基于力學特性采場裂隙帶分布規(guī)律研究

崔 聰 舒龍勇 楊 鑫 王維華 張慧杰 郝晉偉 凡永鵬

(1.云南煤化工集團有限公司，云南省昆明市，650231；2.煤炭科學技術(shù)研究院有限公司，北京市朝陽區(qū)，100013)

目前，國內(nèi)采空區(qū)上覆巖層裂隙帶瓦斯抽采技術(shù)主要有高位抽放巷和高位抽放鉆孔兩種形式[1-2]。高抽巷瓦斯抽采量相對較大，保證了綜采工作面的安全推進，但高抽巷布置成本高、掘進時間長，易造成礦井采掘接續(xù)緊張、生產(chǎn)成本加大，降低了礦井生產(chǎn)效率，制約了礦井經(jīng)濟效益。

基于此，云南東源鎮(zhèn)雄煤業(yè)長嶺煤礦引進頂板定向長鉆孔替代高抽巷技術(shù)，借鑒國內(nèi)其他礦區(qū)高位定向水平長鉆孔項目經(jīng)驗，預期頂板定向長鉆孔技術(shù)能取得相對較好的抽采效果。但抽放鉆孔設計必須結(jié)合煤層地質(zhì)賦存規(guī)律及擾動運移規(guī)律，才能進一步提高采空區(qū)瓦斯抽采效果，杜絕瓦斯超限，保證長嶺煤礦安全運營生產(chǎn)，最大限度發(fā)揮長嶺煤礦的開采效率?？茖W合理地預測裂隙帶高度成為高位鉆孔高效抽采的關(guān)鍵技術(shù)，同時也為建成長嶺煤礦高產(chǎn)高效示范工程奠定基礎。

目前，確定裂隙帶發(fā)展高度主要有理論計算[3-4]、數(shù)值模擬[5-6]、相似模擬[7]等方法，理論計算具有普適性，由于各個礦井頂板巖性及厚度不同，該方法確定裂隙帶高度精度較低；相似模擬應用相對復雜，相似比對試驗結(jié)果影響較大，且試驗時間較長。因此，采用數(shù)值模擬軟件分析研究預測裂隙帶發(fā)展高度成為炙手可熱的手段。筆者以長嶺煤礦152106工作面為研究對象，采用ABAQUS有限元分析法開展數(shù)值模擬研究，基于上覆巖層力學特性分析裂隙帶分布規(guī)律，并結(jié)合現(xiàn)場實際抽采數(shù)據(jù)進行分析驗證，保證了高位鉆孔施工參數(shù)的精準性與可靠性。

1 工作面概況

152106工作面開采長嶺煤礦C5b煤層，煤層平均厚度2.75 m。偽頂主要是炭質(zhì)泥巖、砂質(zhì)泥巖，平均厚度為0.1 m；直接頂主要是粉砂巖，平均厚度為1.2 m；老頂主要是細砂巖，平均厚度在3 m以上；直接底板主要為粘土質(zhì)泥巖，直接底板巖層厚度變化幅度較大，平均厚度在2 m；老底巖性主要是細砂巖，底板遇水有膨脹現(xiàn)象。工作面設計走向長度為1464 m，傾向?qū)挾葹?00 m，采高平均為2.2 m，煤層傾角為近水平，現(xiàn)場測得C5b煤層瓦斯含量11.5 m3/t、瓦斯壓力0.60 MPa，工作面瓦斯涌出量高達27.7 m3/min，瓦斯涌出量主要來源于采空區(qū)瓦斯及鄰近層瓦斯，造成工作面上隅角和回風流瓦斯?jié)舛瘸蕖?/p>

