平煤十三礦采動覆巖裂隙演化規(guī)律研究

孫米銀

(平頂山天安煤業(yè)股份有限公司十三礦，河南 許昌 461714)

隨著科技日新月異的發(fā)展，人員素質(zhì)不斷提升，機械裝備可靠性日益提高，管理基礎(chǔ)不斷加強，我國的煤礦安全事故大幅度減少。但和發(fā)達國家相比，我國安全事故總量仍然偏大，重大災(zāi)害事故仍時有發(fā)生，這些事故極大地限制了礦井生產(chǎn)能力的發(fā)揮[1]。在煤礦開采過程中，煤礦的采出會引起采場圍巖體內(nèi)的應(yīng)力重新分布，并引發(fā)采空區(qū)上覆巖層發(fā)生變形、破壞及運動，導致煤巖體應(yīng)力場與裂隙場的重新分布[2]。采場覆巖移動與開采沉降是采礦學科的基礎(chǔ)之一，也是布置頂板巷道的基礎(chǔ)。眾多學者提出了多種假說與理論，其中最具代表性的是覆巖破斷變形“關(guān)鍵層理論”，該理論抓住了巖層運動的主要矛盾，即巖層控制取決于對關(guān)鍵層的控制[3]。本文采用理論分析與數(shù)值模擬相結(jié)合的方法，分析綜采工作面回采引起上覆巖層的垮落、破斷與離層的情況，以此研究采場上覆巖層橫向和豎向采動影響特征。

1 平煤十三礦采動覆巖裂隙演化的數(shù)值模擬

1.1 采場13050工作面概況及覆巖關(guān)鍵層的判別

1.1.1 采場13050工作面概況

平煤十三礦己三采區(qū)己15-17-13050工作面位于己三采區(qū)東翼第三區(qū)段，工作面標高-640～-695 m，地面標高+83～+97 m。工作面煤層賦存較為穩(wěn)定，厚度在3.0～8.9 m之間，平均5.8 m，煤層傾角3°～14°，煤層走向120°～130°，煤層傾向210°～220°。工作面布置2條煤巷，分別為機巷和風巷，共有3條低抽巷，每條煤巷布置對應(yīng)的低抽巷，煤層中間布置一條中間低抽巷。在實際工作環(huán)境中，采用走向長壁法布置采場工作面，并以綜采液壓支架進行支護，頂板選擇全部垮落的管理辦法。該工作面煤層結(jié)構(gòu)單一，賦存較為穩(wěn)定，宏觀煤巖類型為半亮型煤，以亮煤為主，次為暗煤和鏡煤。

煤層直接頂板為砂質(zhì)泥巖，灰色間夾灰色砂巖泥巖條帶波狀層理，厚度在1.92～4.30 m，平均厚度為2.40 m，其上部為細～中砂巖，淺灰、灰色細-中粒砂巖，富含炭屑和大白云母片，具緩波狀層理、水平層理和小型交錯層理。 局部夾泥巖、砂質(zhì)泥巖，含二2煤層和二3煤層，煤層薄，不穩(wěn)定，厚度為11.3～16.8 m，平均13.5 m。煤層直接底為泥巖，黑灰色，致密，含大量植物化石，厚度為0.2～0.5 m，平均為0.3 m，其下部為砂泥巖互層與細中粒砂巖互層，灰黑色，中間夾泥質(zhì)條帶，具緩波狀層理，含黃鐵礦結(jié)核和植物根部化石，平均厚度為8.3 m。該工作面地質(zhì)條件復(fù)雜，目前工作面范圍內(nèi)顯示的斷層有21條，正斷層和逆斷層均有發(fā)育。其中，影響較大有7條，正斷層5條，逆斷層2條，落差在4.0～10 m之間，落差較大，預(yù)計在工作面走向延伸較遠，對前期工作面的掘進及后期的回采影響較大。

