深部近距离煤层群采动力学行为探索

彭高友1,高明忠1,2,吕有厂3,4,张瑞皋3,4,谢 晶1,刘 强1,何志强1,陆 彤1,杨本高1

(1.四川大学 水利水电学院,四川 成都 610065; 2.深圳大学 深地科学与绿色能源研究院,广东 深圳 518060; 3.炼焦煤资源开发及综合利用国家重点实验室,河南 平顶山 467000; 4.中国平煤神马集团能源化工研究院,河南 平顶山 467000)

摘 要:我国深部近距离煤层群赋存开采比重大,采动力学机理不清,导致开采效率低,安全事故频发。深部煤岩体所表现出的物理力学特性及变形破坏特征较浅部有着本质差异,尤其在深部近距离煤层群开采条件下,临近工作面扰动影响将导致更加复杂的采动应力重分布过程。针对深部近距离煤层群采动影响下巷道围岩控制难题,依托平煤十二矿己14和己15深部近距离煤层群工程实践,在己15-31030工作面进风巷内开展了巷道收敛变形、锚索应力现场原位监测试验,理论计算了近距离煤层群底板破坏范围并推导得出了巷道围岩变形速度公式,初步揭示了深部近距离煤层群采动力学行为。研究表明:己14煤层底板破坏深度理论值约21.24~30.88 m,上覆煤层采动影响导致本煤层采场边界改变,巷道顶底板及左右帮收敛量约400 mm,巷道收敛变形量随采煤工作面推进呈现阶梯式缓慢增长与指数式快速增长两阶段模式,其中指数式快速增长阶段为巷道变形的主要阶段;锚索应力随采煤工作面推进呈现“近线性增长—跃阶式降低”两阶段演化模式,顶板锚索应力平均变化率、峰值应力均显著高于巷帮相应参数,巷道顶板采动效应较巷帮更为明显;锚索应力峰值点滞后最大收敛变形位置约40 m,采动影响时效相比单一煤层开采大幅延长约35 m,采动应力变化率及其峰值分别降低约53.5%,24.5%,己15煤层采动影响范围约105 m;巷道围岩变形速率与距采煤工作面距离呈现反比例函数关系,在此基础上,进一步推导得出深部近距离煤层群距采煤工作面不同距离处围岩变形速度预测公式,并对比现场原位监测数据验证了该公式的合理性。研究成果可为同类深部近距离煤层群的巷道围岩变形速度预测、巷道支护及采矿技术优化等工程问题提供参考。

关键词:近距离煤层群;深部开采;采动效应;巷道变形;下行开采

国际能源署(IEA)预测2015—2020年间煤炭需求将以年均0.8%的幅度增长,煤炭在未来化石能源中的需求依旧旺盛[1]。我国能源发展“十三五”规划中,煤炭消费比重为能源消费总量的58%左右,在能源供给中扮演着举足轻重的角色,具有长时不可替代性[2]。然而需要指出的是,随着地球浅部煤炭资源逐渐开采殆尽、赋存条件“优越”的煤储量越发稀少[3-4]。煤炭资源获取在不断走向地球深部的同时不可避免地遇到深部近距离煤层,因此其开采理论与技术愈发被重视[5-6]。但是深部煤岩体所处的外部应力环境与自身表现出的物理力学特性及破坏变形规律较浅部相比有较大差别,加之近距离煤层赋存条件的特殊性,导致现有的煤层开采理论及技术不能完全适用于深部近距离煤层开采[7-9]。为实现深部近距离煤层安全、高产、高效开采,必须弄清楚深部近距离煤层群在开采过程中的采动力学行为。

煤层群开采时,临近工作面之间的影响较大,特别是当工作面之间的距离较近时,下煤层开采前顶板岩层受上煤层开采的影响产生不同程度的损伤破坏,导致下煤层开采引起的覆岩运移、采动应力重分布有别于单一煤层[10]。针对目前近距离煤层开采引发的实际工程问题,国内外学者开展了诸多富有成效的研究。马海峰、屠世浩、康健、程志恒等[11-14]采用相似模拟、理论分析、数值模拟等方法研究了近距离煤层群开采条件下采动应力及覆岩位移场、裂隙场的演化特征,并分析了采动影响下引起的覆岩变形破坏与地表沉陷规律。张百胜等[15]运用数值模拟提出了确定极近距离下部煤层回采巷道的合理位置方法。FANG等[16]采用理论分析、数值模拟等研究手段,探讨了近距离煤层群开采过程中的巷道失稳机制。张炜等[17]基于极近距离煤层开采地质条件,通过力学计算确定了极近距离工作面合理内错距。何尚森等[18]采用理论分析对损伤基本顶的断裂长度进行了研究,并基于“砌体梁”的“S-R”理论研究了损伤基本顶的失稳规律。ZHANG等[19]采用数值模拟方法研究了近距离煤层开采过程中采场围岩的应力分布及断裂特征。然而上述成果多是在浅部近距离煤层群开采覆岩裂隙、巷道合理位置等方面取得的,关于深部近距离煤层开采条件下采煤工作面前方采动应力动态演化、煤层群采动效应相关关系的研究较少,煤层群开采尚未形成统一的理论体系。从研究方法来看,多集中在相似模拟、数值模拟、理论分析等范畴,与现场实际联系不够紧密,研究结论不能完全反映现场实际,难以对现场采矿作业进行指导。

