特厚煤層相鄰工作面開采覆巖運(yùn)移規(guī)律研究

來興平，李軍偉，崔 峰 ，單鵬飛

（1.西安科技大學(xué) 能源學(xué)院，陜西 西安 710054；2.西安科技大學(xué) 教育部西部礦井開采及災(zāi)害防治重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室，陜西 西安 710054）

埋藏于地下工作面的煤層開采會引起覆巖原巖應(yīng)力狀態(tài)發(fā)生變化，導(dǎo)致覆巖產(chǎn)生位移變形和破壞，進(jìn)而形成覆巖的垮落帶和斷裂帶，以往對于采動覆巖運(yùn)移和破壞規(guī)律多集中于單一工作面煤層開采條件的研究[1-9]，然而覆巖運(yùn)移破壞是1 個復(fù)雜的時間和空間問題，采空區(qū)覆巖運(yùn)移破壞不僅與本工作面煤層開采有關(guān)，而且受相鄰工作面煤層開采的影響，王建軍采用軟件計算得到相鄰工作面開采后地表變形值小于2 個工作面單采后的變形值的累加和[10]，張恒討論了兩側(cè)采動范圍不同時孤島覆巖斷裂破壞特征[11]，楊友偉通過FLAC3D數(shù)值模擬分析得到工作面推進(jìn)支承壓力分布規(guī)律與不同錯距時兩相鄰工作面支承壓力疊加的影響特征[12]，朱廣安指出相鄰多個工作面采空區(qū)上覆巖層大范圍的協(xié)同破斷和運(yùn)動是孤島煤柱沖擊礦壓的主要誘因[13]，何滿潮運(yùn)用FLAC3D數(shù)值模擬對相鄰工作面區(qū)段煤柱4 種不同開采方式的應(yīng)力分布特征進(jìn)行了數(shù)值模擬和對比分析[14]，郝建研究得到孤島工作面長度大于相鄰工作面支承壓力影響范圍之和時，孤島工作面支承壓力無法疊加，工作面較安全[15]，王旭濤采用FLAC3D數(shù)值模擬大傾角厚煤層一次全高開采相鄰兩工作面基本頂?shù)某醮蝸韷翰骄唷⒅芷趤韷翰骄嘁约爸С袎毫ο禂?shù)進(jìn)行了分析[16]。以上作者分別對相鄰采空區(qū)支承壓力分布、覆巖協(xié)同破壞運(yùn)動以及孤島工作面受相鄰采空區(qū)影響研究，較少系統(tǒng)地從相鄰工作面先后開采后空間應(yīng)力、位移與破壞演化方面研究覆巖運(yùn)移破壞規(guī)律?；诖耍阅车V2 個典型相鄰特厚煤層工作面為背景，通過FLAC3D數(shù)值模擬得到相鄰工作面先后回采覆巖應(yīng)力、位移和破壞數(shù)據(jù)，應(yīng)用Origin 數(shù)據(jù)處理軟件繪制三維空間應(yīng)力和位移云圖，結(jié)合覆巖三維破壞特征研究覆巖運(yùn)移破壞規(guī)律，最后通過現(xiàn)場覆巖鉆孔窺視探測證實(shí)覆巖運(yùn)移破壞特征，并結(jié)合經(jīng)驗(yàn)公式得到相鄰工作面開采覆巖更為合理的“兩帶”破壞高度，為煤炭安全開采提供科學(xué)依據(jù)。

1 工程地質(zhì)條件

模擬2 個相鄰的上下區(qū)段工作面分別為某礦4#煤層的1141 工作面和1143 工作面，該煤層埋深613～619 m 左右，傾角 0°～3°，平均厚度為 6 m 左右，分布穩(wěn)定，屬于淺埋近水平特厚煤層。兩相鄰工作面走向長800 m，傾向長240 m，中間區(qū)段煤柱寬度40 m，應(yīng)用大采高綜采開采方法。覆巖地層巖性主要以不同粒度的粗粒砂巖、礫巖、泥巖、細(xì)粒砂巖及少量中粒砂巖組成，最上層有92 m 左右的土層覆蓋，總體形態(tài)為走向西北-東南，傾向北東的單斜構(gòu)造，地層傾角0°～7°，地質(zhì)勘探?jīng)]有斷距大于20 m的斷層及其它構(gòu)造，屬于穩(wěn)定、構(gòu)造簡單地層。

