近距离保护层开采遗留煤柱应力集中区瓦斯赋存规律研究

2020-08-21王海东路丽刚

煤矿安全 2020年8期

王海东，路丽刚，孙鑫，杨涛

（华北科技学院安全工程学院，北京065201）

煤与瓦斯突出是指在地应力和瓦斯压力相互作用下，在很短时间内煤和瓦斯由煤岩体内突然猛烈地喷出到采掘空间的复杂动力现象[1-4]。《煤矿安全规程》明确规定：“在煤与瓦斯突出矿井开采煤层群时，必须首先开采保护层。开采保护层后，在被保护层中受到保护的区域按无突出危险煤层进行采掘工作，未受到保护的区域，必须采取防止突出危险措施”。由此可见，保护层开采技术已经广泛应用，并被法规确定及实践证明为防治煤与瓦斯突出危险的办法[5-10]。上保护层对被保护层的卸压保护效果取决于保护层与被保护层之间的层间距，层间距越小，被保护层的保护卸压效果越好。然而被保护层卸压瓦斯涌入的威胁对近距离保护层安全的开采工作面带来很大困难及造成一定的安全隐患[11-15]。针对新景矿9 号煤层9106 工作面过8 号煤层遗留煤柱的矿压显现规律，对遗留煤柱下方应力集中区瓦斯赋存规律进行研究，分析近距离保护层开采遗留煤柱对的影响范围并在此基础上建立数值模型，重点研究遗留煤柱下的应力分布规律及对下煤层开采所形成的应力集中影响，并进行了工程验证，通过分析煤柱压煤区及卸压区的瓦斯钻屑指标，得到K1值、S 值与应力分布状态具有良好的相关性，并且得到在近距离保护层开采情况下煤层瓦斯可以得到充分释放。

1 试验矿井概况

山西新景矿为突出矿井，东西走向长12.0 km，南北倾斜宽约7.5 km，面积为64.7477 km2。主采3、8、9、15 号煤层，煤层赋存稳定，厚度变化不大，8 号煤层与9 号煤层间距平均为13 m，8 号煤层直接顶为泥岩、砂质泥岩，基本顶为中细粒砂岩（K7），底板为中细粒砂岩，局部相变为泥岩，煤层厚度1.65 m；9 号煤层直接顶为中细粒砂岩（即8 号煤层底板），局部相变为泥岩，底板为中粗粒砂岩，局部相变为粉砂岩，煤层厚度1.99 m。8 号和9 号煤层与遗留煤柱之间关系如图1，具体瓦斯突出参数见表1。

图1 8 号和9 号煤层与煤柱之间关系图Fig.1 Relationship between No.8 and No.9 coal seams and coal pillars

表1 8 号煤层、9 号煤层瓦斯突出参数Table 1 Gas outburst parameters of No. 8 coal seam and No. 9 coal seam

2 保护层力学模型

2.1 遗留煤柱自身重应力

保护层遗留煤柱所受的应力主要由2 部分组成，其中一部分是自身重应力，另一部分是来自煤体采空区传递的侧支承应力。

对于工作面宽度来说，遗留煤柱的宽度相对很小，可认为遗留煤柱的应力呈均匀分布。由于遗留煤柱下方的空间很大，其结构可假设为半平面体，遗留煤柱应力传递图如图2。

图2 遗留煤柱应力传递图Fig.2 Stress transfer diagram of legacy coal pillar

取煤柱下方中点为坐标原点，垂直方向为x 轴，水平方向为y 轴，建立直角坐标系。根据弹塑性力学中知识，可求得遗留煤柱对被保护层传递下来的应力。设任意一点A（x，y）在半平面体上，在CD 段距坐标原点O 为ε 处，取微小长度为dε，可求得应力q 在点A 处产生的应力值为：

式中：σx为垂直方向的应力；σy为水平方向的应力；σxy为剪切方向的应力；q 为遗留煤柱上均布压应力；a 为遗留煤柱边缘与遗留煤柱中心的距离。

将式（1）积分以后得到：

根据式（2）可得，在遗留煤柱受到应力一定的前提下，即x=H，此时σx值由水平坐标y 决定。当y=0 时，σx为最大值［σx］max：

式中：H 为被保护层与遗留煤柱的垂直距离。

2.2 保护层残余支承压力

除了遗留煤柱自重应力外，还存在遗留煤柱周围采空区传递下来的残余支承压力，保护层残余支承压力分布如图3。

图3 保护层残余支承压力分布图Fig.3 Residual support pressure distribution of protective layer

从图3 可以看到，距离遗留煤柱越近，残余支承压力越小，因为保护带的存在。距离遗留煤柱远时，残余支承压力开始升高。为了计算简便，可把采空区应力变化看作线性增加。所以保护层残余支承压力△σq可表示为：

