放頂煤工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律數(shù)值模擬分析

劉宏煜，鄭艷春，郝萬鵬

（晉能控股裝備制造集團(tuán)趙莊二號井，山西 長治 046000）

1 工作面概況

晉能裝備制造集團(tuán)某煤礦8101工作面8+10#煤為主要開采煤層。太原組中段煤層為K2灰?guī)r，底板的主要組成為砂質(zhì)泥巖，是一種穩(wěn)定的煤層。煤層厚度為8～11m，平均厚度為9m，煤體構(gòu)造較復(fù)雜，有2個(gè)明顯的夾矸層；煤層的分布狀況是穩(wěn)定的，煤層的平均傾角是13°；8101 工作面的縱向長度為513m，坡度為161m；8+10#煤層的總體厚度約為9m，傾斜角度為8°～16°；采出技術(shù)為一次采全厚放頂煤開采。

2 構(gòu)建數(shù)值模型及參數(shù)確定

2.1 模型的建立

根據(jù)晉能裝備制造集團(tuán)某煤礦8101 工作面的地質(zhì)、采礦工藝條件，建立了長200m、寬120m、高132m的數(shù)值模擬模型，并將模型劃分成282000 個(gè)單元和295728 個(gè)網(wǎng)格節(jié)點(diǎn)。X軸線與工作面推進(jìn)方向平行，并采用Mohr-Coulomb本構(gòu)模型。模型的左、右、下端均有約束，垂直重力作用于模型上部，并給出了相應(yīng)的數(shù)學(xué)模型。見圖1。

圖1 數(shù)值計(jì)算模型

2.2 計(jì)算參數(shù)確定

從實(shí)驗(yàn)室采集的煤巖樣品來看，當(dāng)荷載到達(dá)其本身的壓力極限時(shí)，巖石將發(fā)生斷裂，而在塑性變化的過程中，巖石的強(qiáng)度逐漸降低。所以，在模型計(jì)算中應(yīng)用莫爾—庫侖準(zhǔn)則對煤巖體的失效狀態(tài)進(jìn)行判定。煤體在受到超出其本身的抗壓強(qiáng)度后斷裂后，煤的變形隨強(qiáng)度的降低而逐漸減小，其變形可以通過應(yīng)變軟化模型來描述。

式中：fs——相應(yīng)的發(fā)生剪切破壞的臨界值，當(dāng)材料fs＞0就會(huì)發(fā)生破壞；

σ1——相應(yīng)的最大主應(yīng)力；

σ3——相應(yīng)的最小主應(yīng)力；

φ——相應(yīng)的摩擦角；

c——相應(yīng)的粘結(jié)力。

通常，巖石的拉伸強(qiáng)度較低，但如果巖石的剪切斷裂滿足拉伸強(qiáng)度標(biāo)準(zhǔn)：

σ1≥σT

就可以判定其破壞。

巖體物性力學(xué)參數(shù)是通過現(xiàn)場勘查獲取的，并在實(shí)驗(yàn)室進(jìn)行了力學(xué)性能試驗(yàn)，其成果見表1。

表1 煤巖體物理力學(xué)參數(shù)

在考慮了巖體的尺度效應(yīng)后，將覆蓋巖體所受垂直應(yīng)力的影響視為一種線性變化。根據(jù)晉能裝備制造集團(tuán)某煤礦8101 工作煤層的埋深（H=-260～-220m）和平均巖石密度（r=2500kg/m3），在該模型的上部施加了-2.5MPa 的垂直應(yīng)力。在煤層的方向上，橫向和垂直方向上的應(yīng)力隨構(gòu)造應(yīng)力而變化，其取值也與垂直應(yīng)力相同[1]。

3 FLAC3D模擬結(jié)果分析

3.1 不同推進(jìn)度垂直應(yīng)力場分布

為了對放頂煤開采后的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律進(jìn)行深入的分析，可以對放頂煤開采后的工作面進(jìn)行新的應(yīng)力分布和應(yīng)力集中情況進(jìn)行分析。其中，應(yīng)力集中在工作面前部的預(yù)支壓力、采空區(qū)后部的支撐壓力以及上區(qū)工作面采空區(qū)對該區(qū)段的橫向支撐壓力。

在放頂煤開采中，采用了前臺切煤與放煤口并行作業(yè)的方法，該數(shù)值仿真方法結(jié)合了工程實(shí)踐，采用了上煤層與采煤機(jī)的割煤層同步掘進(jìn)，且掘進(jìn)間距都是8m。