2 FLAC 數(shù)值模擬模型建立

2.1 模型建立

以4#煤層相鄰的1141 工作面和1143 工作面為對象，運(yùn)用FLAC3D有限元軟件建立三維計算模型，模擬采動覆巖的應(yīng)力、位移和塑性破壞演化特征，考慮到工作面開挖覆巖影響范圍、圍巖變形的協(xié)調(diào)性以及數(shù)值模擬計算方便，建立680 m×1 000 m×539 m 的模型，其中x 軸為工作面傾向方向，y 軸為工作面推進(jìn)方向，z 軸為垂直地層方向，模型共劃分387 600 個單元和404 202 個節(jié)點(diǎn)；模型四周邊界為單約束邊界，下部邊界為全約束邊界，即水平和垂直方向均固定，上部邊界為自由邊界；模型共模擬14 層煤巖層，由于沒有對黃土層進(jìn)行模擬，故在上部邊界施加1.64 MPa 的等效荷載；模擬4#煤層沿x方向布置2 個工作面（上、下區(qū)段工作面），工作面傾向長度均為240 m，走向長度均為800 m，兩工作面間留40 m 的區(qū)段煤柱，為避免邊界效應(yīng)，模型留不小于80 m 邊界，三維模型如圖1。

圖1 三維模型示意圖Fig.1 Schematic diagram of 3d model

2.2 破壞準(zhǔn)則的確定

根據(jù)現(xiàn)場地質(zhì)資料和對采集的巖石力學(xué)試驗(yàn)結(jié)果，三維數(shù)值計算采用莫爾-庫侖（Mohr-Coulomb）屈服準(zhǔn)則描述煤巖體的破壞行為：

式中：fs為屈服函數(shù)；σ1、σ3分別為最大和最小主應(yīng)力；c、φ 分別為黏聚力和內(nèi)摩擦角。

當(dāng)fs>0 時，材料將發(fā)生剪切破壞；在通常應(yīng)力狀態(tài)下，巖體的抗拉強(qiáng)度很低，因此可根據(jù)抗拉強(qiáng)度準(zhǔn)則（σ3≥σT）判斷巖體是否產(chǎn)生拉破壞，σT為抗拉強(qiáng)度；破碎巖體在極限應(yīng)力狀態(tài)下的應(yīng)力狀態(tài)和巖石強(qiáng)度參數(shù)之間的關(guān)系采用庫侖準(zhǔn)則表示，即：

式中：τ 為剪切面上的剪應(yīng)力；σ 為剪切面上的正應(yīng)力。

2.3 煤巖體物理力學(xué)特性

根據(jù)現(xiàn)場開采以及試驗(yàn)的需要，采集了工作面周圍煤巖樣品，完成單軸和三軸巖石力學(xué)參數(shù)試驗(yàn)，獲得煤與巖體的定量物理力學(xué)參數(shù)（表1），為三維數(shù)值計算提供了可靠的依據(jù)。

3 數(shù)值模擬結(jié)果分析

數(shù)模擬中上下區(qū)段工作面分別對應(yīng)礦井的1141工作面與1143 工作面，工作面模擬采高為6 m，模擬推進(jìn)步距10 m，即工作面回采10 m 進(jìn)行1 次模型計算，采集工作面回采 200、400、600、800 m 時采空區(qū)覆巖的應(yīng)力和位移數(shù)據(jù)制作三維云圖，結(jié)合覆巖走向和傾向塑性破壞從三維空間角度對比分析相鄰工作面回采后覆巖應(yīng)力、位移及塑性破壞演化特征。

