唐山礦“充-留”協調開采覆巖及煤柱變形規律研究

黃寶柱，閻躍觀，馬國平，田秀國，張婉秋，蔣子鈺，李 明

(1.開灤集團有限責任公司，河北 唐山 063018； 2.中國礦業大學(北京) 地球科學與測繪工程學院，北京 100083)

我國“三下”壓煤中建筑物下壓煤占比最大[1，2]，同時，城鎮密集建(構)筑物因具有建筑風格差異大、保護等級要求高和分布密集的特點，相比村莊壓煤開采，覆巖控制要求更高、難度更大，如何安全高效地解放城鎮密集建(構)筑物群壓煤資源，對于資源的合理回收利用和礦井的可接續發展具有重要意義。充填開采與部分開采是減沉開采的2個主要技術途徑[3]，充填開采主要包括固體充填、膏體充填和(超)高水充填，相關學者對不同充填材料及充填規律進行了研究[4-6]，但充填開采存在成本高、充填與采煤互相干擾等缺點[3]；部分開采主要包括條帶開采和限厚開采等，國內外學者對條帶開采的巖層移動機理、地表移動規律、地表移動變形預計和條帶煤柱穩定性進行了研究[7-10]，但是低產出率和生產效率限制了條帶開采的發展。戴華陽等學者基于構建的柱充聯合支撐體提出了“采-充-留”協調式開采，并揭示了其機理和地表移動預計方法[11-14]。經過上述相關文獻分析，針對地表城鎮建(構)筑物的保護等級要求較高的礦井，采用單一的充填開采或條帶開采都存在限制，需要一種更加可靠的覆巖運移控制方法。因此，本文以唐山礦9煤開采條件為背景，提出了唐山礦“充-留”協調開采，運用數值模擬的方法對不同充填率和采留比條件下的覆巖及煤柱變形規律進行研究，并對現場應用效果進行分析。

1 “充-留”協調開采思想與布局模式

1.1 “充-留”協調開采基本思想

“充-留”協調開采是一種部分充填、留設窄煤柱的方法。其基本思想是：在采動區構建以原煤柱為核心的穩定的柱充聯合支撐體。通過留窄煤柱和柱旁工作面充填，構建原煤柱與人工充填體的聯合支撐體；聯合支撐體在采充過程中，發生有限協同變形，最終達到力學平衡，形成穩定的柱充體，有效支撐上覆巖層。

1.2 “充-留”協調開采布局模式

圖1 “充-留”協調開采布局

根據威爾遜理論，楊鳳旺學者分別對條帶開采不同巖性條件下采寬留寬的計算進行了研究[15，16]。基于上述理論，“充-留”協調開采布局模式如圖1所示。

1.3 “充-留”協調開采參量計算

由圖1可以計算采區的面積充填率、留設煤柱率。面積充填率由式(1)計算可得，煤柱率由式(2)計算可得。

式中，ηc為面積充填率；a為充填面寬度，m；b為煤柱寬度，m；ηa為留設煤柱率。

2 “充-留”協調開采覆巖和煤柱變化數值模擬研究

2.1 研究區概況

唐山礦地處唐山市路南區境內，井田上方鐵路、城區和村莊等建(構)筑物密集，壓煤問題非常突出，可采煤層5層：5、8、9、12-1和12-2。本次研究區域主要為鐵三采區，采區走向長約1750m，傾向長約1150m，面積約2km2。主采9煤，采區開采深度為690～750m，工作面采高3.5m。煤層直接頂為灰色泥巖，厚度1.65m；基本頂為灰白色中、細砂巖，厚度0～15m；直接底為深灰色泥巖，厚度1.66m。采用條帶固體充填方案進行開采，基于本礦地質采礦條件和開采實踐，確定工作面長87m為最佳充填寬度，因此本文基于該條件進行相關的研究工作。

2.2 模型建立及方案設計

以鐵三區采區為研究對象，擬從不同充填率和不同采留比兩個方面進行模擬。對采區工作面頂板巖體進行單軸壓縮、巴西劈裂等試驗，從而得出煤巖體的抗壓強度、抗拉強度、彈性模量等物理參數。模型試驗選擇莫爾-庫侖準則作為彈塑性本構模型。數值模擬中各類地層物理力學參數見表1。

