彭志妍，查文華

(1.安徽理工大學 煤礦安全高效開采省部共建教育部重點實驗室， 安徽 淮南 232001； 2.安徽理工大學 能源與安全學院， 安徽 淮南 232001；3.東華理工大學 土木與建筑工程學院， 江西 南昌 330013)

0 引言

近年來，隨著煤礦開采強度不斷增大，越來越多礦井中開采條件較好的煤層在短時間內(nèi)已近枯竭，許多礦井開始回采復雜難采煤層，其中極近距離煤層即是復雜難采煤層之一[1-3]。目前極近距離煤層聯(lián)合開采需解決的難題就是上下煤層聯(lián)合開采條件下工作面錯距的確定[4-6]，合理的錯距可以減小上下煤層間開采的影響。

許多專家學者針對極近距離煤層聯(lián)合開采做了大量研究。楊偉等[7-8]基于彈性半無限體理論，給出了極近距離煤層聯(lián)合開采條件下工作面合理錯距的選取方法，確定了上下工作面的合理錯距值。孫春東等[9]基于巖層移動理論，研究了上煤層工作面走向穩(wěn)壓區(qū)與減壓區(qū)的范圍，獲得了極近距離煤層聯(lián)合開采的最佳錯距范圍。王月星[10]基于常規(guī)錯距理論和“砌體梁”理論，分析了極近距離煤層不同錯距同采的可行性，得出了極近距離煤層同采工作面錯距的合理范圍。王路軍等[11]、查文華等[12]建立了相似物理模型，研究了極近距離煤層同采工作面覆巖垮落規(guī)律，揭示了上下工作面周期來壓特征。袁安營等[13]采用物理模擬方法研究了極近距離煤層重復采動采場圍巖力學特性，提出了系列工作面強動壓防治措施。嚴國超等[14]采用物理模擬方法研究了極近距離薄煤層聯(lián)合開采覆巖聯(lián)動垮落規(guī)律，揭示了極近距離煤層聯(lián)合開采下煤層回采過程中應力疊加機制。任艷芳[15]采用數(shù)值模擬原理分析了極近距離煤層礦壓及覆巖運移特點，得出了內(nèi)錯巷道布置在礦壓控制中的作用機理?？到〉萚16]通過建立數(shù)值模型，分析了極近距離煤層同采工作面多物理場耦合特征，揭示了其應力傳遞機制，獲得了上下工作面合理錯距的計算公式。石灝等[17]采用數(shù)值模擬方法，分析了聯(lián)合開采工作面不同開采錯距工作面覆巖應力傳遞規(guī)律，得出了同采工作面聯(lián)合開采錯距。

上述研究針對上層煤采動應力對下層煤應力的影響程度進行了系統(tǒng)分析，但受限于理論計算的過多假設條件，同時數(shù)值模擬與物理模擬中巖體力學參數(shù)與現(xiàn)場實際的圍巖力學特性存在較大差異，且上述研究方法獲得的開采錯距缺乏有效的現(xiàn)場驗證，致使得出的同采工作面開采錯距亦有較大誤差。為此，筆者以山西靈石集廣煤礦9號和10號煤層為工程背景，設計了30，36，44 m開采錯距的現(xiàn)場對照試驗，并結合數(shù)值模擬方法，研究了極近距離同采工作面3種走向開采錯距下工作面支架工作阻力變化與支承壓力演化特征。研究成果為極近距離煤層同采工作面開采錯距的留設提供了理論指導。

1 工程概況

1.1 地質條件

山西靈石集廣煤礦9號煤層和10號煤層平均間距為3.8 m，屬于極近距離煤層。兩煤層標高為-343～-350 m，煤層平均傾角為6 °，9號煤層平均厚度為1.1 m，10號煤層平均厚度為4.1 m。9號煤層直接頂為5.1 m厚的K2石灰?guī)r，基本頂為5.2 m 厚的砂質泥巖。10號煤層直接底為3.0 m厚的泥巖，夾層為砂質泥巖。煤層及頂?shù)装鍘r性特征見表1。