表1 煤巖體力學(xué)參數(shù)Table 1 Mechanical parameters of coal and rock

3.1 采動覆巖應(yīng)力演化特征

工作面回采的過程中破壞了覆巖的原巖應(yīng)力場平衡狀態(tài)，引起了應(yīng)力重新分布，位于采空區(qū)低位巖層垮落，垂直應(yīng)力得到釋放，應(yīng)力值隨著回采趨于0 MPa，位于采空區(qū)高位巖層形成穩(wěn)定結(jié)構(gòu)，將巖層質(zhì)量傳遞至采空區(qū)周圍新的支承點(diǎn)，在采空區(qū)四周形成支承壓力帶，采集工作面覆巖10 m 層位在不同推進(jìn)距離的垂直應(yīng)力數(shù)據(jù)，繪制的采動覆巖垂直應(yīng)力演化特征如圖2，由圖2 可知，覆巖原巖應(yīng)力為13 MPa，在上區(qū)段工作面回采過程中，工作面前方70～100 m 形成超前支承壓力，壓力峰值距工作面煤壁20～30 m，應(yīng)力增高系數(shù)為1.5～1.9，隨工作面采過一段距離后，采空區(qū)周圍60～80 m 形成1 種穩(wěn)定的殘余支承壓力，壓力峰值距采空區(qū)煤壁10～20 m，應(yīng)力增高系數(shù)1.5～1.7；在下區(qū)段工作面推進(jìn)400 m 時，上區(qū)段采空區(qū)在中間區(qū)段煤柱側(cè)的殘余支承壓力與下區(qū)段的工作面超前支承壓力疊加，在工作面煤體與區(qū)段煤柱的拐角形成較高的支承壓力，應(yīng)力增高系數(shù)可達(dá)1.9～2.2；在下區(qū)段回采工作面的后方，相鄰采空區(qū)側(cè)向支承壓力相互疊加，在區(qū)段煤柱上形成1 種單峰值的疊合支承壓力，峰值應(yīng)力增高系數(shù)為2.2～2.4，當(dāng)下區(qū)段工作面回采結(jié)束，相鄰采空區(qū)垂直應(yīng)力在中間區(qū)段煤柱上的疊加峰值應(yīng)力增高系數(shù)達(dá)到2.4～2.9。

3.2 采動覆巖位移演化特征

工作面煤層回采過程中，后方采空區(qū)上部巖層由于失去支承而向采空區(qū)內(nèi)逐漸移動、彎曲和破壞，從而產(chǎn)生向下的垂直位移，覆巖破壞隨著回采工作面的不斷推進(jìn)，逐漸從采空區(qū)低位巖層向高位巖層擴(kuò)展，采動覆巖垂直位移演化特征如圖3，當(dāng)上區(qū)段工作面推進(jìn)200 m，采空區(qū)覆巖10～170 m 層位產(chǎn)生最大垂直位移為 1.77、1.47、1.13、0.89、0.69 m，采空區(qū)上方低位巖層位移大于高位巖層；在工作面推過一定距離后，覆巖垂直位移隨回采趨于穩(wěn)定，工作面從200 m 推進(jìn)至800 m，采空區(qū)覆巖10 m 層位產(chǎn)生最大垂直位移為 1.77、2.52、3.36、3.61 m；下區(qū)段工作面開采，后方采空區(qū)覆巖不同層位垂直位移隨著工作面回采逐漸趨于穩(wěn)定值（同上區(qū)段相似），中間區(qū)段煤柱覆巖在極大應(yīng)力的作用下產(chǎn)生垂直位移，當(dāng)工作面推進(jìn)至800 m，煤柱上方高位巖層垂直位移產(chǎn)生較大的垂直位移，煤柱覆巖170 m 層位最大垂直位移最終穩(wěn)定在4.12 m。相鄰上下區(qū)段采空區(qū)高位覆巖垂直位移在煤柱上方耦合同時向下運(yùn)動。

圖2 采動覆巖垂直應(yīng)力演化特征Fig.2 Evolution characteristics of vertical stress in mining overlying strata

圖3 采動覆巖垂直位移演化特征Fig.3 Evolution characteristics of vertical displacement in mining overlying strata