2.2.1 不同充填率方案設計

根據采區部分工作面現場采充監測數據，取煤層容重1310kg/m3、矸石堆積密度1100kg/m3，參考文獻[17]，將現場采充比(時間段內充填矸石的質量與采出煤體的質量)換算為對應體積充填率，并計算出其他不同采充比條件下的充填率。采用FLAC3D建立尺寸為x×y×z=200m×126m×65m的模型，不同充填率模擬方案見表2。

表1 巖層物理力學參數

表2 不同充填率模擬方案

2.2.2 不同采留比方案設計

基于本采區采寬87m的最佳充填寬度，進一步對不同留寬方案進行優化設計。根據威爾遜理論，長方形煤柱承載能力和條帶載荷的計算方法見式(3)、式(4)：

Lc=4γH(Wp-4.92TH)L

(3)

式中，Lc為煤柱承載能力，N；γ為覆巖平均體積力，N/m3；H為覆巖厚度，m；Wp為煤柱寬度，m；T為煤柱高度，m；L為煤柱長度，m。

式中，Ld為煤柱分擔荷載，N；L為煤柱長度，m。

結合工程實踐經驗，威爾遜提出條帶煤柱承載能力與分擔載荷比值應滿足一定的安全系數[18]?；陂L方形煤柱承載能力和條帶載荷的計算方法，安全系數計算方法見式(5)：

式中，Sf為安全系數。

根據采區內已開采工作面地表變形實測值與I級破壞臨界值的比例關系，確定安全系數，即：

式中，is為地表傾斜變形臨界值；Ks為地表曲率臨界值；Us為地表水平移動臨界值；εs為地表水平變形臨界值；ia為地表傾斜變形實測值；Ka為地表曲率實測值；Ua為地表水平移動實測值；εa為地表水平變形實測值。

根據鄰近工作面實測值，確定Sf>1.287，因此優化設計中的安全系數取值范圍確定為：Sf=1.2～2.0，計算滿足該范圍內的不同留設寬度，并計算相應的安全系數。模型共布設3個工作面，留設2個條帶煤柱，充填方式選擇隨采隨充，充填率按實際充填率(80%)設計不同采留比模擬方案，見表3。

表3 不同采留比模擬方案

2.3 不同充填率條件下覆巖運移規律

2.3.1 對頂板破壞規律的影響

數值模擬結果顯示：當充填率為100%時，頂板呈現等腰梯形破壞結構，塑性破壞高度為3.7m，破壞形式以拉破壞為主，并存在少部分剪破壞，9煤上方泥巖層破壞，泥巖層上方粉砂巖破壞程度較低，開切眼和停采線上方8煤層出現部分剪破壞，工作面中部上方8煤層未出現塑性破壞；當充填率為90%時，頂板塑性破壞高度明顯上升，為5.0m，破壞形式依然以泥巖層的拉破壞、粉砂巖層剪破壞為主，破壞形態由梯形向拱形過渡，8煤層塑性區向工作面中部延伸；充填率為80%時，頂板塑性破壞高度維持不變，粉砂巖層剪切破壞區域向兩側增大，塑性區最上層呈平臺狀分布；充填率為70%時，塑性破壞高度上升為6.2m，砂巖層破壞區域主要為剪切破壞，頂板整體呈現拱形破壞結構，8煤層破壞范圍進一步增大；充填率降低至60%時，塑性破壞區域高度上升為7.5m，整體塑性破壞仍保持拱形結構，范圍進一步增大，基本貫穿粉砂巖層，泥巖層出現部分剪切破壞，8煤層兩側塑性破壞區域貫通，8煤層兩側直接底出現部分剪破壞。

根據數值模擬結果，取各模型中心區域做剖面，并繪制不同充填率下頂板塑性區高度的關系曲線，如圖2所示。由圖2可知，當充填率較大時，頂板塑性區分布范圍明顯減小，破壞高度明顯降低，與充填率100%時塑性區對比，充填率為90%、80%、70%、60%時，塑性區破壞高度分別增加35%，35%，68%，103%，破壞范圍(塑性區分布范圍)分別增大34%、67%、96%、106%，說明充填率越大，充填矸石對頂板的支撐作用越明顯，頂板的完整性保持越好，覆巖的破壞得到有效限制，控制效果明顯。