1.1.2 覆巖關(guān)鍵層的判別

巖層的強度和厚度影響了其對上覆巖層的控制能力，在采場覆巖結(jié)構(gòu)中，起主要控制作用的巖層被稱為關(guān)鍵層。如果關(guān)鍵層破斷，其上部分巖層與其下沉協(xié)調(diào)一致，該關(guān)鍵層就是亞關(guān)鍵層；若其上全部巖層與其下沉協(xié)調(diào)一致便是主關(guān)鍵層，關(guān)鍵層的破斷將引起部分或全部覆巖下沉。通常情況下，關(guān)鍵層在斷裂前是以“梁”或“板”的形式存在，在斷裂后則可形成砌體梁結(jié)構(gòu)，在上覆巖層移動前后，它都是主要的承載層。采場上覆巖層中的關(guān)鍵層有五大特征，分別是幾何特征、巖性特征、變形特征、破斷特征、支承特征。關(guān)鍵層層厚較大，相對其他巖層較堅硬，其下沉變形與上覆巖層其他部分是同步協(xié)調(diào)的，其破斷也將導致上覆巖層局部或全部的破斷，是上覆巖層的承載主體[5]。因此，對關(guān)鍵層進行研究，可以反映出上覆巖層的移動情況。接下來將對本文所用到的關(guān)鍵層判別方法進行說明。

關(guān)鍵層判別分兩步進行，第一步是由煤層上方開始自下而上確定上覆巖層的硬巖層所在地；第二步是通過硬巖層的破斷矩進行巖層分類。在這里定義變形撓度小于下部巖層，并存在不協(xié)調(diào)變形的巖層為硬巖層。以直接頂上方第一層巖層為硬巖層，若這一層到第n層均是協(xié)調(diào)變形，而第n+1層的變形情況與之不協(xié)調(diào)，則從第n+1層起，就是第2層硬巖層。由于從第1層到第n層其變形協(xié)調(diào)一致，則各巖層的曲率一樣，可以把其看作是組合梁結(jié)構(gòu)。

圖1 己15-17-13050工作面煤層綜合柱狀圖Fig.1 Comprehensive histogram of coal seam in 己15-17-13050 working face

根據(jù)組合梁原理，第一層硬巖層所承受的載荷計算見式(1)。

(1)

式中：γi為第i巖層的容重；hi為第i巖層的厚度；Ei為第i巖層的彈性模量。類似地，可以得到第n+1層硬巖層所承受的載荷。由于第n+1層為堅硬巖層，其撓度比其下巖層撓度小，因此可以得到式(2)。

(qn+1)1<(qn)1

(2)

根據(jù)式(2)可以確定上覆巖層中的堅硬巖層。當進行關(guān)鍵層判別時，從煤層上方第1層開始依次計算(qn)1及(qn+1)1，若計算結(jié)果滿足式(2)，就不再往上計算。從第n+1層開始，可看作第2層硬巖層；從這一層開始，重復(fù)上述過程，直到確定最上方一層硬巖層。 在明確硬巖層位置后，需要計算它的破斷矩。式(3)和式(4)是“固支梁”模型的簡化形式，它們分別表示第k層硬巖層的破斷矩和周期破斷矩[6]。

(3)

(4)

式中：hk為巖層層厚；σk為巖層抗拉強度；qk為巖層所受載荷。

根據(jù)式(2)可得qk的計算公式見式(5)。

(5)

式中：nk為巖層的層數(shù)；Ek,j為巖層的彈性模量；hk,j為巖層的分層厚度；γk,j為巖層的容重。

令j=0，則可以得到硬巖層的力學參數(shù)。例如，E1,0、h1,0、γ1,0分別為第1層硬巖層的彈性模量、厚度和容重；E1,1、h1,1、γ1,1分別為第1層硬巖層所控制軟巖層組中第1層軟巖的彈性模量、厚度和容重。

在得到各硬巖層的破斷矩后，通過相互比較可以確定關(guān)鍵層的位置。當?shù)趉層硬巖層的極限破斷矩小于其上部所有硬巖層的破斷矩時，有LkLk+1，則需要將第k+1層硬巖層所承受的載荷加到第k層上，并重新計算第k層硬巖層的破斷矩。在重新計算后，若第k層硬巖層的破斷矩小于第k+1層的破斷距，則取Lk=Lk+1，這代表了第k層硬巖層受控于第k+1層硬巖層，且它的破斷與第k+1層同步進行。