表1 煤層及頂?shù)装鍘r性特征Table 1 Characteristics of coal seam and roof and floor lithology

1.2 開采布置

090402高檔普采工作面和100402綜采工作面為上下同采工作面。090402普采工作面布置在9號煤層中，走向長度為1 480 m，傾向長度為135 m；100402綜采工作面布置在10號煤層中，走向長度為1 560 m，傾向長度為159 m。100402綜采工作面運輸巷外錯090402普采工作面運輸巷3 m。兩工作面相對位置關系如圖1所示。礦井設計之初，同采工作面開采錯距為18 m，在該開采錯距下，100402綜采工作面支架載荷升高，安全閥開啟，高壓力作用下工作面煤壁片幫，制約了工作面的安全開采。

圖1 工作面相對位置關系Fig.1 Relative position relation of working face

2 現(xiàn)場試驗

為了優(yōu)化同采工作面開采錯距，現(xiàn)場設計了30，36，44 m的開采錯距，并監(jiān)測了3種開采錯距下100402綜采工作面上部、中部、下部在2次周期來壓之間的支架壓力數(shù)據(jù)，繪制了以循環(huán)數(shù)(工作面完成落煤、拉架、推溜為一個循環(huán))為橫坐標的支架工作阻力曲線，并繪制支架平均工作阻力輔助線，如圖2所示。分別用綠色、藍色、紅色虛線表示開采錯距為30，36，44 m時的平均工作阻力。

由圖2可得到如下結論：

(1) 開采錯距為30 m時，作面上、中、下部支架在來壓和非來壓期間平均工作阻力分別為21.4，18.2，14.3 MPa，工作面傾斜方向支架工作阻力利用率變化幅度較大，呈現(xiàn)工作面上部區(qū)域支架工作阻力大、向工作面下部逐漸減小的趨勢。

(2) 開采錯距為36 m時，工作面上、中、下部支架在2次周期來壓期間平均工作阻力分別為12.0，11.7，11.9 MPa，工作面傾斜方向支架工作阻力利用率變化幅度較平緩，工作阻力較30 m開采錯距時明顯減小。

(3) 開采錯距為44 m時，工作面上、中、下部支架在來壓和非來壓期間平均工作阻力分別為15.3，17.1，14.5 MPa，工作面傾斜方向支架工作阻力利用率變化幅度再次變大，呈現(xiàn)工作面中部區(qū)域支架工作阻力大、向工作面兩側逐漸減小的趨勢，且工作阻力較36 m開采錯距時增大。

(a) 上部支架

(b) 中部支架

(c) 下部支架

綜合分析可知，開采錯距為36 m時，100402綜采工作面支架工作阻力最小，工作面傾斜方向支架工作阻力利用率變化幅度最平緩。兩工作面走向開采錯距布置為36 m較為合理。

3 數(shù)值模擬

3.1 模型建立

為研究同采工作面3種開采錯距下支承壓力演化規(guī)律，建立了三維尺寸為250 m(走向)×260 m(傾向)×110 m(高度)的FLAC3D數(shù)值計算模型，如圖3所示。模型采用M-C本構和大應變變形模式，模型四邊和底部采用位移邊界，頂部為自由邊界。模型頂部施加8.2 MPa載荷，用以補償未模擬的上覆巖層重力載荷。采用弱化材料滯后15 m充填工作面采空區(qū)。

圖3 數(shù)值計算模型Fig.3 Numerical calculation model

為減小模型邊界效應，同采工作面兩側各留50 m保護煤柱。模擬過程中煤層每5 m為一開挖步距，且每一開挖步距計算穩(wěn)定后，再開挖下一步距。為比較真實反映煤巖體賦存狀況，共模擬9層巖層。煤巖物理力學參數(shù)見表2。