2 模型建立

根據(jù)開采參數(shù)和上覆巖層特點建立了三維數(shù)值模型，煤層傾角按水平0°模擬，沿煤層走向方向開采，工作面長度1400 m，開采方式為一次采全高，開采高度為2.2 m，由于長嶺煤礦采用定向鉆機施工高位水平長鉆孔，根據(jù)鉆孔施工長度，模型按走向總長度550 m、傾向長度200 m設計，為降低邊界效應，模型邊界應取至工作面采動角影響范圍以外，工作面兩邊各取20 m的邊界。工作面推進方向開切眼距模型邊界為20 m，工作面推進550 m，根據(jù)煤層開采上覆巖層特點，當工作面推進距離和工作面長度相當時，裂隙帶發(fā)育高度最大，故本研究采用工作面推進550 m來分析上覆巖層的運動規(guī)律，數(shù)值模型如圖1所示，模擬巖層總厚度為340 m，其中所研究的巖層厚度為90 m，考慮煤層與頂?shù)装遄冃蔚膮f(xié)調(diào)性，幾何模型包括一部分頂?shù)装?，頂板巖層厚度為50 m，底板巖層厚度為40 m，模型頂部施加等效均布載荷，網(wǎng)格劃分采用sweep方式，劃分后網(wǎng)格如圖2所示。

圖1 數(shù)值模擬計算模型

圖2 網(wǎng)格劃分

3 邊界條件及本構(gòu)關(guān)系

模型應力邊界條件如圖3所示，x為地層走向方向，y為地層傾向方向，z為鉛垂方向，在構(gòu)建模型時，模型從上至下將各地層的物理力學參數(shù)輸入，在z方向頂面加垂直方向的應力6.75 MPa，模型水平方向位移邊界條件設置為零，具體處理如下：水平與豎直邊界取x=0，y=0，z≠0(x，y代表水平方向位移，z代表垂直方向位移)；底部邊界取x=y=z=0，為全約束邊界。

圖3 模型應力邊界條件

目前，大多數(shù)學者都是基于常規(guī)三軸的基礎上對煤巖受強度變形及破壞特征開展研究。然而，單軸及常規(guī)三軸試驗的研究不能真實反映地下煤巖所受應力狀態(tài)，實際工程中的煤巖體都是處于真三軸應力條件下的，真三軸試驗能夠更準確地模擬煤巖的實際受力狀態(tài)，并且可以實現(xiàn)更雜的應力路徑[8]。因此筆者采用Drucker-Prager破壞準則(簡稱D-P準則)，D-P強度準則應力空間分布如圖4所示，其考慮了中間應力對巖體強度特性的影響，其表達式如下：

(1)

式中：α、k——試驗參數(shù)；

I1——第一應力不變量；

J2——應力偏張量第二不變量；

φ——內(nèi)摩擦角。

(2)

公式中參數(shù)α、k與粘聚力和內(nèi)摩擦角有關(guān)。

圖4 π平面D-P準則分布示意圖

4 模擬結(jié)果與裂隙帶高度分析

隨著152106工作面不斷回采，煤體開采卸壓導致頂板上覆巖層破壞，進而在工作面附近形成采動壓力場，采空區(qū)上覆巖層垂直方向上會形成冒落帶、裂隙帶和彎曲下沉帶，采空區(qū)上覆巖層三帶的數(shù)值模擬主要研究沿工作面傾向?qū)敯鍘r層應力、應變的變化，通過頂板巖層力學特性的變化規(guī)律得到冒落帶、裂隙帶的分布范圍。

工作面回采后，原巖應力發(fā)生改變，上覆巖層偽頂隨著工作面推進不斷垮落，導致頂板上部巖層向下發(fā)生彎曲變形，產(chǎn)生位移，根據(jù)“O”形圈理論[9-10]，采空區(qū)中部切面巖體下沉量最大，數(shù)值模擬計算后得到的采空區(qū)中部上覆巖層下沉量結(jié)果云圖見圖5。結(jié)果表明：切面中部頂板上覆巖層下沉相對明顯，頂板沉量由中間位置向運輸巷、回風巷兩側(cè)逐漸減小，呈現(xiàn)出采空區(qū)“O”形圈特征；“O”形圈中間部位的巖體破裂程度嚴重，其下沉量達到2.09 m，而“O”形圈邊界部位下沉量均在1.22 m以下。