1.2 裂隙帶的高度及離層率計算

如要計算裂隙帶高度，首先需要知道冒落帶的高度，本文參考《建筑物、水體、鐵路及主要井巷煤柱留設(shè)與壓煤開采規(guī)程》中的要求。式(6)是開采單一煤層的冒落帶最大高度計算式，它適用于煤層頂板覆巖內(nèi)為極軟弱、軟弱、中硬、堅硬巖層及其互層的情況[7]。

(6)

式中：M為煤層采厚，m；W為冒落過程中頂板的下沉值，m；K為巖石碎脹系數(shù)；α為煤層傾角，(°)。

由于W值缺乏實際測定，也未找到合適的參照數(shù)據(jù)，所以本次設(shè)計采用煤層頂板覆巖內(nèi)有極堅硬巖層，采后能形成懸頂時的冒落帶高度公式進行計算，見式(7)。

(7)

此外，厚煤層分層開采的冒落帶高度計算公式見式(8)。

(8)

根據(jù)《煤礦床水文地質(zhì)工程地質(zhì)及環(huán)境地質(zhì)勘查評價標準》(MT/T 1091—2008)和《礦區(qū)水文地質(zhì)工程地質(zhì)勘探規(guī)范》(GB 12719—91)，水文地質(zhì)學中的冒落帶，即垮落帶的經(jīng)驗公式見式(9)[8]。

Hm=(3～4)M

(9)

采用式(7)、式(8)和式(9)計算冒落帶與煤厚之間的關(guān)系，圖2為冒落帶高度計算方法的對比，其中k=1.35,α=10°。從圖2可以看出，在不同的煤層厚度下，三種方法的計算結(jié)果會有所不同，式(9)所得到的結(jié)果明顯大于另外兩種方法得到的結(jié)果。根據(jù)平煤十三礦13050工作面煤層開采厚度，本文采用式(8)進行計算。

圖2 冒落帶高度計算方法的對比Fig.2 Comparison of calculation methods of caving zone height

類似地，根據(jù)上述規(guī)范和標準，覆巖為中硬巖的裂隙帶高度可以通過式(10)～式(12)進行計算，其中式(12)是水文地質(zhì)學中的冒落裂隙帶經(jīng)驗公式。

(10)

(11)

(12)

采用上述導水裂隙帶高度經(jīng)驗公式計算它們與煤厚之間的關(guān)系，可以得到裂隙帶高度計算方法的對比(圖3)，其中n=1。

圖3 裂隙帶高度計算方法對比Fig.3 Comparison of calculation methods for fracture zone height

因此，在煤厚小于2.5 m時，式(10)～式(12)的計算裂隙帶高度結(jié)果在40 m左右；當煤厚大于4 m 時，式(12)的計算結(jié)果與其余兩種的差異顯著增大。本文采用《建筑物、水體、鐵路及主要井巷煤柱留設(shè)與壓煤開采規(guī)程》中的方法對裂隙帶高度進行計算，表1是“豎三帶”高度的經(jīng)驗計算公式。

表1 “豎三帶”高度的經(jīng)驗計算公式Table 1 Empirical calculation formula for height of “three vertical belts”

根據(jù)13050工作面上覆巖層的巖性特征，這里按照中硬巖層來計算，其中平均采厚為5.8 m。 因此，通過計算可以得到，冒落帶的最大高度為14.74 m，裂隙帶的最大高度為50.63 m。依據(jù)“三帶”劃分特征，由于冒落帶的上邊界即為裂隙帶的下邊界，因此裂隙帶的下邊界高度為14.74 m，裂隙帶的高度范圍為距離煤層底板14.74～50.63 m，如圖4所示。

圖4 13050工作面傾向方向“三帶”分布示意圖Fig.4 Distribution diagram of “three zones” in inclination direction of 13050 working face

