寬溝煤礦近距離煤層群開(kāi)采覆巖變形破壞數(shù)值模擬研究

關(guān)立國(guó) 楊 偉 黨亞堃

（1.國(guó)能新疆寬溝礦業(yè)有限責(zé)任公司，新疆 昌吉 831299；2.中煤科工西安研究院（集團(tuán)）有限公司，陜西 西安 710054）

上覆煤層開(kāi)采結(jié)束后下伏煤層工作面所處的應(yīng)力環(huán)境復(fù)雜，多次重復(fù)采動(dòng)影響下造成工作面圍巖變形量大，頂板大范圍冒頂事故時(shí)有發(fā)生。

針對(duì)重復(fù)采動(dòng)條件下圍巖變形破壞規(guī)律是近距離煤層安全高效生產(chǎn)的前提問(wèn)題，楊偉等[1]基于彈性半無(wú)限體理論和實(shí)測(cè)數(shù)據(jù)確定了石圪節(jié)煤礦近距離煤層群聯(lián)合開(kāi)采條件下工作面錯(cuò)距的確定方式以及對(duì)應(yīng)的修正措施。謝廣祥等[2-4]基于數(shù)值分析和實(shí)測(cè)研究了上覆煤層開(kāi)采后下伏煤層工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，揭示了近距離煤層群綜采工作面支承壓力演化疊加機(jī)制，并提出相關(guān)煤層群工作面開(kāi)采技術(shù)體系。朱衛(wèi)兵[5]采用數(shù)值模擬、物理模擬試驗(yàn)、現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)等方法，研究了神東礦區(qū)淺埋近距離煤層重復(fù)采動(dòng)條件下覆巖關(guān)鍵層結(jié)構(gòu)演化模式，提出了大柳塔煤礦近距離煤層重復(fù)采動(dòng)覆巖結(jié)構(gòu)失穩(wěn)控制措施。

本文采用數(shù)值模擬方法，研究單次、多次重復(fù)采動(dòng)下圍巖應(yīng)力、位移演化特征，分析推進(jìn)不同階段時(shí)工作面超前支承壓力、頂板下沉量分布特征，揭示重復(fù)采動(dòng)條件圍巖變形破壞的演化機(jī)理。

1 工程概況

寬溝煤礦井田面積約20.13 km2，井田總體形態(tài)為一向北傾的緩傾斜單斜構(gòu)造，地層傾角10°～18°左右，平均傾角14 °，礦井設(shè)計(jì)生產(chǎn)能力1.2 Mt/a，采用斜井開(kāi)拓方式。寬溝煤礦可采煤層為B42 煤、B2 煤、B1 煤。B42 煤平均厚度3.1 m，采用綜合機(jī)械化一次采全高采煤法；B2 煤平均厚度12.44 m，采用綜合機(jī)械化放頂煤采煤法；B1 煤平均厚度6 m，采用綜合機(jī)械化放頂煤采煤法。寬溝煤礦頂、底板物理力學(xué)參數(shù)見(jiàn)表1。

表1 煤巖物理力學(xué)參數(shù)

2 數(shù)值模擬計(jì)算

根據(jù)實(shí)際工程地質(zhì)條件建立FLAC3D三維數(shù)值計(jì)算模型，模型X、Y、Z 方向尺寸分別為400 m、500 m、400 m。工作面推進(jìn)方向沿Y 軸方向，推進(jìn)距離300 m，工作面長(zhǎng)度100 m，推進(jìn)步距為10 m/步。固定模型前、后、左、右、下表面的位移，頂部施加3.5 MPa 載荷，模擬上覆巖層載荷作用。

圖1 數(shù)值模型

3 覆巖垂直應(yīng)力演化特征

從圖2 可以看出：B42 煤開(kāi)采過(guò)程中，采空區(qū)頂、底板一定范圍內(nèi)出現(xiàn)“拱形”分布形態(tài)的應(yīng)力釋放區(qū)，同時(shí)在采空區(qū)后方和工作面煤壁前方出現(xiàn)應(yīng)力集中區(qū)，且應(yīng)力集中區(qū)范圍和最大垂直應(yīng)力隨著工作面不斷推進(jìn)而增大。而在B2 煤開(kāi)采過(guò)程中，B2煤工作面和B42 煤工作面圍巖應(yīng)力“拱殼”共同存在，其中B2 煤工作面垂直應(yīng)力“拱殼”殼體位于B42、B2 煤層之間的巖層中，殼基位于B2 煤采空區(qū)兩側(cè)。受B2 煤重復(fù)開(kāi)采擾動(dòng)影響，B2 煤和B42煤采空區(qū)頂、底板巖層垂直應(yīng)力同時(shí)降低。