圖5 頂板巖層應變分布示意圖

頂板巖層下沉高度可根據(jù)下列公式得到裂隙帶高度，進而確定高位鉆孔的終孔點豎直高度參數(shù)。

(3)

式中：M——煤層采高，m；

k——碎脹系數(shù)，取1.2；

α——煤層傾角，(°)；

ω——垮落過程中頂板下沉量，m。

152106工作面煤層采高為2.2 m，煤層傾角為近水平，由模擬得出頂板下沉量的范圍為-1.22～-2.09 m。由頂板位移量可得裂隙帶高度H的范圍為17.1～21.45 m。因此，頂板巖層應變分析結(jié)果表明高位鉆孔終孔點設計在煤層豎直向上17.1～21.45 m處。

由于受到采動應力的影響，偽頂和直接頂垮落后，采空區(qū)內(nèi)部破碎的煤巖塊松散堆積，處于冒落帶區(qū)域的巖層離層破壞嚴重，對上部巖體應力不再有承受作用，冒落帶煤巖碎塊堆積穩(wěn)定后受壓力拱作用，導致水平應力處于壓應力狀態(tài)；原始地應力打破平衡后，由于自身重力及上覆巖層載荷作用，頂板裂隙帶巖體發(fā)生塑性破壞，該區(qū)域巖層裂隙較為發(fā)育，但是仍保持著連續(xù)性并具備相當?shù)某袎耗芰?，由于巖體彎曲作用，該層位巖體主要受到的水平應力為拉應力；裂縫帶上方直至上邊界，由于關(guān)鍵層的存在，本身與采空區(qū)距離較遠，巖體破壞仍然處于彈性階段，該層位巖體主要受到的水平應力為壓應力。因此，根據(jù)上覆巖層的水平應力變化規(guī)律，可以推斷工作面上覆巖層裂隙帶高度。

頂板巖層應力分布圖如圖6所示。數(shù)值模擬結(jié)果表明：在高度位于煤層上方17 m處，巖層水平應力表現(xiàn)為壓應力，變化范圍為0～2.82 MPa；在高度位于17～23.5 m內(nèi)，巖層水平應力表現(xiàn)為拉應力，變化范圍為0～4.25 MPa；在高度位于煤層上方23.5 m以上，巖層受到的水平應力表現(xiàn)為壓應力，變化范圍為0～8.62 MPa。根據(jù)上覆巖層的水平應力有壓應力—拉應力—壓應力的變化特征，可以得到裂隙帶高度范圍為17～23.5 m。因此，頂板巖層應力分析結(jié)果表明：高位鉆孔終孔點設計在煤層豎直向上17～23.5 m處。

圖6 頂板巖層應力分布示意圖

5 現(xiàn)場試驗分析

在距152106工作面切眼570 m處施工首個高位鉆孔鉆場，鉆場尺寸為10 m×5 m×5 m。使用ZDY6000LD(B)型煤礦用履帶式全液壓坑道鉆機。1號～3號高位鉆孔孔間距均為0.5 m，鉆孔設計高度分別為17、18、22 m，鉆孔距離回風巷寬度對應為15、25、35 m，進而確定高位鉆孔施工層位，鉆孔施工長度為550 m，鉆孔孔徑120 mm。具體施工如圖7所示。

圖7 高位鉆孔層位布置示意圖

2號高位鉆孔施工完畢后出現(xiàn)了塌孔現(xiàn)象，抽采鉆孔平均濃度為30.67%，抽采純量較低。1號與3號高位鉆孔瓦斯抽采數(shù)據(jù)如圖8～圖11所示，1號高位鉆孔抽采鉆孔平均瓦斯?jié)舛葹?7.43%，抽采鉆孔平均瓦斯純量為3.28 m3/min，鉆孔進入采空區(qū)長度為27 m時，抽采瓦斯純量、混合量及瓦斯?jié)舛扔忻黠@提升。隨著工作面不斷推進，1號鉆孔瓦斯?jié)舛然境示€性遞減，衰減規(guī)律滿足方程y=-0.9x+54.43。1號鉆孔瓦斯純量在進入采空區(qū)27～60 m期間，瓦斯純量基本恒定不變，平均值高達4.32 m3/min。