为深入研究深部近距离煤层群开采条件下采动应力动态演化规律及煤层群采动效应,以“深部+近距离煤层群开采”为出发点,依托平煤十二矿超千米深部近距离己14和己15煤层群,在己15-31030工作面进风巷内开展了为期2个多月的原位现场试验。对深部近距离煤层群开采过程中的巷道收敛、锚索应力进行长时监测,并结合平煤矿区单一煤层工作面己17-24130进风巷锚索应力数据,分析对比了深部近距离煤层群开采条件下巷道变形特征及采动应力变化特征,以期为深部近距离煤层开采提供科学指导。

1 深部近距离煤层群采动力学行为现场试验设计

1.1 现场试验采煤工作面工程概况

平煤十二矿位于平顶山矿区东部,井田北部为二叠系上统石千峰组组成的马鹏山、五节山等丘陵。己15-31030工作面位于五节山北部,地面为山地,地面标高:+230~+320 m,工作面标高:-762~-798 m,垂深1 006~1 137 m。己15-31030工作面面长206 m,其中,110 m位于己14-31050工作面采空区下,96 m位于实体煤下,走向长度为932.8 m。己15煤层赋存较好,煤层平均煤厚3.3 m,裂隙较为发育,在构造附近煤厚有所变化,煤层倾角3°~7°,煤层结构为简单结构煤层,煤体结构多为原生结构煤。己15煤层基本顶为灰白色细砂岩加泥质条带,中厚层状,厚约2.5 m,直接顶板为灰黑色砂质泥岩,含植物化石,厚约4~5 m,伪顶为0.5~2.0 m的黑色泥岩,底板为灰色砂质泥岩或泥岩,老底为深灰色砂质泥岩,局部为细粒砂岩,己15-31030工作面煤层地质柱状图如图1所示。

图1 己15-31030工作面煤层地质柱状
Fig.1 Seam geological histogram of Ji-15-31030 mining face

从进、回风两巷以及开切眼所收集的地质资料综合分析,己15-31030工作面进风巷开口向里265.0,700.5 m处分别有一条正断层,采煤工作面地质构造条件简单,对回采影响不大,整个回采期间工作面采用全部垮落法处理采空区,采煤工作面巷道规格:4.6 m×3.4 m,采用矩形锚网索梁支护,超前支护段采用单体液压支柱进行支护。

14-31070工作面位于五节山北部,己15-31030工作面斜上方,地面标高:+210~+300 m,工作面标高:-784~-801 m。己14-31070工作面面长145.3 m,煤层厚度0~1.3 m,平均煤厚0.6 m,煤层倾角0°~6°。己15-31030与己14-31070工作面竖直间距10~15 m、水平间距25~30 m。当两工作面同时开采时,己14-31070工作面超前己15-31030工作面约150 m。两采煤工作面空间位置关系及相对距离分别如图2,3所示。由于己14-31070工作面超前己15-31030工作面距离较远,采煤工作面采过后己15-31030工作面斜上方采空区已由垮落矸石压实充填,故己14和己15近距离煤层开采方式为单层逐层下行开采。现场原位实验开展期间,由于上覆煤层采空区煤柱集中应力及采煤工作面顶板受损伤影响,己15-31030工作面进风巷内出现了与普通单一煤层开采明显不同的新矿压现象,如回采巷道顶板松软破碎、围岩移近量大、巷道支护困难、巷道底臌,甚至被压垮。

图2 己15-31030工作面空间位置
Fig.2 Spatial location of Ji-15-31030 mining face

图3 两工作面相对位置
Fig.3 Relative position of each mining face

1.2 现场试验设计及监测方案

为监测深部近距离煤层群开采条件下巷道变形特征及采煤工作面前方应力场演化特征。选取平煤十二矿己15-31030工作面进风巷为本次现场试验场地。在采煤工作面前方126.4 m范围内选取巷帮煤岩体相对完整处开展巷道收敛、锚索应力现场原位监测试验,各试验监测断面设置情况如图4所示。

图4 各监测断面空间布置
Fig.4 Space layout of each monitoring section

现场原位试验监测共设置7个断面,计为断面Ⅰ~Ⅶ,各监测断面相对空间位置及信息见表1。其中巷道收敛变形监测共设置5个断面,分别为断面Ⅰ~Ⅱ,断面V~Ⅶ,断面Ⅰ与断面Ⅱ分别距离采煤工作面75.2,89.7 m,断面V~Ⅶ分别距离采煤工作面108.4,117.4,126.4 m。在每个监测断面顶底板及左右帮中部各设置一个测点分别计为abcd,如图5所示。测点采用膨胀螺丝固定,锚固深度依据现场围岩情况不少于3~5 m。每次监测时采用数显收敛仪(新一代电子JSS30A数显收敛仪,量测范围0.5~10.0 m,分辨率0.01 mm,量测精度0.06 mm,适用于量测任意方向两点间的距离微小变化)量取相邻两个测点之间的距离以及该相邻两个测点连线与水平线的夹角,通过正弦函数计算顶底板测点到水平线的垂距并与前一次计算结果进行比较,即可求得相邻两次监测时间段内巷道顶底板收敛值。同理通过余弦函数可求得两帮收敛值。