本文采用離層率F表征離層裂隙的發(fā)育程度，它反映了單位厚度巖層的膨脹率。根據(jù)關(guān)鍵層原理，分別測得上下關(guān)鍵層的位移量S上與S下，通過S上與S下的差值與上下巖層間距離的比值來表示離層率的大小，具體計算見式(13)。

(13)

式中：S上、S下分別為上下巖層的下沉量；h為上下巖層間的距離；F為離層率，mm/m，若F=0，說明上、下巖層離層；若F>0，說明巖層被壓縮。

1.3 采動覆巖裂隙演化的數(shù)值模型構(gòu)建

離散元法在解決巖體等非連續(xù)介質(zhì)問題上的研究相對成熟，它的理論基礎(chǔ)是牛頓第二定律。把巖體看作剛性或可變性塊體，通過斷層、節(jié)理、裂隙等結(jié)構(gòu)面切割而生成，因此各塊體間存在著接觸、位移，并會發(fā)生滑動、分離及壓縮等變形現(xiàn)象。對于鑲嵌排列好的全部塊體，當給定塊體一個邊界位移約束或者對其施加一外力，各塊體由于受外界的干擾就會產(chǎn)生力和力矩。根據(jù)牛頓第二定律可以求出塊體的變形量。由于塊體在位移矢量的方向上會發(fā)生變化，從而產(chǎn)生新的力和力矩，這樣不斷的循環(huán)下去，直到所有塊體之間達到相互平衡狀態(tài)。

通常情況下，針對連續(xù)力學問題，需要考慮邊界條件和三個基本方程，即變形協(xié)調(diào)方程、平衡方程和本構(gòu)方程。在使用離散元法時，介質(zhì)是非連續(xù)性質(zhì)的離散塊體集合，因此塊體之間不存在變形協(xié)調(diào)約束，不需要考慮變形協(xié)調(diào)方程，本文使用離散元法分析采動覆巖的移動變形規(guī)律，它所滿足的本構(gòu)方程和平衡方程如下所述。

圖5為離散元塊體之間的作用力示意圖，圖5(a)和圖5(b)分別反映了節(jié)理法向和切向的位置疊合。如圖5(a)所示，假定互相作用的兩塊體間的法向力與它們之間的法向“疊合”成正比，則存在下述函數(shù)關(guān)系，見式(14)。式中，Kn為節(jié)理法向剛度系數(shù)。

圖5 離散元塊體之間的作用力示意Fig.5 Schematic diagram of force between discrete element blocks

Fn=KnUn

(14)

如圖5(b)所示，如果兩塊體之間的邊界相互“疊合”，界面上的力可用界面兩端的作用力來替代。因塊體受的剪切力與其運動及加載的途徑或歷史有關(guān)，設(shè)兩塊體之間的相對位移為ΔUs，則剪切力增量ΔFs與相對位移存在下述關(guān)系，見式(15)。式中，Ks為節(jié)理的切向剛度系數(shù)。

ΔFs=KsΔUs

(15)

要確定時間步長Δt內(nèi)的位移、轉(zhuǎn)動量、速度、角速度，可以先確定特定巖塊的合力及合力矩，并結(jié)合牛頓第二定律分析塊質(zhì)心的加速度和角速度。

(16)

式中：m為巖塊質(zhì)量；M為作用于巖塊的力矩；I為巖塊繞其重心的轉(zhuǎn)動慣量：(x,y)為其重心坐標。對式(16)進行積分，可以得到巖塊質(zhì)心在方向的速度和位移，見式(17)。

(17)

式中：t0為起始時間；Δt為時間步長，且有t1=t0+Δt。在計算的時候，按照時間步長進行迭代并遍歷整個塊體集合，直到所有塊體均不出現(xiàn)不平衡力及不平衡力矩為止。

