0 引言
近年来，随着煤矿开采强度不断增大，越来越多矿井中开采条件较好的煤层在短时间内已近枯竭，许多矿井开始回采复杂难采煤层，其中极近距离煤层即是复杂难采煤层之一[1-3]。目前极近距离煤层联合开采需解决的难题就是上下煤层联合开采条件下工作面错距的确定[4-6]，合理的错距可以减小上下煤层间开采的影响。
许多专家学者针对极近距离煤层联合开采做了大量研究。杨伟等[7-8]基于弹性半无限体理论，给出了极近距离煤层联合开采条件下工作面合理错距的选取方法，确定了上下工作面的合理错距值。孙春东等[9]基于岩层移动理论，研究了上煤层工作面走向稳压区与减压区的范围，获得了极近距离煤层联合开采的最佳错距范围。王月星[10]基于常规错距理论和“砌体梁”理论，分析了极近距离煤层不同错距同采的可行性，得出了极近距离煤层同采工作面错距的合理范围。王路军等[11]、查文华等[12]建立了相似物理模型，研究了极近距离煤层同采工作面覆岩垮落规律，揭示了上下工作面周期来压特征。袁安营等[13]采用物理模拟方法研究了极近距离煤层重复采动采场围岩力学特性，提出了系列工作面强动压防治措施。严国超等[14]采用物理模拟方法研究了极近距离薄煤层联合开采覆岩联动垮落规律，揭示了极近距离煤层联合开采下煤层回采过程中应力叠加机制。任艳芳[15]采用数值模拟原理分析了极近距离煤层矿压及覆岩运移特点，得出了内错巷道布置在矿压控制中的作用机理。康健等[16]通过建立数值模型，分析了极近距离煤层同采工作面多物理场耦合特征，揭示了其应力传递机制，获得了上下工作面合理错距的计算公式。石灏等[17]采用数值模拟方法，分析了联合开采工作面不同开采错距工作面覆岩应力传递规律，得出了同采工作面联合开采错距。
上述研究针对上层煤采动应力对下层煤应力的影响程度进行了系统分析，但受限于理论计算的过多假设条件，同时数值模拟与物理模拟中岩体力学参数与现场实际的围岩力学特性存在较大差异，且上述研究方法获得的开采错距缺乏有效的现场验证，致使得出的同采工作面开采错距亦有较大误差。为此，笔者以山西灵石集广煤矿9号和10号煤层为工程背景，设计了30，36，44 m开采错距的现场对照试验，并结合数值模拟方法，研究了极近距离同采工作面3种走向开采错距下工作面支架工作阻力变化与支承压力演化特征。研究成果为极近距离煤层同采工作面开采错距的留设提供了理论指导。
1 工程概况
1.1 地质条件
山西灵石集广煤矿9号煤层和10号煤层平均间距为3.8 m，属于极近距离煤层。两煤层标高为-343～-350 m，煤层平均倾角为6 °，9号煤层平均厚度为1.1 m，10号煤层平均厚度为4.1 m。9号煤层直接顶为5.1 m厚的K2石灰岩，基本顶为5.2 m 厚的砂质泥岩。10号煤层直接底为3.0 m厚的泥岩，夹层为砂质泥岩。煤层及顶底板岩性特征见表1。
表1 煤层及顶底板岩性特征
Table 1 Characteristics of coal seam and roof and floor lithology
名称岩性厚度/m岩性特征基本顶砂质泥岩5.2深灰色、含植物化石、底部为页岩直接顶K2石灰岩5.1灰色、致密坚硬、节理发育煤层9号煤层1.1全区稳定、不含夹矸夹层砂质泥岩3.8灰色、偶为页岩、风化、呈褐色煤层10号煤层4.1全区稳定、一般不含夹矸直接底泥岩3.0黑色、灰色-灰白色砂质泥岩互层
1.2 开采布置
090402高档普采工作面和100402综采工作面为上下同采工作面。090402普采工作面布置在9号煤层中，走向长度为1 480 m，倾向长度为135 m；100402综采工作面布置在10号煤层中，走向长度为1 560 m，倾向长度为159 m。100402综采工作面运输巷外错090402普采工作面运输巷3 m。两工作面相对位置关系如图1所示。矿井设计之初，同采工作面开采错距为18 m，在该开采错距下，100402综采工作面支架载荷升高，安全阀开启，高压力作用下工作面煤壁片帮，制约了工作面的安全开采。
图1 工作面相对位置关系
Fig.1 Relative position relation of working face
2 现场试验
为了优化同采工作面开采错距，现场设计了30，36，44 m的开采错距，并监测了3种开采错距下100402综采工作面上部、中部、下部在2次周期来压之间的支架压力数据，绘制了以循环数(工作面完成落煤、拉架、推溜为一个循环)为横坐标的支架工作阻力曲线，并绘制支架平均工作阻力辅助线，如图2所示。分别用绿色、蓝色、红色虚线表示开采错距为30，36，44 m时的平均工作阻力。
由图2可得到如下结论：
(1) 开采错距为30 m时，作面上、中、下部支架在来压和非来压期间平均工作阻力分别为21.4，18.2，14.3 MPa，工作面倾斜方向支架工作阻力利用率变化幅度较大，呈现工作面上部区域支架工作阻力大、向工作面下部逐渐减小的趋势。
(2) 开采错距为36 m时，工作面上、中、下部支架在2次周期来压期间平均工作阻力分别为12.0，11.7，11.9 MPa，工作面倾斜方向支架工作阻力利用率变化幅度较平缓，工作阻力较30 m开采错距时明显减小。
(3) 开采错距为44 m时，工作面上、中、下部支架在来压和非来压期间平均工作阻力分别为15.3，17.1，14.5 MPa，工作面倾斜方向支架工作阻力利用率变化幅度再次变大，呈现工作面中部区域支架工作阻力大、向工作面两侧逐渐减小的趋势，且工作阻力较36 m开采错距时增大。
(a) 上部支架
(b) 中部支架
(c) 下部支架
图2 工作面不同区域支架工作阻力曲线
Fig.2 Curves of working resistance of supports in different areas of working face