表1 各监测断面实际参数
Table 1 Actual parameters of each monitoring section

断面编号监测参数距采煤工作面距离/m监测仪器断面Ⅰ巷道收敛变形75.2JSS30A数显断面Ⅱ89.7收敛仪断面Ⅲ锚索应力98.7锚索应力计(1号顶板,2号巷帮)断面Ⅳ107.7锚索应力计(3号顶板,4号巷帮)断面Ⅴ108.4断面Ⅵ巷道收敛变形117.4JSS30A数显收敛仪断面Ⅶ126.4

图5 现场试验测点布置
Fig.5 Layout plan of the field experiment point

锚索应力监测共设置两个断面,计为断面Ⅲ和断面Ⅳ,断面Ⅲ与断面Ⅳ分别距离采煤工作面98.7,107.7 m。同一监测断面分别在巷道的顶板及采煤帮中间位置安装一台锚索应力计,两个断面共计安装4台应力计。应力计安装过程中先将原有锚索螺帽及托盘取下,而后将应力计探头安装在锚索尾部,最后通过预应力扳手将托盘和螺母复位。其中断面Ⅲ安装1号、2号锚索应力计,断面Ⅳ安装3号、4号锚索应力计,1号、3号锚索应力计位于巷道顶板,2号、4号位于采煤帮中部。锚索应力监测过程中,应力计设置为每5 min自动记录一次实时应力值,以分析随采煤工作面推进过程中锚索应力变化情况。

2 深部近距离煤层群己14煤层底板破坏范围理论计算

我国《煤矿安全规程》[20]附录中将近距离煤层解释为“煤层群层间距离较小,开采时相互有较大影响的煤层”,文献[21]指出当煤层间距hf满足hfhσ(岩层底板破坏深度)时,煤层群为近距离煤层群。

根据弹塑性理论可知平面应力状态下底板岩体的最大屈服破坏深度hmax1[22]

式中,γ为采场覆岩平均容重,kN/m3;H为煤层开采深度,m;L为采空区宽度,m;β为岩体节理裂隙影响系数;Rc为岩石单轴抗压强度,MPa。

依据深部水平底板破坏深度预测公式可得底板最大破坏深度hmax2[23]

hmax2=0.011 3H+6.25ln(Lx/40)+

2.52ln(M/1.48)

(2)

式中,Lx为工作面倾斜长度,m;M为煤层采高,m。

根据平煤十二矿煤岩物理力学参数测试报告确定破坏深度影响因素参数取值分别为H为1 100 m,L为145 m,γ为24 kN/m3β为0.56,Rc为64 MPa,Lx为146 m,M为2 m,并将各个参数代入式(1)以及式(2)分别计算出己14煤层底板破坏范围:

hmax2=0.011 3H+6.25ln(Lx/40)+2.52ln(M/

1.48)=0.011 3×1 100+6.25ln(146/40)+

2.52ln(2/1.48)=21.24 m

理论计算结果均大于己15煤层与己14煤层竖直间距10~15 m,说明己15-31030工作面开采以前煤层顶板已受己14煤层损伤影响,己14和己15为典型近距离煤层群。

3 深部近距离煤层群己15煤层采煤工作面进风巷围岩变形特征

采煤工作面前方一定范围内的巷道变形情况一定程度上能反映近距离煤层群开采下采煤工作面前方覆岩位移、破断规律。本次巷道收敛监测由2017-05-15持续至2017-07-21,持续时间长达2个多月,整个监测期间采煤工作面回采约118 m。

由图6巷道顶底板及左右帮移近量变化曲线可知,随着采煤工作面不断推进,在煤层群采动影响下,顶底板及左右帮移近量、移近速率整体均不断增大。顶底板及左右帮收敛形式及收敛量差别不大:① 收敛形式呈现2个阶段:阶梯式缓慢增长阶段及指数式快速增长阶段;② 巷道左右帮及顶底板在距离采煤工作面40 m范围内巷道变形普遍加剧,最终移近量趋于400 mm。以代表性断面Ⅰ顶底板移近量进行巷道收敛分析。

断面Ⅰ顶底板移近量在距离采煤工作面75.2~34.5 m范围内受开采扰动呈现阶梯式缓慢增长,整个过程移近量65 mm,平均移近速率1.597 mm/m,由于此时监测点距离采煤工作面较远,巷道上覆已受损伤顶板受本煤层采动影响较小,同时巷道上覆己14煤层采空区冒落压实矸石整体性高,承压能力强,遗留煤柱应力集中系数小,导致在该范围内采动效应不明显,移近量及移近速率均处于较低水平。而后随着采煤工作面推进,本煤层开采超前支承压力导致巷道上方已受己14煤层开采损伤影响的岩层破断加剧,岩块断裂增多,同时上覆采空区压实矸石离层增多,承载能力降低,上覆岩层应力集中转移至煤柱上进而导致煤柱应力集中并于煤柱下方形成应力集中区域,该集中应力与本煤层采动应力叠加进而导致巷道变形加剧,巷道移近量在距离采煤工作面34.5~2.8 m范围内呈现指数式增长,整个过程移近量282 mm,平均移近速率8.896 mm/m,该阶段移近量占整个过程的81.27%,移近速率也显著高于阶梯式缓慢增长阶段。后者移近量、平均移近速率分别为前者的4.34倍、5.57倍。整个监测时期内,顶底板移近377 mm。