在進行采動覆巖裂隙演化的數(shù)值模型構(gòu)建時，本文使用CDEM軟件，它不僅可以在塊體內(nèi)部進行有限元計算，而且可以將離散元計算應(yīng)用于塊體邊界。當塊體內(nèi)部和邊界斷裂時，可以分別模擬材料在連續(xù)和非連續(xù)狀態(tài)下的特性，并實現(xiàn)漸進的破壞過程。針對具體工程進行數(shù)值模擬研究時，如果數(shù)值模型的建立與實際情況一樣，模型計算時間將會過長。通常情況下，需要取物理模型的關(guān)鍵部分來建立數(shù)值模型。本次模擬目的是探究覆巖采動裂隙演化特征，并確定采空區(qū)覆巖采動裂隙場的演化分布規(guī)律，因此這里將根據(jù)平煤十三礦13050綜采工作面的地質(zhì)條件及覆巖巖性特征，分別建立走向模型和傾向模型。圖6為采動覆巖裂隙演化的數(shù)值模

圖6 采動覆巖裂隙演化的數(shù)值模型Fig.6 Numerical model of fracture evolution in mining overburden

型， 其中圖6(a)為走向模型， 走向模型尺寸為400 m×100 m；圖6(b)為傾向模型，傾向模型尺寸為340 m×150 m，巖層傾角為10°。在圖6(b)中，假設(shè)工作面長度240 m，設(shè)計工作面長度為184 m。

在進行數(shù)值模擬計算時，確定合理的邊界條件是極其關(guān)鍵的一步。本次數(shù)值模型的邊界條件綜合考慮了位移和應(yīng)力條件，且在模型頂部設(shè)置了垂直向下的均勻應(yīng)力。其中，走向模型頂部應(yīng)力為15.00 MPa，傾向模型頂部應(yīng)力為14.25 MPa。

表2為煤巖層巖體力學參數(shù)，表3為各煤巖層之間結(jié)構(gòu)面的物理力學參數(shù)，這些參數(shù)在數(shù)值模擬過程中將會用到。

表2 煤巖層巖體力學參數(shù)Table 2 Mechanical parameters of coal rock mass

表3 各煤巖層之間結(jié)構(gòu)面的物理力學參數(shù)Table 3 Physical and mechanical parameters of structural plane between coal and rock strata

續(xù)表3

2 基于數(shù)值模擬的采動覆巖裂隙演化分布結(jié)果

2.1 煤層內(nèi)垂直應(yīng)力變化規(guī)律

為消除邊界影響，在已建立的走向模型左側(cè)留設(shè)100 m煤柱，即模擬從100 m處的開切眼向右推進。 選擇最小開挖步距為2 m，分別開挖20 m、40 m、80 m、100 m、120 m，分析覆巖垂直應(yīng)力的變化以及采動裂隙的演化分布規(guī)律。

采動影響下，采場煤巖層巖體應(yīng)力重新分布，應(yīng)力的變化與采場裂隙演化有著密切的關(guān)系。在應(yīng)力降低的部位，應(yīng)力的垂直方向裂隙發(fā)育較好；在應(yīng)力增大的部位，垂直于應(yīng)力方向的裂隙就會收縮變形，該范圍裂隙將會被壓實，透氣性降低。因此，對于煤巖層巖體內(nèi)應(yīng)力的分析十分必要。不同推進距離對應(yīng)的覆巖垂直應(yīng)力云如圖7所示。