式中：ρ 为上覆岩层热密度；H′为保护层平均埋深，m；l 为煤柱对被保护层的影响范围，m。

此外被保护层煤体受到两煤层间的岩层自重应力△σg的表达式为：

式中：b 为遗留煤柱中点与煤壁的水平距离；α为岩层移动角。

综上分析得，保护层力学模型σj可表示为：

3 保护层沿走向方向保护范围的确定

为了更好的对遗留煤柱下方应力集中区瓦斯赋存规律进行研究，下面针对保护层沿走向方向的保护范围进行分析计算。

若保护层采煤工作面停采时间超过3 个月，且卸压比较充分，则该保护层沿走向方向的保护范围可按卸压角δ5=56°～60°划定，保护层工作面始采线和采止线及煤柱的影响范围如图4。

图4 保护层工作面始采线和采止线及煤柱的影响范围Fig.4 The influence range of the starting line, stoping line and coal pillar of the working face of the protective layer

保护层与被保护层之间的最大保护垂距可用式（7）、式（8）计算确定[16]：

式中：S1、S2分别为下保护层和上保护层的最大保护垂距；S′1、S′2为下保护层和上保护层的理论最大保护垂距，m；β1为保护层开采的影响系数；β2为层间硬岩（砂岩、石灰岩）含量系数。

保护层与被保护层之间的最大保护垂距见表2。根据表2 规定，上保护层开采时，缓倾斜煤层下部被保护层最大间距为50 m，所以8 号煤层开采过程中，9 号煤层处于卸压区内。选取卸压角为60°，则8 号煤层煤柱对9 号煤层影响范围可以通过公式计算得出：S1=Htan30°，8 号煤层距9 号煤层平均间距为13 m，因此可计算得出遗留煤柱最大影响范围为36 m，8 号煤层遗留煤柱下方及两侧外延区域5.5 m区域为应力集中区域，影响范围根据上述公式计算得出为5.5 m，所以可以得出大致的影响范围。

表2 保护层与被保护层之间的最大保护垂距Table 2 Maximum protection vertical distance between protective layer and protected layer

此影响范围是根据经验公式得出的，是否适用符合新景矿的具体情况，根据新景矿覆岩结构情况进行数值分析及现场试验验证。

4 FLAC3D 数值模拟

4.1 模型建立

建立模型尺寸长800 m，宽625 m，高400 m，上保护层8 号煤层的高度为1.65 m，下保护层9 号煤层的高度为1.99 m；与上边界相距202 m，8 号煤层与9 号煤层间距为13 m，9 号煤层与下边界相距198 m。根据模型建立方案，设定保护层工作面宽为150 m，在工作面两端各留25 m 煤柱。

所模拟煤层与围岩的岩体力学参数见表3，利用弹塑性本构模型来进行计算，利用摩尔库仑定律作为屈服准则，数值模拟力学模型如图5。

4.2 数值模拟结果

图5 数值模拟力学模型Fig.5 Numerical simulation mechanical model

初始平衡时垂直应力图如图6。应力完全处于平衡状态，最大应力值为17.5 MPa。开挖500 m 时垂直应力图如图7。由图可见，以遗留煤柱为中心线，开挖到500 m 时垂直应力场呈均匀对称分布，外观来看应力分布呈现“马鞍型”，遗留煤柱下方及边缘是煤岩层垂直应力聚集地，图中深蓝色为遗留煤柱影响区域，遗留煤柱产生应力集中影响范围在25～33 m，包括遗留煤柱边缘，其最大的影响范围为33 m；在遗留煤柱两侧是工作面开挖完成后的采空区，随着工作面开挖的进行，煤层底板出现裂隙，煤体膨胀卸压产生变形，基本顶破断，煤层应力得到充分释放，从而煤层透气性逐渐升高，最终得到降低突出危险性的效果。