图6 回采期间各监测断面巷道收敛曲线
Fig.6 Convergence curves in various monitoring sections during mining period

需要指出的是,在各断面移近曲线中,断面V左右帮及顶底板曲线均位于各断面曲线上方,距离采煤工作面相同距离处巷道移近量更大,结合现场监测实际,出现该种情况的原因是该断面处于地质薄弱带且距离上覆遗留煤柱较近,采动影响下更易出现大变形。

4 深部近距离煤层群采煤工作面进风巷应力演化规律分析

采煤工作面巷道在经过开掘锚固以后,围岩应力进入动态的应力重分布直至围岩达到新一轮的平衡。随着采煤工作面推进,监测断面进入采动影响区,矿山压力导致上覆岩层位移、破断,围岩进入新一轮的应力重分布过程,而采煤工作面前方锚索应力演化规律则反映了近距离煤层群开采下煤岩破断引起的采煤工作面前方应力场的改变,整个监测期间采煤工作面回采约100 m。安装的4个锚索应力计中,均监测到采煤工作面前方采动影响下采动应力的变化趋势如图7所示。

图7 监测断面锚索应力变化曲线
Fig.7 Stress change curves of anchor cables in various monitoring sections during mining period

由图7监测断面锚索应力变化曲线可知,锚索应力随采煤工作面推进总体呈现“近线性增长—跃阶式降低”两阶段演化模式。具体地对断面Ⅲ:随采煤工作面推进,断面进入采动影响区,由于监测断面上方顶板受己14煤层开采后已遭受了大范围的破断和移动,顶板整体性显著降低,加之本煤层采动动压影响,覆岩破断由单一煤层开采以煤壁内裂缝为端点弯曲折断继而离层垮落和大范围移动变成了沿裂缝为界面的大范围滑移[24],本煤层上覆采空区遗留煤柱集中应力则加速了岩层的大范围滑移,同时受损伤影响,顶板岩层破断长度缩短。该种覆岩运移、破断形式导致锚索应力随采煤工作面推进不断上升,应力上升阶段锚索应力与据采煤工作面距离呈现近线性相关关系。锚索应力在由最低值逐渐上升至峰值的过程中,1号锚索应力平均变化速率为0.28 MPa/m,应力增量14 MPa,2号锚索应力平均变化速率为0.16 MPa/m,应力增量10 MPa,1号锚索应力增量、锚索应力平均变化速率分别约为2号锚索应力的1.40倍、1.75倍。1号锚索应力在距离采煤工作面37.8 m处经历突变,突变幅度达到9.5 MPa,可能的原因是该处处于上覆采空区遗留煤柱所形成的应力集中区域内,在采煤工作面采动影响下锚索峰值应力超过了锚索抗拉极限,导致锚索拉断,锚索应力陡降。Ⅳ断面锚索应力变化情况大体与Ⅲ断面锚索应力变化相似,锚索应力在由最低值逐渐上升至峰值的过程中,3号锚索应力平均变化速率为0.49 MPa/m,应力增量33.7 MPa,4号锚索应力平均变化速率为0.19 MPa/m,应力增量5.25 MPa,3号锚索应力增量、锚索应力平均变化速率分别约为4号锚索应力的6.14倍、2.58倍。相较其余锚索,4号锚索在距采煤工作面79.7 m处即到达峰值应力,应力增量较低,而后应力保持不变,直至距采煤工作面34.02 m处陡降,出现该种情况的原因可能是应力计与锚索托盘松动,导致应力上升至一定程度后应力计与锚索分离,不能完全反应整个监测周期内锚索应力的演化过程。

锚索应力在抵达峰值之后,采煤工作面前方煤岩体在高水平采动应力影响下发生弹塑性变形,在短时间内积聚大量能量,随着能量不断积聚,采动煤岩体渐进破坏,并最终失去承载能力,锚索应力迅速降低,应力降低阶段锚杆应力下降幅度明显更快,总体呈现跃阶式演化特点。就整个监测过程,各断面顶部锚索应力峰值、最大应力变化速率均高于帮部锚索相应参数,可见巷道顶板的采动应力相较巷帮变化更大、峰值应力更高。

5 深部近距离煤层群采动效应分析

5.1 深部单一煤层与近距离煤层采动效应对比分析

为充分反映深部近距离煤层群开采条件下采动应力与单一煤层开采采动应力异同,选取与己15-31030埋深、顶底板岩性及采煤方法相近的单一煤层己17-24130工作面开展锚索应力监测、分析与对比。

17-24130工作面位于己四采区东翼第五区段,地面对应位置为马棚山南坡及山顶下,地面标高+300~+462 m,工作面标高-683~-728 m,赋存深度约983~1 190 m,走向长约852 m,倾斜长约152 m,该工作面所采煤层为己17煤层,平均煤厚约2.5 m,属于结构简单稳定的薄煤层,煤层倾角5°~8°。工作面直接顶为5~6 m厚的灰黑色砂质泥岩,底板为1.4 m厚砂质泥岩,采煤工作面地质条件简单,无断层褶皱等影响生产,工作面采煤方法、采高及支护作业方式与己15-31030工作面差别不大,己17-24130工作面煤层地质柱状图如图8所示。锚索应力监测方案如图9所示,其中应力计安装方法及标号与己15-31030工作面一致。