開切孔只進(jìn)行了采煤機(jī)的切割，在開采8m不放頂煤的情況下，其垂直應(yīng)力云圖見圖2；在煤壁前面掘進(jìn)8m不放頂煤時(shí)，煤壁前垂直應(yīng)力的變化情況見圖3。

由于開采造成了采空區(qū)，上部層會(huì)發(fā)生位移和沉降，因此必須進(jìn)行再分配，因此，應(yīng)力集中的原因是在工作面前端的提前支撐壓力和后面采空區(qū)的支撐。在采掘孔以后，向前推進(jìn)8m 未放頂煤，在工作面煤墻前面65m 處，形成了一個(gè)預(yù)支撐的影響區(qū)。該支撐壓帶型區(qū)與煤體之間的最大間距為6m，其峰因子為1.15。

工作面持續(xù)向前，每次掘進(jìn)8m，并與煤層并行。在不同的采場推進(jìn)間距下，垂直應(yīng)力場的分布情況見圖2。并在此基礎(chǔ)上，將巖體垂直應(yīng)力的改變進(jìn)行了詳細(xì)的分析，分析結(jié)果如圖3所示。

圖2 不同推進(jìn)距離時(shí)的垂直應(yīng)力云圖

圖3 煤壁前方支承壓力對比

如圖2所示，在工作面向前移動(dòng)一段時(shí)間后，在工作面前方的煤壁上會(huì)產(chǎn)生一個(gè)預(yù)支壓力的影響區(qū)，該區(qū)域的支撐壓力在煤墻前面總體上是先上升，然后逐漸上升到峰值，最后回落到原巖應(yīng)力值；但由于應(yīng)力集中強(qiáng)度、煤層開采深度和圍巖自身的機(jī)械性能等諸多因素的影響，支承壓力峰值點(diǎn)會(huì)發(fā)生變化，應(yīng)力集中于煤體前方4～8m處，并隨工作面繼續(xù)向前推進(jìn)，煤層沉降幅度加大，礦壓顯現(xiàn)得更為明顯。結(jié)果表明：超前支護(hù)壓力的應(yīng)力集中系數(shù)增加，并使其與煤體之間的距離提前前移。

從圖3(a)、圖3(b)中可以看出，在頂煤排出后，煤墻前面的支撐壓力對煤體的影響范圍增加了，達(dá)到84m左右。隨著工作面的持續(xù)深入，煤墻前端支撐壓力的影響范圍沒有明顯改變，基本維持穩(wěn)定。隨著工作面的推進(jìn)，煤壁前方應(yīng)力集中系數(shù)逐漸增大，由1.41、1.62、1.86、1.93、1.96 逐漸增大，而超前支護(hù)壓力的應(yīng)力集中系數(shù)在掘進(jìn)32m時(shí)達(dá)到峰值。最大支撐壓力的峰值位置與煤體之間的距離呈逐漸減小的趨勢，即當(dāng)工作面向前16m 時(shí)，頂點(diǎn)與煤壁之間的間距為6m；即當(dāng)工作面向前48m時(shí)，頂點(diǎn)與煤壁之間的間距為6m。

3.2 不同推進(jìn)度下位移場分布

由于上覆巖體的自重及再分配后的巖體壓力，使工作面及采空區(qū)的圍巖發(fā)生了運(yùn)動(dòng)與變形，其中最主要的是頂板沉降引起的垂直位移。在圖4中顯示了在不同的推進(jìn)距離下的縱向位移分布。

圖4 不同推進(jìn)距離時(shí)垂直位移分布

從圖4中可以看出，在沒有支撐的條件下，在頂煤釋放過程中，懸露頂煤的垂直位移比懸露頂?shù)拇怪蔽灰埔?。隨著工作面的不斷推進(jìn)，懸露頂煤與懸露頂板的垂向位移都有增加的趨勢，在40m的掘進(jìn)過程中，其垂直位移迅速增加，可以判定為初次來壓。這是由于在采煤過程中，在掘進(jìn)過程中，頂煤與頂板受到巷道支承壓力的影響而發(fā)生了不同程度的變形和破壞，而頂板的剛性、強(qiáng)度要高于煤體，因而在沒有支撐的情況下，頂煤向采空區(qū)的遷移幅度更大，隨著工作面持續(xù)向前，頂板跨距增加，頂板的彎曲沉降增加，當(dāng)巖層達(dá)到極限間距時(shí)，發(fā)生斷裂。煤層底板發(fā)生了一種正向豎直位移，也就是底鼓，隨著工作面的推進(jìn)，底鼓率有增大的趨勢，這是由于采掘造成了采空區(qū)底板的壓力釋放。