综合分析可知，开采错距为36 m时，100402综采工作面支架工作阻力最小，工作面倾斜方向支架工作阻力利用率变化幅度最平缓。两工作面走向开采错距布置为36 m较为合理。
3 数值模拟
3.1 模型建立
为研究同采工作面3种开采错距下支承压力演化规律，建立了三维尺寸为250 m(走向)×260 m(倾向)×110 m(高度)的FLAC3D数值计算模型，如图3所示。模型采用M-C本构和大应变变形模式，模型四边和底部采用位移边界，顶部为自由边界。模型顶部施加8.2 MPa载荷，用以补偿未模拟的上覆岩层重力载荷。采用弱化材料滞后15 m充填工作面采空区。
图3 数值计算模型
Fig.3 Numerical calculation model
为减小模型边界效应，同采工作面两侧各留50 m保护煤柱。模拟过程中煤层每5 m为一开挖步距，且每一开挖步距计算稳定后，再开挖下一步距。为比较真实反映煤岩体赋存状况，共模拟9层岩层。煤岩物理力学参数见表2。
3.2 结果分析
为了分析3种开采错距下同采工作面走向支承压力分布特征，截取了工作面走向支承压力云图，并提取了两工作面夹层间支承压力数据，如图4所示。
表2 煤岩物理力学参数
Table 2 Physical and mechanical parameters of coal and rock
岩性厚度/m密度/(kg·m-3)弹性模量/GPa黏聚力/MPa内摩擦角/(°)泊松比砂质泥岩5.223845.221.18340.17K2石灰岩5.1258015.864.00450.089号煤层1.114252.180.50280.23砂质泥岩3.823845.221.18340.1710号煤层4.114252.180.50280.23泥岩3.022304.350.70300.20砂质泥岩3.123845.221.18340.17
图4 不同开采错距下夹层支承压力
Fig.4 Interlayer support pressure at different mining staggered distance
由图4可得到如下结论：
(1) 开采错距为30 m时，090402普采工作面超前支承压力与100402综采工作面超前支承压力叠加，支承压力峰值升高，为21.2 MPa。
(2) 开采错距为36 m时，090402普采工作面受同采工作面超前支承压力叠加效应影响减弱，支承压力峰值降低，为19.3 MPa。
(3) 开采错距为44 m时，090402普采工作面受同采工作面超前支承压力叠加效应影响进一步减弱，但支承压力峰值升高，为21.1 MPa，说明随着开采错距增大，覆岩结构对090402普采工作面超前支承压力的影响增强。
综合分析可知，开采错距为36 m时，090402普采工作面超前支承压力峰值最小，这与100402综采工作面支架工作阻力变化规律相一致，进一步说明了两工作面走向开采错距布置为36 m时较为合理。
4 工程验证
为了验证36 m开采错距的合理性，监测了090402普采工作面和100402综采工作面回采过程中两巷(运输巷和回风巷)顶板锚杆压力变化速率及顶板离层状况，如图5、图6所示。
(a) 090402普采工作面
(b) 100402综采工作面
图5 工作面两巷顶板锚杆压力变化速率曲线
Fig.5 Curves of pressure change rate of roof bolts of two roadways on working face
(a) 090402普采工作面
(b) 100402综采工作面
图6 工作面两巷顶板离层量曲线
Fig.6 Curves of roof separation of two roadways on working face
由图5可知：观测点距090402普采工作面煤壁30 m以上时,两巷顶板锚杆压力变化速率波动幅度范围为0～0.7 kN/d，观测点距工作面煤壁30 m以内时，锚杆压力变化速率呈增大趋势，但变化速率小于2 kN/d；090402普采工作面回采后，顶板应力释放，100402综采工作面煤壁超前支承压力影响范围减小，为20 m左右，观测点距100402综采工作面煤壁20 m以上时，两巷顶板锚杆压力变化速率波动幅度较090402普采工作面两巷平稳，波动幅度为0～0.5 kN/d。
由图6可知：观测点距090402普采工作面煤壁30 m以上时，两巷顶板离层值波动幅度较小，范围为0～0.15 mm，观测点距工作面煤壁30 m以内时，顶板离层值略微增大，整体小于0.6 mm；090402普采工作面回采后，顶板破断，完整性降低；观测点距100402综采工作面煤壁20 m以上时，顶板离层波动幅度较090402普采工作面增大，这与顶板锚杆压力变化速率规律相对应，即100402综采工作面位于应力释放区，巷道应力集中程度降低，但巷道围岩破碎程度增强。
5 结论
(1) 结合3种开采错距下100402综采工作面上、中、下部支架工作阻力数据，获得了工作面支架工作阻力随开采错距增大呈现先减小后增大的特点；36 m开采错距下，100402综采工作面倾斜方向支架工作阻力利用率变化幅度最为平稳。
(2) 基于数值模型，揭示了工作面超前支承压力峰值随开采错距增大呈现先减小后增大的演化特征，090402普采工作面超前支承压力演化特征与100402综采工作面支架工作阻力变化规律具有一致性。
(3) 工作面两巷顶板锚杆压力变化速率与顶板离层实验结果表明，开采错距优化后的工作面两巷顶板锚杆压力变化速率平缓，顶板离层量基本稳定在0.6 mm以内，说明36 m 开采错距合理。
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