图8 己17-24130工作面煤层地质柱状
Fig.8 Sea m geological histogra m of Ji-17-24130 mining face

图9 己17-24130工作面锚索应力监测示意
Fig.9 Monitoring plan of anchors cables stress of Ji-17-24130 mining face

图10 己17-24130监测断面Ⅱ锚索应力变化曲线
Fig.10 Stress change curves of anchors cables in the monitoring sections 2 of Ji-17-24130 mining face

已有监测结果表明,断面Ⅰ由于锚固效果不佳导致监测失效,断面Ⅱ正常工作的锚杆应力计监测数据如图10所示。

相较煤层群开采,单一煤层开采采场覆岩完整性高,采动影响下离层裂隙演化、发展缓慢,采动影响时效明显缩短(锚索应力距采煤工作面最远约70 m处开始变化,而煤层群开采条件下该值约为105 m),另一方面较高的顶板完整性促成较高的压力承载能力,导致单一煤层采动影响下顶板破断距及破断岩层厚度更大,较大的顶板破断距导致岩层不能及时卸压,一方面导致锚索应力上升后未出现明显的应力降低阶段,无明显的“近线性增长—跃阶式降低”阶段,另一方面导致采动应力峰值更高,峰值应力相较近距离采煤工作面增长约24.52%,实则该种高应力顶板悬露极可能导致采煤工作面出现顶板大面积来压,威胁采煤工作面安全生产。

检测数据显示3号锚索应力平均变化速率为1.13 MPa/m,应力增量为44.75 MPa,峰值应力为45.75 MPa,4号锚索应力在距离采煤工作面69.85 m处出现了应力突变,突变幅度超过30 MPa,以至于未记录出完整的应力演化过程,出现该种异常情况的可能原因是该处为地质构造区,采动影响下构造作用导致局部应力集中,导致锚索应力数据异常。

5.2 深部近距离煤层群采动应力-巷道变形相关关系分析

矿山采动应力对采场的内在本质为开采作业引起的应力重分布,若围岩强度能够适应应力变化,则不需要任何人为手段,围岩就可以自行达到新一轮的平衡,相反则会导致围岩破坏,采动应力与巷道变形具有明显的“因果关系”,而这种关系的孕育机制以及时空效应由于矿山开采的“黑箱效应”而难以从定量角度进行阐述。为一定程度上反映近距离煤层群开采条件下采动应力与巷道变形之间的相关关系,选取代表性的断面Ⅰ顶底板、断面VI左右帮移近曲线及2号、3号锚索应力曲线作为研究对象,分析断面移近量与锚索应力之间的联系,锚索应力-巷道变形量变化曲线如图11所示。

图11 锚索应力-巷道变形量变化曲线
Fig.11 Curves of anchor cables stress and roadway defor mation

由图11可知,巷道收敛变形一定程度上滞后于锚索应力,在锚索应力抵达峰值之时,巷道收敛变形仍处于较低水平,峰值应力滞后最大收敛变形约40 m,与前述巷道变形指数式快速增长阶段范围一致,由此可知己15煤层进风巷锚索应力上升区间与巷道变形阶梯式缓慢增长阶段区域一致,而锚索应力降低区间为巷道收敛变形的主要阶段。出现该种现象的内在原因可能是锚索应力峰值点以前采动应力未超过煤岩体的承载能力,煤岩体承压能力好,变形小,巷道收敛变形小,而峰值应力后煤岩体发生渐近破坏,承载能力降低并最终失去承载能力,峰后压力虽低于峰值压力,但煤岩体结构受损,承载能力弱化,导致巷道出现指数式巷道变形阶段。锚索应力及巷道变形量距离采煤工作面约105 m开始演化,说明己15煤层近距离开采条件下采动影响范围约105 m。张建国[25]的研究结果指出平煤矿区单一煤层开采工作面己14-31050采动影响范围约70 m,说明深部近距离煤层群开采条件下由于工作面之间相互影响,导致采动影响范围显著增大。

5.3 深部近距离煤层群巷道围岩变形速度预测

文献[26-27]经过对全国不同矿区上百条采场巷道和临近煤层巷道的矿压观测和分析,得出巷道围岩变形速度v与巷道至上部煤层间垂距z的普遍关系式为

v=[1+0.003(H-300)]ACz-0.96

(3)

式中,v为巷道围岩变形速度,mm/d;z为巷道至上部煤层之间的垂距,m;A为巷道围岩稳定性影响系数;C为煤柱周围采动状况影响系数。

根据己15-31030工作面进风巷围岩物理力学性质及己15煤层采动状况,巷道围岩为中等稳定,A取2.6;己14煤层遗留煤柱单侧采动已趋稳定,C取1;巷道至上部煤层间距假设为最不利情况,z取10。

