多煤层充填采煤矿压显现及支架适应性研究

谷拴成，贺恒炜，黄荣宾，2

(1.西安科技大学 建筑与土木工程学院，陕西 西安 710054；2.西安科技大学 地质资源与地质工程博士后流动站，陕西 西安 710054)

0 引 言

当下中国大部分矿区进入煤炭资源开发中后期，煤炭开采逐步向着埋藏深、多煤层等复杂条件发展[1-2]。为解决煤矸石合理利用及“三下”压煤合理开采，近年来矸石充填开采技术得到广泛应用和推广[3-5]。然而多煤层重复开采条件下的充填采煤矿压显现规律及支架受力特性没有得到深入研究，严重的影响工作面安全高效开采[6-9]。

对于煤层群开采，专家学者对多煤层开采的裂隙发育规律、煤岩体变形研究较多，取得了丰硕的成果。张少龙、李树刚等系统性的针对层间距、采高等多种影响因素条件下，研究上保护层开采后的下伏煤岩体应力、渗流等变化规律[10-11]。程志恒等研究近距离煤层群叠加开采对顶底板采动应力卸压程度以及覆岩裂隙动态演化特征[12]。李树清等对多煤层群双层开采煤层膨胀变形规律进行深入研究[13]。

上部煤层开采形成的采空区及剩余煤柱造成覆岩应力重新分布，对下部充填采煤工作面的矿压及支架受力产生直接影响。许多学者对上述问题进行深入研究[14-19]。王晓振等给出重复采动条件下对覆岩破坏特征及影响规律[20-21]。黄庆享等分析近浅埋煤层群开采下煤层过采空区和煤柱的矿压显现规律，及不同面宽、不同采高工作面的矿压显现变化规律[22-23]。张明等分析重复采动过程中上覆巨厚关键层岩块形态特征、冒落特性及移动规律[24-25]。朱卫兵等针对浅埋近距离煤层条件下，重复采动关键层结构失稳机理、中间厚关键层破断特征及矿压显现规律进行深入研究[26-27]。

张强等采用煤壁支承应力峰值、应力集中系数等指标定量表征弱化程度，提出充填采场矿压显现弱化的内涵及临界判别条件[28]。张吉雄等建立充填综采覆岩关键层力学模型，得到关键层最大挠度与强度、下部岩层弹性地基系数与岩性参数之间的关系[29]。孙建等建立特殊保水开采煤层条带充填覆岩结构隔水层力学模型，推导得出结构隔水层及上方黏性土层稳定性力学判据[30]。CHANG等分析在沿空留巷施工过程中，充填体的受力状态及其变形规律，给出充填体支护作用效果的影响因素[31]。LI等分析复杂应力作用下的充填体的变形破坏演化过程及其力学特性，对荷载作用下的充填体内部空隙变化过程进行深入研究[32]。勒治华等建立充填散体与矿柱相互作用过程中矿柱的承载模型，得到散体模量与柱形模量的关系式[33]。

现阶段国内外学者针对多煤层充填开采条件下覆岩结构破坏特性、工作面动压显现规律等开展大量研究，但是针对上部采空区及煤柱影响下的充填开采支架受力特性及矿压显现规律的相关研究较少。基于此，文中以陕北某矿多煤层充填开采工程实践为背景，通过数值模拟、现场实测、数据分析相结合的方法，揭示多煤层充填开采矿压显现规律及充填支架受力特性，为工作面矿压控制及支架选型提供科学依据。

1 工程背景

陕北某煤矿31205工作面是3-1煤层二盘区第5个工作面，也是该盘区首个充填开采工作面，采煤采用长臂后退式一次采全高回采工艺。31205工作面倾向长度260.6 m，走向长度2 875.6 m，设计采煤高度3.6 m，埋深265.0～317.5 m。

31205工作面位于31煤回风大巷西北侧，31204工作面东北侧，上部为2-2煤层22117采空区，两工作面走向一致，底板高差为30.9 m。两工作面右边界水平差值为88.7 m，31205工作面位置及井上下关系见表1。31205工作面煤层及顶底板情况见表2，22117工作面参数与31205工作面尺寸一致，上下工作面位置关系如图1所示。