1號高位鉆孔瓦斯抽采濃度與抽采純量隨著周期來壓與否呈現(xiàn)峰值與谷值交替變化，首次抽采峰值在27 m處，抽采鉆孔濃度高達60%，純量高達4.72 m3/min；第2次抽采峰值在57 m處，抽采瓦斯?jié)舛葹?8%，純量為4.92 m3/min；第3次抽采峰值在86 m處，抽采瓦斯?jié)舛葹?9.2%，純量為3.96 m3/min。通過抽采數(shù)據(jù)判斷152106工作面周期來壓破斷距均為30 m左右，與長嶺煤礦實際周期來壓破斷矩長度相符，高位鉆孔抽采具有一定的規(guī)律性。

3號高位抽采鉆孔平均瓦斯?jié)舛葹?2.42%，抽采鉆孔平均瓦斯純量為2.42 m3/min，鉆孔進入采空區(qū)長度為14 m時，抽采瓦斯純量及瓦斯?jié)舛扔忻黠@提升。隨著工作面不斷推進，3號鉆孔瓦斯?jié)舛然境示€性遞減，衰減規(guī)律滿足方程y=-1.70x+50.65。3號鉆孔瓦斯純量在進入采空區(qū)27～42 m期間，瓦斯純量基本恒定不變，平均值高達3.61 m3/min，4號鉆孔監(jiān)測數(shù)據(jù)較少，抽采數(shù)據(jù)周期性變化尚不明顯，需進一步進行抽采數(shù)據(jù)跟蹤。

圖8 1號高位鉆孔瓦斯?jié)舛?/p>

自1號～3號高位鉆孔同時抽采后，高位鉆孔總純量約為6.33 m3/min，濃度高達29.78%，混合量為21.33 m3/min。根據(jù)目前高位鉆孔層位布置，有效緩解了工作面瓦斯超限，回風巷上隅角瓦斯?jié)舛冗_到0.9%，降低了25%，后續(xù)將根據(jù)目前高位鉆孔抽采效果繼續(xù)增加3個鉆孔，以期徹底解決上隅角超限問題。

圖9 1號高位鉆孔瓦斯純量

圖10 3號高位鉆孔瓦斯?jié)舛?/p>

圖11 3號高位鉆孔瓦斯純量

6 結(jié)論

(1)通過數(shù)值模擬手段得到長嶺煤礦152106工作面上覆巖層下沉量以及巖層應力分布規(guī)律，結(jié)果表明：頂板上覆巖層下沉量由中部位置向運輸巷、回風巷兩側(cè)位置逐漸減小，呈現(xiàn)出采空區(qū)“O”形圈分布特征；受工作面采動應力的影響，上覆巖層“三帶”的水平應力有壓應力-拉應力-壓應力的變化規(guī)律。

(2)通過采空區(qū)上覆巖層下沉量分析，結(jié)合裂隙帶分布公式，可得152106工作面裂隙帶范圍為17.1～21.45 m；通過分析采動應力對“三帶”水平應力分布的影響，可得152106工作面裂隙帶分布范圍為17～23.5m，兩者分析具有較好的一致性，驗證力學特性分析采空區(qū)裂隙帶高度的可行性。

(3)經(jīng)過裂隙帶層位確定高位鉆孔抽放參數(shù)，鉆孔抽采濃度與流量較大，上隅角瓦斯?jié)舛冉档?5%，有效解決了工作面及回風巷上隅角瓦斯?jié)舛瘸揠y題，通過現(xiàn)場試驗分析驗證了數(shù)值模擬采空區(qū)裂隙帶高度的精準性，基于力學分析采空區(qū)裂隙帶高度方法可在其他礦井得以推廣使用。