何清波,張文進(jìn),王緒友,姜亦武,寧廷洲,楊俊生,孫紅星,賀海瑞
(1.兗礦新疆礦業(yè)有限公司 硫磺溝煤礦,新疆 昌吉 831100;2.西安科技大學(xué) 安全科學(xué)與工程學(xué)院,陜西 西安 710054)
煤炭資源是中國主要的能源形式,隨著開采年限的不斷增加,緩傾斜煤層儲量大幅度降低,目前中國開采的重點逐步向傾斜煤層轉(zhuǎn)移[1-3]。與緩傾斜煤層不同,傾斜煤層往往伴隨著復(fù)雜的地質(zhì)條件,上覆巖層的運動和裂隙的發(fā)育規(guī)律較水平與緩傾斜煤層更為復(fù)雜[4-6]。煤層開采后的卸壓瓦斯氣體會通過巖層間的裂隙升浮、擴(kuò)散并儲集于裂隙帶頂部,因此有效掌握采動覆巖裂隙演化規(guī)律對卸壓瓦斯災(zāi)害的防治具有重要的參考價值。
為研究覆巖受開采擾動影響后的活動規(guī)律及裂隙網(wǎng)絡(luò)發(fā)育特征,國內(nèi)外眾多學(xué)者采用了多種方法開展研究[7-10]。錢鳴高等采用物理模擬試驗、圖像分析、離散元數(shù)值模擬相結(jié)合的方法,研究了采動覆巖裂隙分布規(guī)律,揭示了覆巖裂隙的擴(kuò)展規(guī)律,并提出采動覆巖裂隙網(wǎng)絡(luò)呈“O”形圈分布[11]。李樹剛等通過物理模擬試驗研究發(fā)現(xiàn)覆巖豎向破斷裂隙和橫向離層裂隙相互連通后形成了復(fù)雜的裂隙網(wǎng)絡(luò),裂隙網(wǎng)絡(luò)在空間上形態(tài)呈“橢拋帶”,為優(yōu)化采動卸壓瓦斯抽放系統(tǒng)參數(shù)的布置提供了理論依據(jù)[12-14]。魏宗勇等進(jìn)一步研制了三維大尺度物理相似模擬系統(tǒng),結(jié)合聲發(fā)射監(jiān)測和三維模型剖切等方法,得到了覆巖三維空間裂隙發(fā)育過程及裂隙分布特征[15]。針對傾斜煤層開采底板破壞規(guī)律,李春元等應(yīng)用相似材料和數(shù)值模擬相結(jié)合的方式研究基本頂初次垮斷前后底板應(yīng)力及變形,揭示了底板破壞與基本頂巖梁初次垮斷的聯(lián)動效應(yīng)[16]。張禮等基于3DEC數(shù)值模擬的結(jié)果,構(gòu)建了“采動裂隙環(huán)形體”的三維模型,并提出了其邊界的判定準(zhǔn)則[17]。NING,LYU等建立了破碎上覆巖層二次“活化”的力學(xué)模型,推導(dǎo)了計算覆巖離層量的遞推公式,提出了近距離煤層群開采裂隙帶高度預(yù)測方法[18-19]。結(jié)合分形幾何理論,高明忠,王志國等對采動覆巖裂隙網(wǎng)絡(luò)的分形維數(shù)變化規(guī)律進(jìn)行了深入的分析和研究,發(fā)現(xiàn)隨著工作面推進(jìn),分形維數(shù)總體呈上升趨勢[20-21]。MONDAL等利用分形維數(shù)定量化表征覆巖裂隙發(fā)育的復(fù)雜程度,為裂隙網(wǎng)絡(luò)的精細(xì)化分區(qū)提供依據(jù)[22]。
然而目前關(guān)于覆巖裂隙演化的研究大多集中在水平及緩傾斜煤層,而煤層實際的賦存條件復(fù)雜,難以將水平及緩傾斜煤層的覆巖裂隙演化規(guī)律直接用于傾斜煤層研究中[23-25]。因此本研究通過建立傾斜厚煤層的數(shù)值模型,分析采動覆巖位移和煤層頂板應(yīng)力的變化規(guī)律,得到傾斜厚煤層采動覆巖裂隙演化特征,分析工作面采動的覆巖下沉量變化規(guī)律,對試驗工作面及相似條件工作面的瓦斯鉆孔布置參數(shù)提供一定的理論指導(dǎo)。