表1 工作面位置及井上下关系Table 1 Working face position and relationship between up and down

表2 煤层及顶底板特征Table 2 Characteristics of coal seam and roof and floor

图1 31205、22117工作面对应关系Fig.1 Corresponding position relationship of 31205 and 22117 working face

支架采用ZC26000/25/40D型中部充填液压支架，工作面布置充填开采支架130架，支架中心距1 750 mm，支架的间隙按50 mm考虑。支架最小控顶距10 330 mm。

2 数值模拟

模型尺寸600 m×500 m×170 m(长×深×高)。

模型上部边界面为应力界面，上部载荷按上覆岩层厚度和岩层平均容重施加，为均布荷载。模型的左、右、前、后及下部界面均为位移固定约束界面。为减小模型边界影响，模型四周留设宽度为50 m的边界实体，模型图如图2、图3所示，煤岩层力学参数见表3。

表3 各类地层物理力学参数Table 3 Physical and mechanical parameters of various formations

图2 数值模拟模型Fig.2 Numerical simulation model

图3 数值模拟本构模型Fig.3 Numerical simulation of the constitutive mode

模拟过程中以Beam结构作为支架支柱进行支撑压力分析。先令采场位移场清零，然后在工作面设置一排液压支柱，支柱长3.5 m，半径10 cm，弹性模量250 GPa，在典型位置处支柱设置位移测点以观察支柱变形量。通过Beam结构与液压支架相似关系，换算成实际液压支架受载情况。

3 矿压显现规律

31205工作面左侧煤柱与22117工作面左侧煤柱应力出现明显集中，且两者相互影响，提高该范围内的围岩应力水平；受到22117工作面采空区成拱效应影响，上覆围岩应力向两侧煤柱转移，从而使得31205工作面左侧煤柱应力明显降低，未出现应力明显集中。由此可知，需要重点关注31205工作面左侧围岩稳定性，关注区域内工作面支架受力状态，同时加强左侧煤柱支护强度，保证煤柱稳定(图4)。

图4 推采过程中工作面竖向应力竖向切片Fig.4 Vertical section of vertical stress in working face during the mining process

为分析上部采空区及煤柱对31205工作面矿压的影响，分别在煤柱下方(x=94 m)及31205工作面中间位置处(x=250 m)设置监测断面，监测回采过程中煤壁超前支承压力变化情况。

1)煤柱下方煤壁超前支承压力自工作面开切眼推进时，工作面前方超前支承压力的峰值逐渐升高。当工作面推进至大约40 m时，支承压力出现第1个极大值，据此可以判断出现工作面的初次来压。工作面前方的支承压力共出现24次极大值，由此可以计算得出煤柱下方工作面的初次来压步距大约为40 m，周期来压步距在10～15 m之间波动，平均周期来压步距为11.3 m(图5)。

图5 不同推进距离时超前支承压力峰值Fig.5 Peak of leading abutment pressure at different propulsion distance

2)当工作面推进至大约50 m时，采空区下方煤壁超前支承压力出现第1个极大值，据此可以判断出现了工作面的初次来压。工作面前方的支承压力共出现20次极大值，由此可以计算得出采空区下方平均周期来压步距为13.1 m(图5)。

对推采422～566 m期间的工作面周期来压期间进行详细观测，工作面矿压及周期来压步距统计如图6、图7及表4。观测期间工作面共发生11次来压，平均来压步距12.7 m。工作面来压期间矿压显现明显，支架支护阻力在400 bar以上，其中30#～45#上覆为22117工作面顺槽煤柱，受上覆采空区煤柱的影响，该区域顶板压力较大，为防止该段突然来压，需提前拉移超前支架进行支护，防止出现冒顶。

表4 周期来压统计Table 4 Periodic weighting statistics m

图6 正常回采期间矿压曲面分布规律Fig.6 Distribution law of mine pressure surface during normal mining

