)摩擦角，(°)。

取3125S運(yùn)道埋深542m，煤體內(nèi)摩擦角30°，應(yīng)力集中系數(shù)2.5，覆巖容重2.5×104kN/m3，煤與頂?shù)装迥Σ料禂?shù)0.7，煤體內(nèi)聚力0.8MPa，底板內(nèi)摩擦角30°，計(jì)算7煤、8煤、9煤開采后，底板最大屈服破壞深度hmax分別為13.3m、8.5m、10.7m，與1.2節(jié)中煤層間距對(duì)比發(fā)現(xiàn)，8煤2283S面和2285S面受到較大影響，其工作面巷道位置處的煤巖會(huì)承受較大的頂煤采動(dòng)破壞作用，采動(dòng)裂隙導(dǎo)水和淋水也會(huì)加劇煤巖軟化，增大巷道掘進(jìn)維護(hù)難度，銜接周期規(guī)劃時(shí)要充分避開采動(dòng)劇烈活動(dòng)期，而9煤、12煤因?qū)娱g距較遠(yuǎn)，基本不會(huì)受到頂煤采動(dòng)破壞，但需避開劇烈活動(dòng)期。計(jì)算最大破壞點(diǎn)與開采邊界平距分別為11.1m、7.1m和9.0m，按照現(xiàn)有工作面巷道寬度4.5～5.0m，設(shè)計(jì)中應(yīng)內(nèi)錯(cuò)2～3倍的巷道寬度，下位工作面巷道應(yīng)位于頂煤采空卸壓的過(guò)渡區(qū)。

3 近距離煤層疊加開采數(shù)值模擬

3.1 幾何模型條件及平衡狀況

為研究3125S面周邊多個(gè)工作面的采動(dòng)礦壓規(guī)律，按照工程原型建立UDEC數(shù)值模型，工作面巷道斷面為斜梯形，寬與高為5.0m×3.5m。涉及7煤工作面包括2275S、2277S、3171S，8煤工作面包括2283S和2285S，9煤工作面包括2293S和3191S，12煤工作面包括3123S和3125S。模型傾向?qū)挾萖坐標(biāo)范圍0～465m，豎直高度Y坐標(biāo)0～175m，左右邊界和下邊界施加位移為零的滾軸支撐，上表面施加垂直應(yīng)力9.0MPa，垂直應(yīng)力的梯度為25MPa/km，煤巖力學(xué)參數(shù)按照實(shí)驗(yàn)測(cè)試選取，見表2。模型中節(jié)理面包括地質(zhì)層理面和穿層斷裂面，節(jié)理參數(shù)按面兩側(cè)弱煤巖對(duì)應(yīng)參數(shù)的比例選取，其中剛度系數(shù)為體積模量的比例系數(shù)，其值見表3。根據(jù)上述條件建立地質(zhì)巖層，面長(zhǎng)取實(shí)際剖切位置長(zhǎng)度，初始條件和平衡后垂直應(yīng)力分布如圖3所示，平衡后應(yīng)力分布及梯度符合金尼克理論。

表2 煤巖力學(xué)參數(shù)

表3 節(jié)理參數(shù)比例系數(shù)

圖3 幾何模型及初始平衡SYY應(yīng)力分布(MPa)

3.2 疊加采動(dòng)應(yīng)力分布規(guī)律

各采面和工作面巷道模擬開挖順序與實(shí)際采掘工程銜接順序一致，遵循本煤層內(nèi)和上下煤層間的下行順序，工作面巷道先于工作面開挖，頂板采用8根?22mm×2.0m的高強(qiáng)錨桿和2根?17.8mm×7.5m錨索支護(hù)，高幫側(cè)采用6根?20mm×2.0m的等強(qiáng)錨桿及2根?17.8mm×4.0m錨索支護(hù)，低幫側(cè)采用5根?20mm×2.0m的等強(qiáng)錨桿及1根?17.8mm×4.0m錨索支護(hù)，錨桿排距0.8m，錨索排距2.4m。模型運(yùn)算中，在7、8、9、12煤和12煤直接底中順層設(shè)置5條PLINE測(cè)線，以模擬查明采動(dòng)過(guò)程中煤柱應(yīng)力分布特征，限于篇幅本文主要針對(duì)垂直應(yīng)力SYY進(jìn)行分析。