圖2 充填率與頂板塑性區高度關系曲線

2.3.2 對圍巖應力場的影響

在采煤工作面的推進過程中，各方案下應力分布規律相似，均在工作面前方及開切眼后方煤體中出現了應力集中現象，采空區上覆巖層中出現了拱形的應力降低的區域；不同的充填方案下，穩定時圍巖應力峰值不同，隨著充填率減小，應力峰值逐漸增大，充填率足夠大時，充填體能夠有效承載上覆巖層載荷，有效降低礦壓顯現強度；由于開采方式為分步開采、隨采隨充，開切眼前方的垂直應力峰值明顯小于停采線后方的垂直應力峰值。

為掌握不同充填方案下超前支承壓力分布規律，對不同充填率條件峰值強度、應力集中系數和應力峰值距煤壁距離進行了分析，分析結果表明：①不同的充填方案下，圍巖垂直應力峰值不同，隨著充填率減小，應力峰值逐漸增大。充填率越大，充填體對上覆巖層載荷的有效承載能力越強，礦壓顯現強度明顯降低；②煤壁應力集中位置隨著充填率的減小，逐漸向煤壁內部移動。充填率為100%、90%、80%、70%、60%時，應力集中位置約為煤壁內3.9m、4.0m、4.1m、4.2m、4.3m左右。隨著充填率增大，充填體能有效降低煤壁應力峰值，阻止應力集中位置內移，對煤壁深部穩定性和安全性作用更加明顯。

綜上，充填率由100%降低至60%的過程中，頂板破壞高度增加118.2%，垂直應力峰值增加19.2%，應力集中系數由2.04增加至2.43，充填率的降低使充填體對頂板支撐作用明顯減弱，應力集中程度加劇。采空區充填率為80%時，頂板破壞高度約為5.0m(采厚的1.4倍)，垂直應力峰值為43.8MPa，應力集中系數為2.19，總體上能夠滿足地表房屋損害不超過Ⅰ級的控制要求。

2.4 不同采留比條件下煤柱變化規律

2.4.1 煤幫塑性區分析

對數值模擬結果進行處理，截取y=63m時平行于工作面傾向垂直切片。五種不同采留比方案下的塑性區分布如圖3所示。

圖3 不同采留比頂板塑性區分布圖

整體來看，隨著采留比的增大，煤柱的煤幫塑性區范圍明顯增大，逐漸呈現出靠近煤柱底部的底板破壞范圍更大。條帶煤柱留寬越大，煤柱破壞范圍越小，穩定性越高。留設煤柱寬度為105m、90m時，塑性破壞范圍明顯較??；煤柱留設寬度為65m、55m時，向煤柱深部的塑性破壞范圍較大。為了對不同的采留比核區率數據進行對比分析，對不同采留比的核區率進行計算，見式(7)。繪制不同采留比方案下的核區率曲線，如圖4所示。

式中，rρ為煤柱塑性區寬度，m；W為煤柱寬度，m。

圖4 煤柱寬度與核區率關系曲線

分析不同采留比下的核區率，當煤柱留寬逐漸減小時，核區率逐漸減小，當采寬為105m時，核區率可以達到93%；當留設煤柱寬度減小為90m、75m、65m、55m時，核區率分別為86%、76%、69%、60%。留設煤柱寬度足夠大時，對上覆巖層的壓力能夠起到良好的分擔支撐作用。以安全的核區率85%為標準，留設煤柱寬度為105m、90m時，煤柱本身所承擔的壓力得到有效的減弱，使煤柱的破壞范圍明顯下降，自身的穩定性、完整性及安全性得到了較好的提升。