圖2 寬溝煤礦開(kāi)采結(jié)束后覆巖應(yīng)力演化特征

B1 煤開(kāi)采過(guò)程中，頂、底板圍巖應(yīng)力釋放區(qū)域?yàn)椤氨馄焦啊毙停涔澳_位于B1 煤采空區(qū)兩側(cè)，拱頂位于B1 煤采空區(qū)中心位置處頂、底板巖層。采空區(qū)頂、底板巖層部分區(qū)域垂直應(yīng)力由“壓應(yīng)力”演變?yōu)椤袄瓚?yīng)力”，頂板巖層“拉應(yīng)力”范圍隨著工作面的推進(jìn)而變大。

由圖3 可知，B1 煤推進(jìn)過(guò)程中，工作面前方超前支承壓力峰值從12.1 MPa 增加至19.5 MPa，支承壓力集中系數(shù)由2.09 增加到3.36，增幅為60.7%。

圖3 推進(jìn)不同階段圍巖支承壓力演化特征

受B42 煤工作面開(kāi)采卸荷影響，B2 煤開(kāi)采過(guò)程中的工作面超前支承壓力小于原巖應(yīng)力，而在B42 煤工作面煤壁前方應(yīng)力集中區(qū)的影響下，支承壓力沿工作面走向400 m 位置處數(shù)值升高。當(dāng)工作面推進(jìn)距離大于260 m 后，B2 煤工作面開(kāi)始靠近上層煤采空區(qū)應(yīng)力集中區(qū)，導(dǎo)致工作面超前支承壓力峰值、集中系數(shù)、支承壓力影響范圍逐漸增加；當(dāng)工作面推進(jìn)距離等于300 m 時(shí)，超前支承壓力峰值突增至12.73 MPa，與采空區(qū)后方煤壁側(cè)支承壓力峰值相等。B1 煤開(kāi)采過(guò)程中，當(dāng)工作面距離小于260 m 時(shí)，工作面超前支承壓力峰值、集中系數(shù)、支承壓力影響范圍呈現(xiàn)“先增大、后減小”的演化趨勢(shì)；當(dāng)工作面推進(jìn)距離大于260 m 時(shí)，在B42 煤、B2 煤開(kāi)采形成的應(yīng)力集中區(qū)的影響下，B1 煤工作面煤壁前方支承壓力及其峰值呈突增趨勢(shì)；當(dāng)工作面推進(jìn)距離等于300 m 時(shí)，其超前支承壓力峰值和應(yīng)力集中系數(shù)最大，分別為12.53 MPa、2.16 MPa。

4 覆巖位移演化規(guī)律

由圖4 中位移變化趨勢(shì)云圖可以看出：工作面推進(jìn)過(guò)程中，采空區(qū)頂板垂直位移和底板底鼓量不斷增大。隨著工作面的推進(jìn)，采空區(qū)頂、底板巖層變形、運(yùn)移范圍不斷增大。B42 煤推進(jìn)過(guò)程中，頂、底板垂直位移峰值不斷增大，且圍巖垂直位移峰值位置逐漸向采空區(qū)中心遷移。采空區(qū)巖層垂直位移峰值中頂板遠(yuǎn)大于底板。B2 煤采空區(qū)頂、底板垂直位移量隨工作面推進(jìn)而增大，且頂板下沉量遠(yuǎn)大于B42 煤?jiǎn)我婚_(kāi)采過(guò)程中頂板下沉量。同時(shí)，受重復(fù)采動(dòng)影響，B42 煤采空區(qū)頂板下沉量不斷增加。而B(niǎo)1 煤推進(jìn)過(guò)程中，圍巖變形破壞范圍進(jìn)一步增加，頂板下沉量峰值遷移至B1 煤采空區(qū)中心位置處。

圖4 寬溝煤礦開(kāi)采結(jié)束后覆巖應(yīng)力演化特征

為深入分析數(shù)值計(jì)算過(guò)程中頂板垂直位移變化趨勢(shì)，在模型中部，B42 煤、B2 煤、B1 煤上表面布置測(cè)線，分析各工作面推采結(jié)束后煤層頂板垂直位移變化趨勢(shì)，如圖5 所示。B42 煤推采結(jié)束后，采空區(qū)頂板下沉量峰值為-2.11 m，距離采空區(qū)開(kāi)切眼煤壁水平距離為155.3 m；B2 煤推采結(jié)束后，采空區(qū)頂板下沉量峰值為-9.96 m，距離采空區(qū)開(kāi)切眼煤壁水平距離為155.3 m，頂板下沉量峰值增幅為350.1 %；B1 煤開(kāi)采結(jié)束后，采空區(qū)頂板下沉量峰值為-11.79 m，距離采空區(qū)開(kāi)切眼煤壁水平距離為131.5 m，增幅為18.37 %。