隨著煤層采動工作推進16 m、32 m、48 m、64 m、80 m、96 m、112 m、128 m，圖7(a)為采動覆巖的垂直應(yīng)力云圖，圖7(b)為采動覆巖的歷史破裂節(jié)理。當工作面推進16 m時，受采動影響，采空區(qū)范圍內(nèi)應(yīng)力降低，處于卸壓狀態(tài)；而采空區(qū)兩側(cè)的開切眼和工作面由于煤壁的支撐，表現(xiàn)出應(yīng)力集中。 隨著工作面的繼續(xù)推進至32 m，采空區(qū)中部卸壓的范圍繼續(xù)增大，兩側(cè)集中的應(yīng)力也逐漸增加，最大達到35 MPa。當工作面推進到48 m時，最下位關(guān)鍵層細粒砂巖下分層在拉應(yīng)力作用下逐層垮落，最下位關(guān)鍵層出現(xiàn)裂隙，但上分層仍未完全破斷，仍具有一定支承作用。當工作面推進至64 m時，最下位關(guān)鍵層完全破斷，采空區(qū)卸壓范圍進一步擴大。隨著工作面繼續(xù)推進至80 m，采空區(qū)出現(xiàn)壓實現(xiàn)象，采空區(qū)中部應(yīng)力開始逐漸恢復(fù)，且由于采空區(qū)內(nèi)破斷巖塊間咬合作用出現(xiàn)局部應(yīng)力集中，說明采空區(qū)中部破碎的巖塊有被逐漸壓實的傾向。當工作面繼續(xù)推進至96 m時，采空區(qū)中部壓實范圍增大，并隨著工作面不斷推進形成“移動拱”結(jié)構(gòu)，對覆巖起到承載作用，但此時大部分采空區(qū)仍處于卸壓狀態(tài)。應(yīng)力逐漸恢復(fù)至采空區(qū)中部破碎巖塊起支撐作用的范圍增大，這說明采空區(qū)中部壓實更為明顯；在工作面推進至112 m時，采空區(qū)中部應(yīng)力接近初始水平，這時垮落的巖塊被充分壓實；此外，壓實部位的兩側(cè)存在卸壓區(qū)域，其寬度約為30 m，這有利于鉆孔的布設(shè)。

圖7 采動覆巖工作推進時的應(yīng)力云圖Fig.7 Stress nephogram of mining overburden in advance

2.2 覆巖采動裂隙演化分布規(guī)律

工作面推進過程中，覆巖采動裂隙演化規(guī)律如圖8所示。從圖8中可以看出，隨著工作面的不斷推進，采動裂隙在高度上不斷向上發(fā)展。從開切眼至工作面推進128 m過程中，采動裂隙演化總體上呈現(xiàn)兩個階段特征。第一階段發(fā)生在工作面推進0～80 m，隨著工作面推進，裂隙高度不斷增大；從分布形態(tài)來看，采空區(qū)中部裂隙最發(fā)育，這是因為采空區(qū)未達到充分采動，在采空區(qū)中部存在著大范圍的卸壓區(qū)域，裂隙未被壓實。第二階段發(fā)生在工作面推進80～128 m，裂隙高度達到最大值且不再向上發(fā)展；采空區(qū)中部裂隙較少，而采空區(qū)兩側(cè)裂隙最發(fā)育，這是因為采空區(qū)中部裂隙趨于壓實，而采空區(qū)兩側(cè)由于煤體的支撐影響，裂隙仍能較好的保持，因此采空區(qū)裂隙場呈現(xiàn)出“O”形圈的分布形態(tài)。

圖8 采動覆巖裂隙演化云圖Fig.8 Cloud chart of fracture evolution in mining overburden

從工作面不同推進距離來看，工作面自開切眼開始，當推進至16 m時，覆巖直接頂巖層隨采隨冒，裂隙發(fā)育高度到達距離煤層頂板2 m的基本頂下部；當工作面推進至36 m時，裂隙發(fā)育進入基本頂，裂隙高度進一步增加，裂隙呈現(xiàn)中間較兩側(cè)發(fā)育的特點；當工作面推進至48 m時，裂隙高度繼續(xù)向上發(fā)展達到距離煤層頂板39 m左右，且采空區(qū)中部裂隙較為發(fā)育；當工作面推進至80 m時，裂隙高度發(fā)育至距離煤層頂板約45 m的覆巖關(guān)鍵層，且裂隙場外邊緣呈現(xiàn)平頂?shù)摹皰佄锞€”形態(tài)；當工作面推進至96 m時，裂隙高度不再向上發(fā)展，裂隙呈現(xiàn)明顯的兩側(cè)較中部發(fā)育的分布特點；當工作面推進至128 m時，裂隙高度依然止于關(guān)鍵層。關(guān)鍵層上部存在裂隙，但裂隙發(fā)育不明顯；走向方向上裂隙場呈現(xiàn)兩側(cè)較為發(fā)育，中部裂隙壓實的“梯形”形態(tài)。

