孙 胜
(开滦(集团) 有限责任公司,河北 唐山 063018)
我国经济迅速发展,对煤炭需求的不断增加,给煤炭供给带来了许多压力,研究近距离煤层群的开采十分必要。与单一煤层开采相比,近距离煤层受到的重复采动情况更加严重。虽然在大多数情况下对近距离煤层使用下行开采,但是在某些地质条件和技术条件下,上行开采更具有优势。我国学者对上行开采近距离煤层做了大量的研究,冯国瑞等运用相似试验,针对白家庄煤矿垮落法残采区上覆开采进行了研究,得出了残采区在上行开采过程中层间应力传递的规律和层间岩层受到两层煤开采影响的位移变化规律。南存全等在解决近距离煤层群联合开采巷道支护困难的情况下,运用FLAC2D,通过分析巷道围岩顶板最大下沉量、应力场、塑性屈服范围,得出桁架锚索支护是最好的支护方式。李树清等运用数值模拟的方式研究了下煤层开采对上煤层产生的影响。赵训等通过现场监测的方法,得出煤层群上行开采中,下煤层对上煤层开采的影响范围。马立强等运用理论分析、数值模拟以及工程实践,得出了上覆岩层对上行开采过程中产生的影响。张京超等先进行理论分析,然后运用UDEC建立二维模型,得出A6 煤层开采后覆岩的运移规律和应力变化情况,结果表明A6 上煤层可进行上行开采。王寅等运用理论分析和相似模拟来研究上行开采重复采动下顶底板的结构特征,得到覆岩破坏机制,并提出了“上行式开采三铰拱式结构”。王成等对上行开采上覆岩层的应力场和裂隙进行了研究,得出了上行开采过程中采动应力的分布规律和裂隙发展情况。
钱家营矿1692 工作面位于一水平六采区,工作面地面标高为+13.1—+14.6 m,工作面标高为-468.5—-521.5 m。1692 工作面长度为553.1 m,倾向长度为160.8 m,面积为88 938 m2,同煤层倾斜下方为1693 工作面,上方为83 m 宽的冲积层防水煤柱,上覆8 煤层1681、1682 工作面已于2010年回采完毕;7 煤层1671 工作面已回采完毕;下方12-1 煤层1622 工作面已于2015 年回采完毕;除此之外,暂无其它工程。1692 工作面与1681、1682 工作面间距为1.2~10.8 m,平均间距5.6 m,与1622 工作面间距24 m。1692 工作面上部有1681、1682 工作面间残留的区段保护煤柱,宽度为12 m,下方为1622 采空区。
工作面所属煤层厚度在0.1~ 3.4 m,平均2.3 m,煤层底部有一层不稳定泥岩夹矸,厚度0~0.3 m,平均0.2 m。煤层倾角6°~25°,平均17°,可采指数为0.89,属于不稳定煤层。煤层玻璃光泽,为半亮型煤,煤体结构为I 类,煤质牌号为1/3 焦煤。工作面切眼与回风平巷交叉点附近以及运输平巷中部存在小范围煤厚小于1.3 m 薄煤区。
煤层老顶为深灰色细砂岩,平均厚度为2.6 m,抗压强度为50.7 MPa,抗拉强度为2.0 MPa,岩性特征为局部含植物化石和碳化体,顶部粗糙,含植物碎屑化石。直接顶为深灰色泥岩,平均厚度为1.9 m,抗压强度为27.1 MPa,抗拉强度为1.69 MPa,岩性特征为致密均一,性脆,贝壳状断口,含黄铁矿散晶。直接底为灰色细粉砂岩,厚度为4.8 m,岩性特征为夹浅灰色细砂岩薄层,含植物根化石及黄铁矿散晶,层理面偶见苛达化石。老底为细砂岩,厚度为9.0 m,岩性特征为岩性上粗下细,显水平层理,含黄铁矿薄层,成分以石英为主,含植物化石碎屑。1692 工作面为上行开采的工作面,其中煤层厚度为2.3 m,工作面倾斜长160 m。
为研究上行开采时,12 煤层开采对9 煤层产生的影响,建立FLAC3D 数值模拟模型,模拟实际开采情况。模型长680 m,宽304 m,高160 m。模型的四周为单约束边界,作用水平方向的约束力,即在边界的水平方向上不发生位移,只能在垂直方向上发生移动。模型的底面是全约束边界,即底面边界的节点不能发生水平位移和垂直位移,上部边界施加原岩自重应力。建立的FLAC3D 数值模型如图1 所示。
图1 1692 工作面模型Fig.1 Model of 1692 working face