将具体参数代入式(3)得

v=[1+0.003(H-300)]ACz-0.96=[1+

0.003(1 100-300)]×2.6×1×10-0.96=

0.97 mm/d

由于该理论并未考虑巷道断面距采煤工作面距离,理论结果与阶梯式缓慢增长阶段实测围岩平均移近速度1.01 mm/d吻合度较高,但与后期指数式快速增长阶段移近速度10.96 mm/d存在较大差距(指数式快速增长阶段由于巷道距离采煤工作面近,受采动影响大,围岩变形速度与据采煤工作面距离密切相关),但后期指数阶段实则为巷道变形的主要阶段,该阶段距采煤工作面不同位置处的巷道变形速度显然更具实际意义。

图12 己15-31030工作面围岩移近散点
Fig.12 Scatter point diagra m of surrounding rock of Ji-15-31030 mining face

为实现深部近距离煤层群巷道围岩变形速度预测,将前述己15-31030工作面进风巷顶底板及左右帮实测围岩变形情况绘制于图12,函数拟合巷道围岩变形量如下:

y=43.65-9.68ln x

(4)

式中,x为巷道断面据采煤工作面距离,m。

对式(4)求导有

该拟合公式指出深部近距离煤层群开采条件下围岩移动速度与距采煤工作面距离呈现反比例函数关系,故深部近距离煤层群巷道围岩变形速度可表示为

由于该函数曲线应通过上述式(3)理论计算结果,且式(3)计算结果可作为采动影响区分界点处围岩移动瞬时速度(采动影响区外围岩移动速度低,围岩移动速度变化小),且国内外学者针对不同赋存深度采动影响区分界点已经做了大量针对性的工作,假设该分界点为x0,该点围岩移动速度为v0,则

k=v0x0

(8)

v0=[1+0.003(H-300)]ACz-0.96

(9)

因此:

k=[1+0.003(H-300)]ACz-0.96x0

(10)

故距离采煤工作面不同距离出围岩变形速度可表示为

结合分析结论,己15-31030工作面采动影响区分界点约105 m,采动影响区分界点围岩移动速度0.97 mm/d,将参数代入式得k=10.18,与上述拟合结果k=9.68近似,说明式(11)能较好的反映深部近距离煤层距离采煤工作面不同距离处围岩变形速度。

6 结 论

(1)该深部近距离煤层群巷道收敛变形随采煤工作面推进可分为阶梯式缓慢增长阶段及指数式快速增长阶段,指数式快速增长阶段为巷道变形的主要阶段,该阶段巷道平均移近速度高达8.9 mm/m,移近量占整个巷道变形阶段的80%以上。

(2)采煤工作面进风巷锚索应力随采煤工作面推进整体呈现“近线性增长—跃阶式降低”两阶段演化模式,断面顶部锚索应力峰值、最大应力变化速率均高于帮部锚索相应参数,顶底板采动效应较左右帮更为明显。

(3)深部近距离煤层开采相互影响导致采场顶底板边界条件改变,巷道收敛变形一定程度上滞后于锚索应力,采动影响时效相较单一煤层开采大幅延长,采动应力变化率、峰值显著降低。

(4)巷道围岩变形速度理论结果与实测结果差距较小,但该理论并未考虑巷道断面距采煤工作面距离,结合实测数据,推导总结出深部近距离煤层群距采煤工作面不同距离处围岩变形速度。

(5)深部三高条件导致深部近距离煤层顶底板损伤加剧,临近层遗留煤柱导致本煤层采场应力集中,煤层开采更易出现冲击矿压事故,为保障深部近距离煤层群安全高效生产,必须采取相应措施如煤层注水等降低煤层冲击倾向性。

参考文献:

[1] IEA 国际能源署.煤炭市场中期报告[R].巴黎:IEA 国际能源署,2017.

[2] 贺佑国,叶旭东,王震.关于煤炭工业“十三五”规划的思考[J].煤炭经济研究,2015,35(1):6-8.

HE Youguo,YE Xudong,WANG Zhen.Consideration on the 13th five year plan of coal industry[J].Coal Economic Research,2015,35(1):6-8.

[3] 谢和平,周宏伟,薛东杰,等.煤炭深部开采与极限开采深度的研究与思考[J].煤炭学报,2012,37(4):535-542.

XIE Heping,ZHOU Hongwei,XUE Dongjie,et al.Research and consideration on deep coal mining and critical mining depth[J].Journal of China Coal Society,2012,37(4):535-542.

[4] XIE Heping,GAO Mingzhong,ZHANG Ru,et al.Study on the mechanical properties and mechanical response of coal mining at 1 000 m or deeper[J].Rock Mechanics & Rock Engineering,2019,52(5):1475-1490.

[5] 申宝宏.我国煤炭开采技术发展现状及展望[A].中国科协2004年学术年会第16分会场论文集[C].北京:煤炭工业出版社,2004,9:55-58.

[6] 何满潮,谢和平,彭苏萍,等.深部开采岩体力学研究[J].岩石力学与工程学报,2005,24(16):2803-2813.

HE Manchao,XIE Heping,PENG Suping,et al.Study on rock mechanics in deep mining engineering[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2005,24(16):2803-2813.

[7] 邱治强,高明忠,谢晶,等.2 400 m埋深地下实验室洞群布置模式优化研究[J].岩土工程学报,2016,38(S2):250-254.