2.3 傾向方向采動裂隙演化分布

根據(jù)本文所建立的傾向模型來分析工作面上覆巖層的裂隙發(fā)育情況。 模型尺寸為340 m×150 m，模擬煤層傾角為10°，模擬工作面傾斜長度為240 m，模型左側(cè)留設(shè)50 m保護煤柱，即開切眼位于水平方向100 m處。模擬工作面一次開挖完成，此時覆巖裂隙場發(fā)育情況如圖9所示。

圖9 傾向覆巖裂隙分布云圖Fig.9 Distribution nephogram of inclined overburden fractures

由圖9可知，工作面開采完成后，上方裂隙發(fā)育至距離煤層頂板45 m的覆巖關(guān)鍵層，沿傾向方向裂隙場的形態(tài)也呈現(xiàn)出兩側(cè)較采空區(qū)中部發(fā)育的“梯形”形態(tài)。這說明采空區(qū)中部壓實，傾向兩側(cè)由于煤壁的支撐作用在采空區(qū)邊緣形成一定范圍的卸壓區(qū)域，此區(qū)域內(nèi)裂隙較為發(fā)育，也是瓦斯運移和聚積的通道及場所，鉆孔布置在這個區(qū)域能達到較好的抽采效果。在模擬過程中，巖層中布置測線分別追蹤編號7的下沉位移量與編號3的基本頂?shù)南鲁亮浚ㄟ^計算可以得到巖層的離層率。

圖10為離層率在傾向方向的變化情況。圖10中，橫坐標表示沿巖層傾斜方向到模型左邊界的距離。由圖10可知，工作面傾向方向上，由采空區(qū)進風巷側(cè)開始，離層呈現(xiàn)出先增大后減小再增大的規(guī)律。在采空區(qū)邊緣的進回風巷附近一定范圍內(nèi)，上覆巖層的離層率較大，最大離層率為136 mm/m；而采空區(qū)中部離層率很小，幾乎趨近于零。這種現(xiàn)象說明采空區(qū)中部已壓實，裂隙不發(fā)育，壓實區(qū)域?qū)挾确秶s為175 m；采空區(qū)進風巷側(cè)35 m、回風巷側(cè)30 m范圍內(nèi)離層率較大，采動裂隙發(fā)育最充分。

圖10 上覆巖層離層率Fig.10 Separation rate of overlying strata

3 結(jié) 語

在我國的能源結(jié)構(gòu)中，煤炭一直處于主導地位，但煤礦安全事故一直是制約煤礦產(chǎn)業(yè)發(fā)展的重要因素。長期的生產(chǎn)實踐經(jīng)驗表明，掌握煤礦采動覆巖的裂隙演化規(guī)律，對于防治煤礦安全事故有著重要意義。本文采用關(guān)鍵層理論確定了覆巖裂隙帶發(fā)育高度，并通過CDEM數(shù)值模擬分析了13050工作面采動覆巖裂隙演化規(guī)律。研究結(jié)果顯示，在走向和傾向方向上，裂隙場均呈現(xiàn)出兩側(cè)發(fā)育、中部壓實的“梯形”形態(tài)；在高度上裂隙發(fā)育止于關(guān)鍵層，雖然關(guān)鍵層仍然存在少量裂隙，但這些裂隙發(fā)育并不明顯；在采空區(qū)上方平行于煤層的平面上，裂隙場呈現(xiàn)出中部壓實、四周發(fā)育的“O”形圈分布。此外，上覆巖層的離層率結(jié)果顯示，采空區(qū)中部壓實區(qū)域?qū)挾确秶s為175 m，裂隙不發(fā)育；采空區(qū)進風巷側(cè)35 m、回風巷側(cè)30 m范圍內(nèi)離層率較大，最大離層率達到136 mm/m，采動裂隙發(fā)育最充分。 本文數(shù)值模擬情況較為準確地反映出了十三礦采場的真實裂隙發(fā)育情況，研究結(jié)果不僅揭示了采動覆巖的演化規(guī)律，而且為煤礦安全事故防治工作提供了保障。