7煤開采后測(cè)線應(yīng)力按工作面的分區(qū)分布情況如圖4所示，其中工作面范圍包括上下工作面巷道和采煤工作面。2275S、2277S和3171S開采后，因區(qū)域內(nèi)7煤層首采時(shí)頂板整體性好，相鄰面間煤柱應(yīng)力呈現(xiàn)較為典型的波峰疊加特征，在7煤開采卸壓區(qū)下部，底板各煤層隨間距加大應(yīng)力集中減弱，7煤兩個(gè)工作面巷道煤柱內(nèi)“峰值應(yīng)力系數(shù)”(下文簡(jiǎn)稱“應(yīng)力系數(shù)”)為6.15和6.88，2283S至2285S工作面巷道位置系數(shù)為1.45、0.51、0.14、0.03，8煤、9煤和12煤開采范圍內(nèi)應(yīng)力系數(shù)為5.70、2.44和1.99。

圖4 7煤采后測(cè)線應(yīng)力分布情況

8煤開采后測(cè)線應(yīng)力按工作面的分區(qū)分布情況如圖5所示，8煤2283S和2285S工作面開采后，上覆7煤2275S和2277S間煤柱因下位8煤開采卸壓，8煤中該位置應(yīng)力系數(shù)降為1.94，而2277S和3171S間煤柱應(yīng)力分布因下位8煤未采動(dòng)，變化不顯著(6.16)。2283S和2285S面間煤柱應(yīng)力系數(shù)為3.32，下位2293S和3191S四條工作面巷道位置系數(shù)為0.46、1.18、1.26、0.57，9煤、12煤開采范圍內(nèi)應(yīng)力系數(shù)為1.58、1.21。

圖5 8煤采后測(cè)線應(yīng)力分布情況

9煤開采后測(cè)線應(yīng)力按工作面的分區(qū)分布情況如圖6所示，9煤2293S和3191S工作面開采后，原7煤工作面巷道煤柱在9煤中的應(yīng)力系數(shù)為3.54和4.32，原8煤工作面巷道煤柱應(yīng)力系數(shù)為2.42。2293S和3191S間工作面巷道煤柱區(qū)應(yīng)力系數(shù)為1.74，下位3123S和3125S工作面巷道位置系數(shù)為0.93、0.88、0.87、0.17，12煤開采范圍直接底內(nèi)應(yīng)力系數(shù)為1.76。

圖6 9煤采后測(cè)線應(yīng)力分布情況

12煤開采后測(cè)線應(yīng)力按工作面的分區(qū)分布情況如圖7所示，12煤3123S和3125S工作面開采后，原7煤工作面巷道煤柱在12煤中的應(yīng)力系數(shù)為4.03和2.64，原8煤工作面巷道煤柱應(yīng)力系數(shù)為0.99，原9煤工作面巷道煤柱應(yīng)力系數(shù)為1.69。3123S和3125S間工作面巷道煤柱區(qū)應(yīng)力系數(shù)為5.94，下位12煤直接底開采范圍內(nèi)該系數(shù)為5.93。

圖7 12煤采后測(cè)線應(yīng)力分布情況

綜合圖4—圖7，下行開采過(guò)程中，本煤層臨近工作面巷道煤柱應(yīng)力集中程度(系數(shù)1.74～5.94)遠(yuǎn)大于上層煤柱應(yīng)力(系數(shù)0.99～4.32)在底板中的傳播作用，其中7煤開采后工作面巷道煤柱應(yīng)力在8煤中集中顯現(xiàn)較強(qiáng)，8煤開采后對(duì)該煤柱集中應(yīng)力有卸壓作用，后續(xù)9煤和12煤開采因采空區(qū)應(yīng)力恢復(fù)，上位遺留煤柱的應(yīng)力集中程度有所增加。根據(jù)上位煤層開采布置情況，開采規(guī)劃中可根據(jù)模擬結(jié)果調(diào)整下位工作面巷道布置位置，使其位于上位煤柱應(yīng)力較強(qiáng)影響的外圍空區(qū)下，本文案例取應(yīng)力集中系數(shù)低于1.5為準(zhǔn)。

3.3 疊加開采的裂隙分布

以各層面開采后的兩種裂隙和塊體邊界來(lái)表征采動(dòng)形成的離層區(qū)域和冒落范圍，其中穿層OPEN和塊體BOUNDARY圈定范圍表征冒落范圍，以順層OPEN裂隙表征離層區(qū)域，從而確定頂?shù)装宓钠茐姆謪^(qū)，即頂板冒落帶、裂隙帶和底板裂隙帶，對(duì)于明確下伏煤層工作面巷道范圍內(nèi)頂板完整性具有較強(qiáng)指導(dǎo)意義，同時(shí)可為頂?shù)装宸浪峁┮罁?jù)。