QIU Zhiqiang,GAO Mingzhong,XIE Jing,et al.Optimization of layout pattern of underground laboratory cavern groups with Buried depth of 2 400 m[J].Chinese Journal of Geotechnical Engineering,2016,38(S2):250-254.

[8] ZHANG Zhaopeng,XIE Heping,ZHANG Ru,et al.Deformation damage and energy evolution characteristics of coal at different depths[J].Rock Mechanics & Rock Engineering,2019,52(5):1491-1503.

[9] 于辉.近距离煤层开采覆岩结构运动及矿压显现规律研究[D].北京:中国矿业大学(北京),2015:1-2

YU Hui.Study on the movement of upper strata and the pressure behavior law of close distance coal seams[D].Beijing:China University of Mining & Technology(Beijing),2015:1-2

[10] 朱涛,张百胜,冯国瑞,等.极近距离煤层下层煤采场顶板结构与控制[J].煤炭学报,2010,35(2):190-193.

ZHU Tao,ZHANG Baisheng,FENG Guorui,et al.Roof structure and control in the lower seam mining field in the ultra-close multiple seams[J].Journal of China Coal Society,2010,35(2):190-193.

[11] 康健,孙广义,董长吉.极近距离薄煤层同采工作面覆岩移动规律研究[J].采矿与安全工程学报,2010,27(1):55-60.

KANG Jian,SUN Guangyi,DONG Zhangji.Overlying strata movement law of ultra-close thin coal seam adopting simultaneous mining face[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2010,27(1):55-60.

[12] 程志恒,齐庆新,李宏艳,等.近距离煤层群叠加开采采动应力-裂隙动态演化特征实验研究[J].煤炭学报,2016,41(2):367-375.

CHENG Zhiheng,QI Qingxin,LI Hongyan,et al.Evolution of the superimposed mining induced stress-fissure field under extracting of close distance coal seam group[J].Journal of China Coal Society,2016,41(2):367-375.

[13] 马海峰,程志恒,刘伟.近距离煤层群叠加开采采动应力与覆岩位移场演化特征[J].中国安全生产科学技术,2017,13(5):28-33.

MA Haifeng,CHENG Zhiheng,LIU Wei.Evolution characteristics of mining stress and overlying strata displacement field under su-perimposed mining in close distance coal seam group[J].Journal of Safety Science and Technology,2017,13(5):28-33.

[14] 屠世浩,窦凤金,万志军,等.浅埋房柱式采空区下近距离煤层综采顶板控制技术[J].煤炭学报,2011,36(3):366-370.

TU Shihao,DOU Fengjin,WAN Zhijun,et al.Strata control tech-nology of the fully mechanized face in shallow coal seam close to the above room-and-pillar gob[J].Journal of China Coal Society,2011,36(3):366-370.

[15] 张百胜,杨双锁,康立勋,等.极近距离煤层回采巷道合理位置确定方法探讨[J].岩石力学与工程学报,2008,27(1):97-101.

ZHANG Baisheng,YANG Shuangsuo,KANG Lixun,et al.Discussion on method for determining reasonable position of roadway for ultra-close multi-seam[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2008,27(1):97-101.

[16] FANG X,GUO M,LU Z.Instability mechanism and prevention of roadway under close-distance seam group mining[J].Chinese Journal of Rock Mechanics & Engineering,2009,28(10):2059-2067.

[17] 张炜,张东升,陈建本,等.极近距离煤层回采巷道合理位置确定[J].中国矿业大学学报,2012,41(2):182-188.

ZHANG Wei,ZHANG Dongsheng,CHEN Jianben,et al.Determining the optimum gateway location for extremely close coal seams[J].Journal of China University of Mining & Technology,2012,41(2):182-188.

[18] 何尚森,谢生荣,宋宝华,等.近距离下煤层损伤基本顶破断规律及稳定性分析[J].煤炭学报,2016,41(10):2596-2605.

HE Shangsen,XIE Shengrong,SONG Baohua,et al.Breaking laws and stability analysis of damage main roof in close distance hy-pogynous seams[J].Journal of China Coal Society,2016,41(10):2596-2605.

[19] ZHANG Xiangyang,CHANG Jucai.Stress and failure characteristics of surrounding rock in the extremely close distance coal seams group mining after the upper and lower coal seam mining[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2014,31(4):506-511.

[20] 国家煤矿安全监察局.煤矿安全规程[M].北京:煤炭工业出版社,2016:430.

[21] ZHANG Baisheng,KANG Lixun,ZHAI Yingda.Definition of ultra-close multiple-seams and its ground pressure behavior[A].The 24th International Conference on Ground Control in Mining[C].MORGANTOWN W V ed,2005:110-113.

[22] 张百胜.极近距离煤层开采围岩控制理论及技术研究[D].太原:太原理工大学,2008:27

ZHANG Baisheng.Study on the surrounding rock control theory and technology of ultra-close multiple-seams mining[D].Taiyuan:Taiyuan University of Technology,2008:27.

[23] 李海梅,关英斌.显德汪煤矿煤层底板采动破坏效应的有限元模拟[J].煤炭工程,2002(10):38-40.