工作面采用的時(shí)仰井式采礦技術(shù)，因其仰采角大，使其在水平面上產(chǎn)生了大的切向滑移，而在水平面上受到了切向滑動(dòng)的影響，在采礦過程中，工作面附近的巖石會(huì)發(fā)生與橫向煤相異的橫向變形。在不同的推進(jìn)間距下，橫向的移動(dòng)曲線見圖5。

從圖5的分析可以看出，在煤體掘進(jìn)后，上部煤層和頂煤都被運(yùn)往了已開采的空間，其表現(xiàn)形式是采空區(qū)后煤層及上部煤層在X負(fù)方向上的運(yùn)移；前部煤體與底板在X方向上向前滑動(dòng)。所以，在“R-S-F”系統(tǒng)中，底板的穩(wěn)定性是非常關(guān)鍵的，必須對其進(jìn)行有效的管理。

圖5 不同推進(jìn)距離時(shí)水平位移分布

在采煤高度范圍內(nèi)，將煤體在與煤層垂直方向上分為上、中、下3個(gè)區(qū)段，分別對各個(gè)區(qū)段的Z向和X方向的位移進(jìn)行了測量。圖6顯示了在工作面推進(jìn)24m放16m頂煤時(shí)的Z向位移及X向位移。

從圖6可以看出，煤體在Z方向上離煤壁越近，位移就越大。煤層Z向位移隨距煤壁的增大而減??；煤體上、中、下各區(qū)域的位移存在一定的差異，上部的位移較大，其次是中部，下部的位移較小。在與煤壁垂直的方向上，煤體X向的位移與Z向位移具有相同的變化規(guī)律，也就是說，離煤壁較近的煤體X向位移較大，且隨煤壁間距增大，煤體X向位移逐漸遞減;煤體上、中、下各區(qū)域的位移也存在一定的差異，中部的位移較大，其次是上部，下部的位移較小。煤體的變形以數(shù)值位移為主，但其變形基本上是在斜坡上進(jìn)行的，煤體的合位變形主要集中在中、上兩個(gè)位置。結(jié)果表明，在仰斜巷道中上部位移大，且具有沿層面滑動(dòng)的特點(diǎn)，容易出現(xiàn)煤壁片幫。

圖6 單元體Z方向位移和X方向位移情況

3.3 不同推進(jìn)度下塑性區(qū)分布

隨著工作面的持續(xù)向前，頂板的變形和沉降越來越嚴(yán)重，老頂塑性斷裂的范圍也越來越大。塑性區(qū)的范圍隨采掘空間的增加而增加。在頂板正上方為11.3m 厚的硬質(zhì)巖頂板，在掘進(jìn)32m 以后，塑性區(qū)的面積最大；在后工作面向下推進(jìn)40m時(shí)，塑性區(qū)的變化幅度較小，可以認(rèn)為，在掘進(jìn)32m時(shí)，老頂首次來壓。

4 結(jié)論

（1）在僅切煤而不放煤的情況下，在工作面前面65m 處為預(yù)應(yīng)力受力的影響區(qū)域，而煤體與頂點(diǎn)之間的間距約為6m。在工作面開采與放煤同步進(jìn)行的情況下，在煤墻前端的預(yù)支壓力作用區(qū)域擴(kuò)大到84m，而在工作面前面，提前支撐壓的峰頂則朝煤壁處移動(dòng)，使煤體前端的應(yīng)力集中度增大。

（2）煤體的變形從煤壁到深處是遞減的，在煤壁及支架上面，煤體的變形主要是垂直位移，而合位移是沿著煤層的方向向下；煤壁的上部、中部和下部的位移是不一致的，中上部位移較大，下部位移最小，而放頂煤的最大支撐壓力最大，最靠近煤壁，中上部容易出現(xiàn)煤壁的片幫，必須加強(qiáng)支護(hù)。

（3）隨著工作面向32m的方向移動(dòng)，老頂首次發(fā)生塌陷，工作面的下沉量和下沉率急劇增大，從而推斷出工作面首次來壓步距為32m。