3.3 采動覆巖塑性破壞分析

工作面煤層開采會導(dǎo)致采空區(qū)覆巖發(fā)生不同程度破壞，從而使覆巖出現(xiàn)垮落帶和導(dǎo)水?dāng)嗔褞?，F(xiàn)LAC3D數(shù)值模擬通過塑性區(qū)展現(xiàn)覆巖的破壞，采動覆巖破壞演化特征如圖4，工作面煤層開采，采空區(qū)上方覆巖產(chǎn)生拉裂破壞，兩端覆巖產(chǎn)生剪切破壞，覆巖拉裂破壞沿走向形成1 個拱形，拱頂和拱腳分別位于采空區(qū)上方與兩端，隨著工作面推進(jìn)，破壞拱高度上升，即工作面從200 m 推進(jìn)至800 m，拱高度依次為23、35、43、43 m，覆巖破壞高度呈現(xiàn)“增大-穩(wěn)定”趨勢。同時，覆巖拉裂破壞沿傾向也是1種拱形破壞，在上區(qū)段工作面回采結(jié)束時，采空區(qū)覆巖拱形的高度為43 m，下區(qū)段工作面結(jié)束，覆巖沿傾向形成雙破壞拱結(jié)構(gòu)，上區(qū)段采空區(qū)破壞拱高度上升至59 m，下區(qū)段采空區(qū)覆巖破壞拱高度達(dá)到51 m，中間區(qū)段煤柱覆巖在極大的應(yīng)力作用下產(chǎn)生了較高的剪切破壞，兩側(cè)采空區(qū)破壞拱與中間剪切破壞耦合形成1 個橫跨2 個采區(qū)的破壞拱，拱形高度達(dá)到了74 m。

圖4 采動覆巖破壞演化特征Fig.4 Failure evolution characteristics of mining overlying strata

4 覆巖破壞現(xiàn)場監(jiān)測及經(jīng)驗(yàn)估算

4.1 現(xiàn)場監(jiān)測分析

礦井工作面在回采過程，為了解采空區(qū)覆巖破壞情況，對覆巖進(jìn)行鉆孔窺視，窺視鉆孔布置在工作面中部與兩端液壓支架架前，以ZDY1000 鉆機(jī)及其配套鉆桿向采空區(qū)覆巖進(jìn)行施工，孔徑75 mm，孔深 60～80 m，仰角 70°，鉆孔窺視采用 YSZ（B）鉆孔窺視儀，測量深度能夠達(dá)到80 m。為探明隨工作面推進(jìn)采空區(qū)覆巖破壞，每推進(jìn)100 m 進(jìn)行1 次鉆孔窺視，統(tǒng)計分析每次鉆孔窺視探測的破碎巖層和裂隙巖層臨界深度，求解鉆孔深度的正弦值（h×cos70°）得到工作面整個回采過程采空區(qū)覆巖破壞高度情況，隨工作面推進(jìn)覆巖破壞特征如圖5，由圖5 可知，覆巖破壞隨工作面回采呈現(xiàn)“增大-穩(wěn)定”趨勢，沿工作面傾向方向，采空區(qū)中部覆巖破壞高于兩端，在1141 工作面回采結(jié)束時，中部垮落帶和斷裂帶高度分別為 15.65 m 與 32.65 m，兩端高度分別均為 11.14 m 與 23.26 m 左右，采空區(qū)覆巖沿工作面傾向形成1 個拱形破壞；在1143 工作面回采結(jié)束時，其采空區(qū)中部垮落帶和斷裂帶高度達(dá)到22.94 m 與 45.36 m，上端頭高度（區(qū)段煤柱側(cè)）達(dá)到 19.01 m 與 39.79 m，下端頭高度為 13.02 m 與 33.30 m，相鄰采空區(qū)覆巖沿工作面傾向形成雙拱形破壞，且破壞拱高度整體上升，耦合形成1 個橫跨兩側(cè)采空區(qū)的破壞拱。采空區(qū)覆巖鉆孔窺視結(jié)果證實(shí)了數(shù)值模擬覆巖破壞特征，即采空區(qū)覆巖破壞隨工作面回采呈現(xiàn)“增大-穩(wěn)定”趨勢，相鄰采空區(qū)覆巖沿傾向形較大的雙拱形破壞，耦合形成1 個橫跨兩采空區(qū)的破壞拱。