[24] 伍永平,李继祖.特近距煤层上层采动对下层开采影响试验研究[J].西安科技大学学报,1996(2):101-104.

WU Yongping,LI Jizu.Experimental study on influence of mining in upper layer of coal seam on lower layer mining[J].Journal of Xi’an University of Science and Technology,1996,16(2):101-104.

[25] 张建国.平煤超千米深井采动应力特征及裂隙演化规律研究[J].中国矿业大学学报,2017,46(5):1041-1049.

ZHANG Jianguo.Mining-induced stress characteristics and fracture evolution law of over one kilometer deep Pingdingshan coal mine[J].Journal of China University of Mining & Technology,2017,46(5):1041-1049.

[26] 陈炎光,陆士良.中国煤矿巷道围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社,1994:116-122.

[27] 钱鸣高,石平五,许家林.矿山压力与岩层控制(2)[M].徐州:中国矿业大学出版社,2010:243.

Investigation on mining mechanics behavior of deep close distance seam group

PENG Gaoyou1,GAO Mingzhong1,2,LÜ Youchang3,4,ZHANG Ruigao3,4,XIE Jing1, LIU Qiang1,HE Zhiqiang1,LU Tong1,YANG Bengao1

(1.College of Hydraulic and Hydroelectric Engineering,Sichuan University,Chengdu 610065,China; 2.Institute of Deep Earth Science and Green Energy,Shenzhen University,Shenzhen 518060,China; 3.State Key Laboratory of Coking Coal Exploitation and Comprehensive Utilization,China Pingmei Shenma Group,Pingdingshan 467000,China; 4.Institute of Energy & Chemical Industry,China Pingmei Shenma Group,Pingdingshan 467000,China)

Abstract:Deep close distance seam groups mining accounts for a large proportion in China,but the mining mechanical mechanism of this condition is still not clear,which always results in inefficient mining and the frequent occurrence of accidents.The physical and mechanical properties,deformation and failure characteristics of deep coal are essentially different from those of shallow coal seams.Especially under the conditions of deep close distance seam groups mining,the mutual mining influence of the adjacent working face will lead to more complicated mining stress redistribution process.Aiming at the difficult problems of surrounding rock control in deep close distance seam groups,based on the engineering practice of deep close distance seam group of Ji-14 seam and Ji-15 seam of Pingdingshan Coal Mine No.12,the in-situ monitoring tests of convergence deformation of roadway and anchor cable stress were carried out at the intake airflow roadway of Ji-15-31030 working face.Furthermore,the floor failure range of the close distance seam group was calculated theoretically,and the formula of deformation velocity of roadway surrounding rock was deduced.And the mining mechanics behavior of deep close distance seam group was revealed preliminarily.The results showed that:① The theoretical calculation of floor failure depth of Ji-14 seam was about 21.24-30.88 m.② Overlying seam mining led to the change of boundary condition of the seam,resulting in the convergence deformation of the roadway presenting a two-stage model of stepwise slow growth stage and exponential rapid growth stage.And the exponential rapid growth stage was the main stage of roadway deformation.Furthermore,the convergence deformation of roof floor of roadway,left and right sides,were about 400 mm.③ Monitoring results of the anchor cables stress presented a two-stage evolutionary pattern of “nearly linear growth to decrease by step” with the advancing of mining face,while the average change rate and peak stress of roof anchor cables were significantly higher than the corresponding parameters of the wall parts,which indicated that the mining effect of the roadway roof was more obvious than that of the roadway wall.④ Peak anchor cables stress lagged the maximum convergence deformation about 40 m.Besides,compared to the single seam mining,mining impact aging was significantly extended by approximately 35 m,the changing rate and peak value of mining stress were significantly reduced about 53.5% and 24.5%,respectively.The mining influence range of the Ji-15 seam under closed distance mining conditions was about 105 m.⑤ The deformation rate of the surrounding rock of the roadway was inversely proportional to the distance from the mining face.Based on the relationship,the prediction formula of the deformation velocity of the surrounding rock at different distances to the mining face was further derived,and the field in-situ monitoring data was used to verify the rationality of the formula.The research results could provide guidance for engineering problems such as the deformation prediction of roadway surrounding rock,roadway support and mining technology optimization in similar deep close distance seam groups.

Key words:close distance seam group;deep mining;mining effect;roadway deformation;downward mining

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彭高友,高明忠,吕有厂,等.深部近距离煤层群采动力学行为探索[J].煤炭学报,2019,44(7):1971-1980.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2018.1206

PENG Gaoyou,GAO Mingzhong,LÜ Youchang,et al.Investigation on mining mechanics behavior of deep close distance seam group[J].Journal of China Coal Society,2019,44(7):1971-1980.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2018.1206

中图分类号:TD822

文献标志码:A

文章编号:0253-9993(2019)07-1971-10

收稿日期:2018-09-08

修回日期:2018-12-13

责任编辑:常明然

基金项目:国家自然科学基金资助项目(51822403,51674170,51827901)

作者简介:彭高友(1995—),男,贵州瓮安人,硕士研究生。Tel:028-85463228,E-mail:penggaoyou@yeah.net

通讯作者:高明忠(1980—),男,山西吕梁人,教授,博士生导师。Tel:028-85465866,E-mail:gaomingzhong@163.com