上覆7煤開采后，2283S兩條工作面巷道開挖時(shí)頂?shù)装鍘r層中的裂隙發(fā)育情況如圖8所示，其中，紅色為SLIP裂隙，品紅色為OPEN裂隙，藍(lán)色為BOUNDARY邊界線，圖中青色代表錨桿錨索，綠色為工作面巷道煤層和12煤測(cè)線垂直應(yīng)力SYY。由圖8可見，7煤中三個(gè)工作面六條工作面巷道周邊形成較為明顯的OPEN和SLIP裂隙分布區(qū)，較好符合與“O”型圈理論的裂隙分布規(guī)律，且2275S和2271S因面長(zhǎng)大，頂板垮塌充分，工作面中部頂板裂隙發(fā)育范圍呈鞍形，但3171S因面長(zhǎng)短，頂板垮塌尚不充分，工作面中部頂板裂隙發(fā)育呈拱形。2275S和2271S面的采動(dòng)穿層破裂向能貫穿8煤直接頂，而3171S因頂?shù)装彘]合周期長(zhǎng)，底板破壞深度大，采動(dòng)順層裂隙可發(fā)育到12煤中，穿層破裂可達(dá)8底板，與前文滑移線理論計(jì)算基本一致。錨桿和錨索支護(hù)局部放大顯示，錨索上向穿錨冒落離散性強(qiáng)的7煤直接頂和老頂巖層，破碎巖體錨桿孔打設(shè)和保持較為困難，錨固段穩(wěn)定性差，不宜采用錨桿索支護(hù)，臨近采區(qū)規(guī)劃中8煤建議采用10～14m2架棚支護(hù)。3171S開采后7煤冒落帶上限至6.05m厚粉砂巖下部，冒落帶高度11.80m，為采高的3.4倍，離層帶上限至8.12m厚的細(xì)砂巖頂部，裂隙帶高度41.77m，為采高的12.1倍。

圖8 7煤采后2283S工作面巷道開挖時(shí)頂?shù)装辶严栋l(fā)育情況

8煤、9煤開采后，下位煤層后接工作面巷道開挖后的裂隙發(fā)育情況分別如圖9和圖10所示。9煤工作面巷道頂板為6.5m厚粉砂巖，上覆8煤開采不會(huì)造成其穿層斷裂，且8煤頂?shù)组]合后9煤頂?shù)椎捻槍恿严恫话l(fā)育，有利于錨桿索的可靠錨固和打孔施工。8煤開采和7煤開采的冒落帶和裂隙帶上限巖層一致，冒落帶高度為14.3m，裂隙帶高度為44.27m，其冒落帶和裂隙帶高度確定時(shí)應(yīng)以7煤和8煤的綜合開采厚度為準(zhǔn)計(jì)算。9煤開采在底板巖層中的順層裂隙僅波及到距12煤12.36m的粉砂巖中，其工作面巷道錨桿索施工不會(huì)受到采動(dòng)裂隙影響，且9煤開采和7、8煤開采的冒落帶和裂隙帶連為一體，且上限巖層并未向上發(fā)育。

圖9 8煤采后2291S工作面巷道開挖時(shí)頂?shù)装辶严栋l(fā)育情況

圖10 9煤采后3123S工作面巷道開挖時(shí)頂?shù)装辶严栋l(fā)育情況

綜上模擬，8煤工作面巷道部位承受上覆較大的采動(dòng)裂隙影響，如采用錨桿索支護(hù)造孔難度大，支護(hù)穩(wěn)定性差，不建議采用錨桿索支護(hù)。9煤工作面巷道和12煤工作面巷道錨固區(qū)遭受上覆采動(dòng)裂隙影響小，具備錨固支護(hù)的完整巖性。7—9煤層的冒落帶高度上限為距7煤11.80m的粉砂巖下部，離層帶上限至距7煤41.77m細(xì)砂巖頂部，疊加開采計(jì)算時(shí)應(yīng)采用綜合開采厚度。

4 結(jié) 論

1)下位工作面巷道為避開上覆近距離煤層開采的較大影響，內(nèi)錯(cuò)合理距離在2～3倍巷寬以上，研究案例采用的下位煤層的工作面巷道內(nèi)錯(cuò)距離為9.8～11.0m較為合理。

2)UDEC模擬顯示，開采煤層煤柱應(yīng)力對(duì)本層相鄰工作面巷道支護(hù)影響大于對(duì)下位工作面巷道影響，應(yīng)力集中系數(shù)為1.74～5.94，而底層工作面巷道位置系數(shù)為0.99～4.32，下位煤層開采對(duì)上位煤柱應(yīng)力有較強(qiáng)卸壓作用，9煤和12煤開采會(huì)導(dǎo)致采空區(qū)遺留煤柱的應(yīng)力恢復(fù)和集中。

3)8煤工作面巷道周邊遭受7煤較大采動(dòng)裂隙影響，不建議采用錨桿索支護(hù)，而9煤和12煤所受上覆裂隙發(fā)育影響較小，具備實(shí)施錨桿索施工的巖性條件和穩(wěn)定錨固結(jié)構(gòu)。