圖5 推進(jìn)不同階段后頂板下沉量

結(jié)合各工作面推采結(jié)束后頂板下沉量數(shù)據(jù)可以看出：受重復(fù)開(kāi)采擾動(dòng)影響，采空區(qū)頂板下沉量不斷增加。其中由于B2 煤工作面采高遠(yuǎn)大于B1 煤和B42 煤，導(dǎo)致頂板下沉量峰值在開(kāi)采過(guò)程中B2 煤遠(yuǎn)大于B42 煤。同時(shí)，受B1 煤開(kāi)采影響，圍巖累計(jì)破壞程度和頂板下沉量都達(dá)到最大。

5 覆巖變形破壞特征

B42 煤開(kāi)采過(guò)程中，采空區(qū)頂、底板巖層出現(xiàn)拉伸破壞，工作面煤壁側(cè)和開(kāi)切眼煤壁頂、底板巖層主要產(chǎn)生剪切破壞，圍巖塑性破壞分布形態(tài)整體呈現(xiàn)“兩邊高、中間低”的馬鞍型。B42 煤推采結(jié)束后，頂板塑性破壞平均破壞高度為19.46 m，其底板受B2煤重復(fù)開(kāi)采作用下的破壞深度不斷加大，B2 煤采空區(qū)上方頂板巖層塑性破壞高度不斷上升。當(dāng)工作面推進(jìn)160 m 時(shí)，B2 煤采空區(qū)兩側(cè)與B42煤工作面的塑性區(qū)相貫通，表明B2 煤與B42 煤之間的間隔巖層大范圍變形破壞。B2 煤推采結(jié)束后，頂板垮落帶高度為57.65 m。

B1 煤推進(jìn)過(guò)程中，采空區(qū)兩側(cè)煤壁主要發(fā)生剪切破壞，采空區(qū)中心頂、底板巖層主要發(fā)生拉伸破壞。受B1 重復(fù)開(kāi)采擾動(dòng)影響，B42 煤和B2 煤采空區(qū)底板塑性區(qū)發(fā)育深度不斷增加。當(dāng)工作面推進(jìn)260 m 時(shí)，B1 煤采空區(qū)頂板巖層塑性區(qū)與B2 煤采空區(qū)底板塑性區(qū)大面積貫通，此時(shí)圍巖受到的重復(fù)開(kāi)采擾動(dòng)作用最強(qiáng)，B1 煤開(kāi)采結(jié)束后頂板垮落帶高度為26.8 m。

結(jié)合寬溝煤礦推進(jìn)不同階段的塑性區(qū)演化特征可以得出（圖6）：當(dāng)B2 煤、B1 煤分別推進(jìn)160 m 和260 m 時(shí)，圍巖所承受的“重復(fù)采動(dòng)”作用最大，此時(shí)應(yīng)當(dāng)注意加強(qiáng)對(duì)頂板的支護(hù)作用，避免采空區(qū)上覆巖層大范圍變形破壞誘發(fā)圍巖災(zāi)變事故。

圖6 寬溝煤礦推進(jìn)不同距離覆巖變形破壞規(guī)律

6 結(jié)論

1）寬溝煤礦重復(fù)采動(dòng)影響下，B42 煤、B2 煤和B1 煤采空區(qū)形成“拱形”應(yīng)力釋放區(qū)，且在B2 煤、B1 煤推進(jìn)過(guò)程中形成殼基位于空區(qū)兩側(cè)和殼體位于間隔巖層的應(yīng)力“拱殼”。

2）工作面推進(jìn)過(guò)程中，圍巖支承壓力峰值整體呈現(xiàn)“先增大、后減小”的演化趨勢(shì)。B42 煤推采結(jié)束后圍巖支承壓力峰值最大值為19.5 MPa，而在B2 煤和B1 煤推采結(jié)束后，在上層煤采空區(qū)兩側(cè)覆巖載荷疊加影響下，圍巖支承壓力“突增”達(dá)到最大，分別為12.73 MPa 和12.53 MPa。

3）工作面推進(jìn)過(guò)程中，沿工作面走向，圍巖垂直位移峰值不斷增加，圍巖垂直位移峰值位置逐漸向采空區(qū)中心“遷移”。受重復(fù)采動(dòng)影響，頂板下沉量不斷增加，B42 煤、B2 煤、B1 煤開(kāi)采結(jié)束后，頂板下沉量峰值分別為-2.11 m、-9.96 m、-11.79 m，頂板下沉量峰值增幅分別為350.1%、18.37%。

4）B1 煤推進(jìn)過(guò)程中，頂板垮落帶高度為19.46 m，當(dāng)B2 煤和B1 煤分別推進(jìn)160 m 和260 m 時(shí)，頂板塑性區(qū)向上擴(kuò)展并與上層煤底板塑性區(qū)貫通，說(shuō)明圍巖所受“重復(fù)采動(dòng)”作用最大。B2 煤和B1煤推采結(jié)束后，頂板垮落帶高度分別為57.65 m 和26.8 m。