下伏煤層空巷對上覆煤層開采的影響

魏文勝，李春元，司艷龍，杜華溢，毛新華，4

（1.中國礦業大學（北京）共伴生能源精準開采北京市重點實驗室，北京 100083；2.中國礦業大學（北京）力學與建筑工程學院，北京 100083；3.中國華能集團有限公司，北京 100038；4.山西陸合集團有限公司，山西 洪洞 041600）

華北煤田資源整合型礦井眾多，早期小煤窯開采遺留下的過空巷問題長期以來制約著礦井安全高效生產，造成巨大經濟損失和人員傷亡[1-2]。又華北煤田奧灰水水害嚴重，近距離煤層群較多，而近距離煤層群開采時工作面礦壓顯現強烈，煤層間影響突出，往往造成開采煤層頂底板破壞區與鄰近煤層采空區、空巷貫通，并導致冒頂、瓦斯突出、冒水、突水等重大災害頻發[3-5]，因此對華北煤田近距離煤層群上覆工作面過下伏空巷過程中底板應力和塑性區破壞演化規律研究十分必要。結合基安達礦1002工作面地質條件和底板突水情況，分析了下伏空巷頂板破壞范圍及上覆煤層底板破壞深度，數值模擬了含下伏空巷煤層開采底板與空巷破壞貫通演化過程，為礦井安全生產提供了依據。

1 含下伏空巷煤層開采狀況

1.1 工程地質

基安達煤礦為資源整合礦井，平均埋深0～200m，井田總體為一走向北東傾向南東的單斜構造，傾角3°～13°，未見斷層、陷落柱及巖漿巖侵入。主采3、10、11 號煤層，間距分別 50.40～77.10 m、5.32～9.83 m，平均間距 60.76、7.36 m，3、11號煤層已開采完畢，現采10號煤1002綜采工作面，走向長750 m，傾向長120 m，頂板采用全部垮落法，兩巷尺寸均為2.4 m×3.0 m。11號煤層早期小煤礦開采遺留有眾多軸向與1002工作面推進方向垂直、斜交的積水空巷，由于近距離煤層群開采底板破壞嚴重，因此10號煤層過下伏11號煤層空巷開采時有突水危險。

1.2 上覆煤層開采底板破壞及突水過程

2012年8月1日1002工作面發生突水事故，1002工作面突水示意圖如圖1。事故后回風巷270 m以里，巷道底部覆蓋約1 m厚的煤渣，堆積有大量長1.6～2.25 m、直徑10～15 cm的坑木、白塑料管等下伏煤層開采的遺留物（圖1（a））；機尾超前支護單體柱上掛有從老窯采空區沖出的彩條布，布的兩端指向回風巷開口方向；工作面多架液壓支架的控制手柄被水沖擊而彎曲變形，手柄彎曲方向指向運輸巷一側（機頭方向），通過聯絡巷涌入相鄰的10062掘進巷；在1002工作面機尾后部、距工作面煤壁約7.5 m的采空區底板有一上端口直徑約6 m、下端口直徑不小于2.5 m、深超過3 m的漏斗形坑（圖1（b））。判定突水點在1002綜采工作面機尾后部、距工作面煤壁約7.5 m的底板處，突水通道是底板的漏斗形坑，突水水源是下伏11號煤層的老空巷積水。

圖1 1002工作面突水示意圖

2 下伏空巷對上覆煤層開采的影響

2.1 下伏空巷頂板穩定性及破壞高度

為分析下伏11號煤層空巷頂板穩定性及破壞高度，簡化巷道為圓形巷道，在圓形巷道中，巷道塑性區半徑R公式為[6-8]：

式中：C為巖體黏聚力，MPa；φ為巖體內摩擦角，（°）；ρ為覆巖密度，t/m3；Hm為埋深，m；r1為巷道半徑，m。參考地質資料及實驗室數據：C=0.8 MPa，φ=30°，ρ=2.4 t/m3，H=180 m，r1=1.2 m，代入到式（1）計算得R=1.7 m，巷道高度3 m，所以頂板塑性區破壞范圍0.2 m，即巷道頂板高0.2 m范圍內為裂隙破碎巖體。

2.2 上覆煤層開采底板破壞深度

回采過程中在底板中形成的高應力區會造成底板破壞，由滑移線理論可得不同煤層間距下支承壓力形成的底板破壞深度圖（圖2）及底板最大破壞深度Dmax[9-11]計算公式：

式中：φ為內摩擦角，（°）；L為煤體極限平衡區寬度，m。

由圖2可以看出，隨著煤層間距減小，上覆工作面開始受下伏空巷影響，且影響范圍越來越大，影響時間越來越長；當 H＞D+R 時（圖 2（a）），上覆煤層工作面過下伏空巷過程中，空巷和上覆煤層底板破壞區范圍始終不會貫通，空巷對上覆煤層開采影響較小或無影響；當 D＜H≤D+R 時（圖 2（b）），過下伏空巷過程中上覆煤層底板破壞區僅與巷道頂板圍巖重疊、貫通，未重疊到巷道兩幫，受下伏空巷影響時間較短；當 D-m2＜H＜D 時（圖 2（c）），下伏空巷基本頂部分損傷，上覆煤層底板破壞區范圍重疊貫通到巷道頂板和兩幫，受下伏空巷影響時間程度較大、時間較長；當 H＜D-m2時（圖 2（d）），下伏空巷基本頂完全損傷，上覆煤層底板破壞區范圍貫通到巷道頂板、兩幫及底板，受下伏空巷影響程度最大、時間最長。