2.4.2 煤柱垂直應力場

對不同采留比下煤柱所受垂直應力進行分析，對y=63m處垂直于工作面進行切片，并繪制不同留寬煤柱垂直應力分布曲線，如圖5所示。對不同方案下垂直應力分布曲線進行分析可得：不同采留方案下，煤柱所受垂直應力大致呈馬鞍形，隨著煤柱留設寬度的逐漸減小，馬鞍中間部位逐漸升高，應力峰值逐漸升高，應力集中程度逐漸加劇，高應力區域逐漸擴大，應力集中位置逐漸向煤柱深部移動。

圖5 煤柱垂直應力分布曲線

對應力集中位置、峰值強度進行對比分析，并計算應力集中系數，如圖6所示。分析圖6可知：

圖6 煤柱寬度與應力集中位置、煤柱垂直應力 最大值、應力集中系數的關系曲線

1)煤柱應力集中位置隨著煤柱留設寬度的減小逐漸向煤柱深部移動，當預留煤柱寬度為105m時，煤柱應力集中位置距煤幫水平距離約為3.1m，煤柱穩定性較好，其內部所受垂直應力較小；當預留煤柱寬度逐漸減小至90m、75m、65m、55m時，垂直應力峰值距離煤幫水平距離分別增大至約4.8m、5.8m、6.5m、7.4m，相對于煤柱留寬最大時，增幅分別約為55%、87%、110%、139%，相對應的，距離越大，煤幫更易發生破壞，煤柱本身的完整性不易得到保證。

2)隨著留設寬度的減小，煤柱所受垂直應力峰值及應力集中系數逐漸增大，當煤柱寬度為105m時，煤柱所受垂直應力峰值約為40.5MPa，應力集中系數為2.03；煤柱寬度分別為90m、75m、65m、55m時，垂直應力峰值分別為41.8MPa、45.1MPa、48.8MPa、52.7MPa；應力集中系數分別為2.09、2.26、2.44、2.64。垂直應力峰值的增大，使煤柱發生破壞的可能性越大，進而影響煤柱的支撐作用，當煤柱留設寬度為105m、90m時，垂直應力峰值較小，而當煤柱寬度為65m、55m時，應力峰值過大，煤柱的支撐作用及自身穩定性不能得到有效保證。

數值模擬結果表明：采留比合理時，采動區內構建的柱充聯合體達到力學平衡時煤柱本身所承擔的壓力減弱，煤柱的破壞范圍明顯下降，自身的穩定性、完整性及安全性得到了較好的提升。因此，采用“充-留”協調開采能較好地控制覆巖及煤柱的變形。

3 現場應用效果分析

唐山礦鐵三采區292工作面于2014年7月生產，2017年3月回采完畢。經過3年多的開采實驗，運用“采-充”協調開采的技術共回采389.1萬t，創造經濟效益162456.15萬元。截止2017年10月，地表最大下沉93mm，村莊影響程度輕微，取得了良好的效果。

該工作面全部支架平均支護阻力分布如圖7所示。由圖7可知：支架平均支護阻力較小，平均支護阻力在15～20MPa之間，壓力分布基本平衡。井下充填效果良好，采煤引起的地表房屋損害得到有效控制。

圖7 工作面全部支架平均支護阻力分布

4 結 論

1)結合唐山礦現有的地質開采條件，將“充-留”協調開采技術應用于9煤的開采中，為保護等級較高的地表密集建(構)筑物壓煤開采提出了新思路。

2)對充填開采條件下不同采充比對頂板破壞、覆巖運移和圍巖應力場進行研究。當采空區充填率80%時，頂板破壞高度約5.0m(采厚的1.4倍)，垂直應力峰值43.8MPa，應力集中系數2.19，總體能夠滿足地表房屋損害不超過Ⅰ級的控制需求。

3)對不同采留比條件下的煤柱變化規律進行了模擬分析。分析表明：留設煤柱寬度為105m、90m時，垂直應力峰值較小，煤柱本身所承擔的壓力得到有效的減弱，使煤柱的破壞范圍明顯下降，自身的穩定性、完整性及安全性得到了較好的提升。

4)根據實施效果：292工作面充填率80%，煤柱留寬90m時，支架平均支護阻力較小，支架壓力分布基本平衡。地表實測效果表明本工作面采用“充-留”協調開采模式減緩了覆巖移動，有效保護地表城鎮建(構)筑物群。