图6 初始平衡时垂直应力图Fig.6 Vertical stress diagram at initial equilibrium

图7 开挖500 m 时垂直应力图Fig.7 Vertical stress diagram at 500 m excavation

开挖500 m 时垂直应力变化曲线如图8。从图8 可以看出，垂直应力状态以遗留煤柱为中心，依次对称向两边扩散，与遗留煤柱的距离越远，其扩散的范围就越广，呈现先减小再升高的状态；在保护层开采过程中，当距开切眼10 m 时，对比初始平衡时的垂直应力值，被保护层垂直应力有所上升，随着开采的距离不断推进，被保护层垂直应力逐渐降低，在距开切眼37～88 m 阶段逐渐稳定，卸压程度和卸压范围都很大，说明在这个范围内保护层开采效果最好，被保护层得到充分卸压，卸压采空区最小垂直应力达到0.3 MPa；继续开采到距离开切眼126～157 m 范围内，此范围形成遗留煤柱的应力集中区，采空区周围挤压使此影响范围应力急剧升高，最高垂直应力达到38.6 MPa，遗留煤柱边缘垂直应力值达到27.5 MPa，比初始平衡的应力值高2倍之多，遗留煤柱的影响范围为33m，跟经验公式计算的36 m 基本一致。

图8 开挖500 m 时垂直应力变化曲线Fig.8 Curve of vertical stress at 500 m excavation

5 工程试验验证

为验证数值模拟结果，对模拟区域被保护层的K1值、S 值和瓦斯含量W 进行现场测试。试验工作面9106 位于8117 工作面和8118 工作面下方，9106工作面概况如图9。

在工作面推进10、30、50 m 时进行测试，现场利用直径为42 mm 的钻头进行打钻，分别取孔深2、4、6、8、10 m 处煤样进行测试记录，由于所测数据较多，故测试数据取孔深为6 m 和10 m 处的数据进行分析对比，钻屑量S、钻屑解吸指标K1、瓦斯含量W 变化曲线分别如图10～图12。

图9 9106 工作面概况Fig.9 9106 working face overview

图10 钻屑量S 变化曲线Fig.10 Drilling cutting amount S change curves

由图10 可以得出，工作面推进到10、30、50 m时，S 值的变化趋势基本一样，都是随着距9106 运输巷的距离呈现升高，接近煤柱压煤区附近S 值急剧增大，到煤柱压煤区达到曲线的峰值，远离煤柱压煤区又逐渐减下，最后趋于稳定；在图10（a）中可以看到，煤柱压煤区为曲线的峰值，受遗留煤柱的应力集中影响，S 最大值为3.67 kg/m，在卸压区观测数据可看到，S 最小值为2.18 kg/m，与最大值相比降低41%；在图10（b）中可以看到，煤柱压煤区为曲线的峰值，受遗留煤柱的应力集中影响，S 最大值为3.78 kg/m，在卸压区观测数据可看到，S 最小值为2.15 kg/m，与最大值相比降低43%。

图11 钻屑解吸指标K1 变化曲线Fig.11 Drilling cuttings desorption index K1 change curves

由图11 可以得出，工作面推进10、30、50 m 时，K1值的变化趋势基本一样，都是随着距9106 运输巷的距离呈现升高，接近煤柱压煤区附近K1值急剧增大，到煤柱压煤区达到曲线的峰值，远离煤柱压煤区又逐渐减下，最后趋于稳定；在图11（a）中可以看到，煤柱压煤区为曲线的峰值，受遗留煤柱的应力集中影响，K1最大值为0.435 mL/（g·min1/2），由卸压区观测数据可知，K1最小值为0.208 mL/（g·min1/2），与最大值相比降低51%；在图11（b）中可以看到，煤柱压煤区为曲线的峰值，受遗留煤柱的应力集中影响，K1最大值为0.412 mL/（g·min1/2），在卸压区观测数据可看到，K1最小值为0.217 mL/（g·min1/2），与最大值相比降低46%。

由图12 可以得出，随着距9106 运输巷的距离呈现升高，接近煤柱压煤区附近W 有明显增大，到煤柱压煤区达到曲线的峰值，远离煤柱压煤区又逐渐减下，W 曲线波动幅度较小，在5.16～5.88 m3/t 之间，在煤柱压煤区有微弱的变大，但变化不明显。

综合上述分析得出，随着保护层开采的完成，遗留煤柱对被保护层形成的应力集中影响，使被保护层出现煤柱压煤区和卸压区，在煤柱压煤区所测数据普遍偏高，卸压区所测数据很明显偏低，S 值和K1值在煤柱压煤区及卸压区所测数据相差较大，相差最大比例为43%和51%，而W 则数据变化幅度不大，从而得到K1值、S 值与应力分布状态具有良好的相关性，W 与应力分布状态有微弱关系，由于本次测试数据较少，还有待研究。