根據礦方資料10號煤層開采煤體實際平衡區寬度4.5 m，內摩擦角分別22°，代入式（2）計算得10號煤層開采后底板破壞深度5.54 m。1002工作面與下伏11號煤層間距約5.4 m，此時符合理論模型圖2（c）。由于側向采動影響范圍內隔水層阻水抗壓能力會降低，加之空巷周圍巖體長期受積水侵蝕，所以1002工作面采動引發的底板破壞會貫通下伏老空巷道，引發突水事故，即下伏空巷對上覆煤層開采有極大突水威脅。

圖2 不同煤層間距下支承壓力形成的底板破壞深度

3 含下伏空巷煤層開采的數值分析

建立基安達礦1002工作面FLAC3D數值計算模型，模型簡化為12層，模型尺寸320 m×240 m×160 m；上表面施加等效載荷，四周約束法向位移，底面固定，數值計算模型如圖3。模型邊界條件如圖4。結合現場情況模型先開挖11號煤層的空巷，空巷軸向與1002工作面推進方向垂直，現場工作面推進750 m，考慮模型尺寸1002工作面只開挖100 m，避開工作面來壓的影響。開挖巖石材料模型采用摩爾庫倫本構模型，開挖之后10號煤層與11號煤層間巖層的巖石本構更改為應變軟化模型，材料巖石力學參數均由實驗室巖石力學試驗測得，各巖層力學參數見表1。1002工作面推進過程中底板應力場及塑性區演化規律如圖5、圖6。

3.1 含下伏空巷煤層開采底板應力演化

圖3 FLAC3D數值計算模型

由圖5可知，工作面在距下伏空巷4 m到過空巷8 m過程中，工作面回采形成的壓應力集中區貫穿前移通過空巷，集中分布在空巷對角，在距空巷0 m時總范圍達到最大并貫穿整個空巷；空巷工作面側上偶角應力集中范圍先增大后減小，距空巷0 m時達到最大，之后逐漸減小，煤體側下偶角應力集中范圍亦先增大后減小，距空巷0 m時開始應力集中，過空巷4 m時達到最大之后逐漸減小；應力集中峰值亦先增大后減小，在距空巷4 m到過空巷8 m 過程中，依次為 4.87、4.93、4.99、4.05 MPa；該過程下伏空巷與上覆工作面破壞間破壞影響逐漸增加，導致應力集中區范圍和峰值逐漸增大、前移，空巷依次處于依次被動應力區、過渡區和主動應力區；在過空巷時底板變形破壞，圍巖應力開始釋放導致集中區減小，但破壞程度較小應力仍增大，過空巷8 m時，空巷圍巖發生大面積破壞，應力大量釋放趨于穩定，卸壓完畢，此時極易發生突水事故。

圖4 模型邊界條件

表1 各巖層力學參數

圖5 1002工作面底板應力演化規律

3.2 含下伏空巷煤層開采底板塑性區演化

圖6 1002工作面底板塑性區演化過程

由圖6可知，工作面距下伏空巷4 m時，空巷煤體側塑性區高度2 m，工作面側塑性區高度達到3 m，擴大了1.5倍，但并未貫通上覆工作面，空巷左幫與覆煤層開采相互影響；距空巷0 m時下伏空巷左幫貫通上覆工作面破壞區，貫通寬度2 m，倆幫塑性區破壞高度均達到3 m及以上，此時倆幫均受到上覆煤層采動影響，工作面底板開始變形破壞，釋放應力；隨工作面推進，貫通范圍越來越大，過空巷4 m時，下伏空巷頂板貫通上覆工作面底板破壞區，貫通寬度4 m；過空巷8 m時貫通寬度達到8 m，空巷左右幫及頂板貫通上覆工作面底板，空巷對上覆煤層開采有明顯影響，此時極易發生突水。

4 結論

1）觀測并分析1002工作面底板突水過程可知突水地點在工作面機尾后部、距工作面煤壁約7.5 m的底板處，突水通道是漏斗形坑，突水水源是下伏11號煤層空巷積水。

2）下伏空巷頂板0.2 m范圍內巖體為破碎巖體；10號煤層開采后底板破壞深度5.54 m大于煤層間距5.4 m，1002工作面采動引發的底板破壞會貫通下伏空道，下伏空巷對上覆煤層開采有突水威脅。

3）數值模擬表明，隨工作面推進空巷圍巖產生移動應力集中區，集中區總范圍、工作面側上偶角及煤體側下偶角應力集中范圍、應力峰值均呈現先增大后減小趨勢，分別在距空巷0 m、距空巷0 m、過空巷4 m、過空巷4 m達到最大值，應力集中峰值達到4.99 MPa，過空巷8 m時，空巷圍巖大面積破壞，應力大量釋放趨于穩定；空巷圍巖塑性區范圍隨工作面推進不斷增大貫通工作面，距空巷0 m時下伏空巷左幫貫通上覆工作面塑性區，寬度達到2 m，距空巷4 m時空巷右幫貫通上覆工作面底板塑性區，隨工作面推進貫通寬度不斷增加在空巷后方8 m時達到8 m，空巷左右幫及頂板均貫通底板塑性區。下伏空巷對上覆煤層開采有極大影響。