图7 正常回采期间矿压立体分布规律Fig.7 Stereoscopic distribution of mine pressure during normal mining

4 液压支架适应性

31205工作面推采至300 m时，31#支架支护阻力最大，为1.35 MPa；130#支架(机尾处)支护阻力最小为0.73 MPa。结合工作面相对位置可以看出，31#支架位于22117工作面煤柱正下方区域，受上方煤柱附加应力作用，支架支护阻力明显增大，同时煤柱侧的支架应力水平大于另一侧，这是由于煤柱应力传递和采空区应力转移共同作用的结果(图8)。

图8 推采至300 m时支架支护阻力分布Fig.8 Distribution of support resistance in pushing mining to 300 m

在5#支架(距主运顺槽 8.75 m)、31#支架(距主运顺槽 85.75 m，22117工作面煤柱正下方)、80#支架(距主运顺槽172.5 m，22117工作面采空区下方)上设置位移测点以观察支柱变形量。模拟得到的典型位置处的支架下缩位移测线显示数据及计算所得支护阻力见表5。5#支架最小压缩量、最小支护阻力及最小支护强度分别为8.15 mm、10 968 kN及0.61 MPa，最大压缩量、最大支护阻力及最大支护强度分别为14.5 mm、19 513 kN及1.08 MPa；31#支架最小压缩量、最小支护阻力及最小支护强度分别为10.3 mm、13 861 kN及0.77 MPa，最大压缩量、最大支护阻力及最大支护强度分别为18.1 mm、24 357 kN及1.35 MPa；80#支架最小压缩量、最小支护阻力及最小支护强度分别为4.7 mm、6 325 kN及0.35 MPa，最大压缩量、最大支护阻力及最大支护强度分别为11.5 mm、15 476 kN及0.86 MPa。

表5 各测点处支架下缩量及支护强度Table 5 Pillar shrinkage and support strength at each measuring point

5#支架、31#支架及80#支架支护强度随工作面推进变化曲线如图9所示。在相同推进度下工作面不同位置处，支架工作阻力不同，受上部煤柱影响，煤柱下方支架支护阻力较大，靠近两顺槽处支承应力较小；随着工作面推进，支架工作阻力整体呈上升趋势，但推采至300 m处时，支护阻力基本稳定。31#支架支护强度最大，为1.35 MPa。工作面液压支架支护强度为1.40 MPa，因此支架选型合理，适应性良好。

图9 支架支护强度随工作面推进变化Fig.9 Change of support strength with working face

5 结 论

1)受到22117采空区及煤柱影响，31205工作面覆岩竖向移动为非对称分布。受到上部煤柱荷载传递作用，其下部围岩易出现塑性破坏，造成围岩剧烈运动。与采空区下方围岩相比，煤柱下方覆岩移动更为剧烈，且逐渐向煤柱底角处延伸。

2)受22117采空区覆岩成拱效应影响，覆岩应力向两侧煤柱转移，导致31205及22117工作面左侧煤柱应力明显集中，且两者相互影响，增大该范围内的围岩应力水平；同时降低了31205工作面右侧煤柱应力水平，该区域应力集中水平较低。

3)31205工作面顶板呈现典型板结构受力特性，导致31205采空区上下及左边界处的围岩竖向应力明显增大，而工作面右侧受到上部采空区的影响，顶板支撑点向右移动至22117工作面右侧煤柱下方。

4)实测数据显示31205工作面平均周期来压步距12.7 m。数值模拟得到煤柱下方工作面的初次来压步距大约为40 m，平均周期来压步距为11.3 m。采空区下方工作面的初次来压步距大约为50 m，平均周期来压步距为13.1 m。

5)受上方煤柱附加应力作用，影响范围内的支架支护阻力明显增大，加之采空区应力转移作用，导致煤柱侧的支架应力水平明显大于采空区侧，支护阻力呈非对称分布。随着工作面推进，支架工作阻力整体呈先上升后稳定的变化趋势，最大支护强度为1.35 MPa，位于22117工作面左侧煤柱下方。液压支架额定支护强度为1.40 MPa，支架选型合理，适应性良好。