上行开采中12 煤层开采对9 煤层垂直应力分布和垂直位移的影响如图2 所示。
图2 上行开采中12 煤层开采对9 煤层垂直应力分布和垂直位移的影响Fig.2 The influence of No.12 coal seam mining on vertical stress distribution and vertical displacement of No.9 coal seam in upward mining
从垂直应力的分布情况分析可得,9 煤层在开采之前,受下部12 煤层开采的影响,垂直应力明显减小,显著的低于原岩应力;从9 煤层的沉降情况来看,1623 采空区上方9 煤层区域沉降较小,1622 采空区上方9 煤层区域沉降明显变大,总体沉降位移较小。
以1692 工作面为研究对象,采用数值模拟方法,分析研究合理的煤柱宽度,其中煤柱应力的分布情况如图3 所示。
图3 不同煤柱宽度下应力的分布Fig.3 Stress distribution under different pillar widths
分析可知,由于受上煤层及下煤层开采卸压作用的影响,煤柱总体垂直应力偏低,低于此处的原岩应力,而从应力分布的角度分析,在煤柱宽度为4 m 时,煤柱内应力的分布呈明显的单峰分布,在煤柱宽度为6 m 时,垂直应力开始呈双峰分布,之后,随着煤柱宽度的增大,煤柱垂直应力的峰值逐渐降低,且呈现明显的双峰分布。进一步将数值模拟得到的煤柱强度与实际中煤柱的强度进行对比。
煤柱极限强度可由式(1) 计算:
式中:R为煤柱强度,MPa;Rcl为煤的单轴抗压强度,MPa;a为煤柱的宽度,m;h为煤层的采高,m。
通过计算和实验得出煤柱的极限强度和实际强度,见表1。
表1 煤柱的实际强度与极限强度Table 1 Actual strength and ultimate strength of coal pillar
对比可得,煤柱的实际强度远小于煤柱的极限强度,综合考虑煤柱中应力的分布形态和实际支护的需要,选择煤柱的宽度为6 m。在实际开采中,9 煤层留设的大部分煤柱宽度都是6 m 左右,故实际中煤柱留设的宽度是合理的。
为研究12 煤层开采后9 煤层1692 工作面超前支承压力的影响,特在9 煤层1692 工作面风道中,布置2 个天地科技KJ21B 无线监测系统中的矿用本安型无线钻孔应力传感器钻孔应力计,应力计分别安装在A、B 两点。其中,B 测点位于风道残余94 m。A 测点位于风道残尺128 m。在测点A、B处,清除9 煤层浮煤后安装应力计,并进行定期观测。记录数据如图4 所示。
图4 94 m、128 m处超前支承压力对比变化曲线Fig.4 Relative change curve of advanced abutment pressure at 94 m and 128 m
从图4 可得出,128 m 位置处的支承压力明显大于94 m 处的压力,且其变化强度也大于后者,推测超前支承压力的大小与距离工作面远近有关;工作面推进至残余进尺177.4 m 处对于128 m 位置的影响开始增大时,却对94 m 处影响趋于稳定,工作面推进至残余进尺151.6 m 处对于128 m 位置的影响趋于稳定时,却对94 m 处影响显著增大,推断出超前支承压力影响跨度范围为26 m 左右。
(1) 通过对9 煤层进行数值模拟,得出了上行开采中12 煤层开采后对9 煤层产生垂直应力分布和垂直位移情况,得出12 煤层采空区上方9 煤层区域垂直应力变小,小于原岩应力,在1622 采空区上方9 煤层区域沉降明显变大。
(2) 运用数值模拟得出宽度为4、6、8、10 m 煤柱宽度下应力的分布,由于受下煤层开采卸压作用的影响,煤柱总体垂直应力偏低,通过理论计算将煤柱的实际强度和理论强度进行对比,最终确定煤柱宽度为6 m 合理。
(3) 通过超前应力监测,研究超前支承压力
变化情况,得出在工作面的推进过程中超前支承压力增加,且超前支承压力影响范围为26 m。