3.2 結果分析

為了分析3種開采錯距下同采工作面走向支承壓力分布特征，截取了工作面走向支承壓力云圖，并提取了兩工作面夾層間支承壓力數(shù)據(jù)，如圖4所示。

表2 煤巖物理力學參數(shù)Table 2 Physical and mechanical parameters of coal and rock

圖4 不同開采錯距下夾層支承壓力Fig.4 Interlayer support pressure at different mining staggered distance

由圖4可得到如下結論：

(1) 開采錯距為30 m時，090402普采工作面超前支承壓力與100402綜采工作面超前支承壓力疊加，支承壓力峰值升高，為21.2 MPa。

(2) 開采錯距為36 m時，090402普采工作面受同采工作面超前支承壓力疊加效應影響減弱，支承壓力峰值降低，為19.3 MPa。

(3) 開采錯距為44 m時，090402普采工作面受同采工作面超前支承壓力疊加效應影響進一步減弱，但支承壓力峰值升高，為21.1 MPa，說明隨著開采錯距增大，覆巖結構對090402普采工作面超前支承壓力的影響增強。

綜合分析可知，開采錯距為36 m時，090402普采工作面超前支承壓力峰值最小，這與100402綜采工作面支架工作阻力變化規(guī)律相一致，進一步說明了兩工作面走向開采錯距布置為36 m時較為合理。

4 工程驗證

為了驗證36 m開采錯距的合理性，監(jiān)測了090402普采工作面和100402綜采工作面回采過程中兩巷(運輸巷和回風巷)頂板錨桿壓力變化速率及頂板離層狀況，如圖5、圖6所示。

(a) 090402普采工作面

(b) 100402綜采工作面

(a) 090402普采工作面

(b) 100402綜采工作面

由圖5可知：觀測點距090402普采工作面煤壁30 m以上時,兩巷頂板錨桿壓力變化速率波動幅度范圍為0～0.7 kN/d，觀測點距工作面煤壁30 m以內(nèi)時，錨桿壓力變化速率呈增大趨勢，但變化速率小于2 kN/d；090402普采工作面回采后，頂板應力釋放，100402綜采工作面煤壁超前支承壓力影響范圍減小，為20 m左右，觀測點距100402綜采工作面煤壁20 m以上時，兩巷頂板錨桿壓力變化速率波動幅度較090402普采工作面兩巷平穩(wěn)，波動幅度為0～0.5 kN/d。

由圖6可知：觀測點距090402普采工作面煤壁30 m以上時，兩巷頂板離層值波動幅度較小，范圍為0～0.15 mm，觀測點距工作面煤壁30 m以內(nèi)時，頂板離層值略微增大，整體小于0.6 mm；090402普采工作面回采后，頂板破斷，完整性降低；觀測點距100402綜采工作面煤壁20 m以上時，頂板離層波動幅度較090402普采工作面增大，這與頂板錨桿壓力變化速率規(guī)律相對應，即100402綜采工作面位于應力釋放區(qū)，巷道應力集中程度降低，但巷道圍巖破碎程度增強。

5 結論

(1) 結合3種開采錯距下100402綜采工作面上、中、下部支架工作阻力數(shù)據(jù)，獲得了工作面支架工作阻力隨開采錯距增大呈現(xiàn)先減小后增大的特點；36 m開采錯距下，100402綜采工作面傾斜方向支架工作阻力利用率變化幅度最為平穩(wěn)。

(2) 基于數(shù)值模型，揭示了工作面超前支承壓力峰值隨開采錯距增大呈現(xiàn)先減小后增大的演化特征，090402普采工作面超前支承壓力演化特征與100402綜采工作面支架工作阻力變化規(guī)律具有一致性。

(3) 工作面兩巷頂板錨桿壓力變化速率與頂板離層實驗結果表明，開采錯距優(yōu)化后的工作面兩巷頂板錨桿壓力變化速率平緩，頂板離層量基本穩(wěn)定在0.6 mm以內(nèi)，說明36 m 開采錯距合理。