圖5 隨工作面回采覆巖破壞特征Fig.5 Failure characteristics of overlying strata with mining working face

4.2 覆巖“兩帶”經(jīng)驗(yàn)估算

現(xiàn)場實(shí)測中覆巖鉆孔窺視探測采空區(qū)前端（60～80 m）×cos70 范圍內(nèi)覆巖破壞狀況，從數(shù)值模擬結(jié)果可知采空區(qū)覆巖破壞沿走向呈現(xiàn)拱形破壞，即采空區(qū)中部破壞高度大于兩端破壞，因此，覆巖鉆孔窺視得到最終的“兩帶”破壞高度需要結(jié)合經(jīng)驗(yàn)公式進(jìn)行適當(dāng)?shù)脑龃?；根?jù)覆巖斷裂帶和垮落帶破壞高度計算經(jīng)驗(yàn)公式，結(jié)合4#煤層開采地質(zhì)條件，確定垮落帶和斷裂帶高度理論公式：

式中：∑M 為煤層的累計開采厚度，m；Hk為垮落帶高度，m；Hli為斷裂帶高度，m。

4#煤層的賦存厚度為6 m，工作面的采高∑M=6 m，通過計算：煤層開采后垮落帶高度Hk為7.1～18.3 m，斷裂帶高度 Hli為 39.9～51.1 m。

與采空區(qū)覆巖“兩帶”破壞高度估算結(jié)果相比，可以發(fā)現(xiàn)相鄰工作面采后實(shí)測垮落帶最終穩(wěn)定高度22.94 m 和斷裂帶最終穩(wěn)定高度 45.32 m 接近相應(yīng)估算的上限高度，且數(shù)值模擬最終橫跨兩采空區(qū)破壞拱高度59 m 接近估算斷裂帶上限高度51.1 m，即估算斷裂帶上限高度處于實(shí)測高度和數(shù)值模擬高度之間，因此礦井4#煤層開采導(dǎo)致覆巖“兩帶”破壞高度取估算上限值比較合理。

5 結(jié) 論

1）相鄰工作面煤層開采，兩側(cè)采空區(qū)側(cè)向殘余支承壓力在中間段煤柱形成應(yīng)力增高系數(shù)為1.9～2.9 的疊加支承壓力，在極大的應(yīng)力作用下，中間區(qū)段煤柱覆巖產(chǎn)生較大的垂直位移和塑性破壞，兩側(cè)采空區(qū)高位覆巖垂直位移在煤柱上方耦合同時向下運(yùn)動。

2）采空區(qū)覆巖沿走向和傾向形成拱形破壞，走向破壞拱高度隨工作面回采呈現(xiàn)“增大-穩(wěn)定”趨勢，在相鄰工作面開采后，覆巖沿傾向形成2 個較大的雙拱形破壞，與中間區(qū)段煤柱較大的剪切破壞耦合，構(gòu)成橫跨兩采空區(qū)更大的破壞拱。

3）采空區(qū)鉆孔窺視證實(shí)覆巖破壞隨工作面回采呈現(xiàn)“增大-穩(wěn)定”趨勢，相鄰采空區(qū)覆巖沿傾向形成較大的雙拱形破壞，且破壞拱高度整體上升，耦合形成1 個橫跨兩采空區(qū)的破壞拱，同時結(jié)合數(shù)值模擬破壞拱高度、現(xiàn)場實(shí)測覆巖破壞高度與“兩帶”高度經(jīng)驗(yàn)公式結(jié)果相結(jié)合，得出了礦井4#煤層相鄰工作面開采導(dǎo)致覆巖“兩帶”破壞高度取估算上限值更為合理。