(9-15)08工作面設(shè)計走向長2 600 m,工作面“刀把式”布置,外段面斜長165 m,里段面傾向長130 m,煤層平均厚度為31.5 m,傾角為22°~26°,局部可達(dá)30°,平均為26°,屬于傾斜厚煤層,采取綜放后退式回采方法,頂板全部垮落充填采空區(qū),采煤高度為3 m,放煤高度平均為28.5 m,巷道布置如圖1所示。礦井瓦斯等級鑒定為高瓦斯礦井,煤塵有爆炸危險性,爆炸指數(shù)37.22%,屬于Ⅰ類易自燃煤層。
9~15#煤層瓦斯基本參數(shù):原煤瓦斯含量為3.85 m3/t,瓦斯壓力為0.5 MPa,透氣性系數(shù)為0.011 81~0.061 66 m2/(MPa2×d),鉆孔瓦斯流量衰減系數(shù)為1.03~1.28 d-1。
圖1 (9-15)08工作面巷道布置示意Fig.1 (9-15)08 working face roadway layout
對于煤層開采影響上覆巖層裂隙演化的問題,離散元數(shù)值模擬計算軟件3DEC可在三維條件下,模擬靜態(tài)或動態(tài)的載荷作用下離散介質(zhì)的力學(xué)反應(yīng),其優(yōu)勢如下:①離散的巖塊允許大變形,允許沿節(jié)理面滑移、旋轉(zhuǎn)和脫落;②在運算時可自動識別新的接觸[26]。因此,為得到傾斜厚煤層采動覆巖裂隙的演化規(guī)律,通過3DEC數(shù)值模擬的手段,根據(jù)Mohr-Coulomb原則,準(zhǔn)確模擬采場巖層的垮落和運動。
以硫磺溝煤礦(9-15)08工作面參數(shù)和條件為背景,建立體積為300 m×200 m×150 m的物理模型,如圖2所示。
整個模型垂直方向上共模擬了56層巖層,設(shè)定模型兩側(cè)的XZ面為約束面,底部XY面固定,頂部XY面為自由面,模型各處初始位移為0,未模擬覆巖替以2.5×104Pa的補(bǔ)償荷載。開切眼設(shè)置在距離YZ面50 m處,以消除邊界效應(yīng),每次開挖步距10 m,共開挖200 m。
圖2 物理模型Fig.2 Physical model
根據(jù)實際巖層的巖性和厚度在上覆巖層設(shè)置K1關(guān)鍵層,分別在距煤層頂板高5,10,15,20,25,30,35,40,45 m處水平每間隔20 m布置一條位移測線,在煤層頂板處水平每間隔10 m布置一條應(yīng)力測線,巖層及節(jié)理的巖性參數(shù)選取見表1。
表1 巖層和節(jié)理力學(xué)參數(shù)性質(zhì)
為充分反映煤層上覆巖體內(nèi)部裂隙發(fā)育情況,在生成的模型內(nèi)部選取具有代表性的模型切面,以沿Z軸垂直XY平面為例,分別在X=150 m和Y=100 m處選取沿煤層走向和傾向的切面,通過每個切面內(nèi)的覆巖位移分布和應(yīng)力變化來探究裂隙的發(fā)育情況。
為分析(9-15)08工作面推進(jìn)過程中覆巖走向位移分布規(guī)律,分析在工作面分別推進(jìn)至20,50,100,150,200 m時上覆巖層裂隙的發(fā)育情況,得到位移數(shù)值分布云圖如圖3所示。
圖3 覆巖走向采動位移變化云圖Fig.3 Cloud chart of mining displacement variation of overlying rock along strike
由圖3可知,上覆巖層不同位置所受到礦壓的影響和巖塊回轉(zhuǎn)空間大小的不同,引起巖層在不同區(qū)域的下沉量和滑移量不同。一般地,煤層開采后原上覆巖層形成的承載結(jié)構(gòu)受到破壞,礦壓主要集中在煤層上覆中部區(qū)域巖體上,該位置的巖體位移變化量最大。由于(9-15)08煤層厚度較大,煤層開采對覆巖產(chǎn)生的擾動增強(qiáng),采空區(qū)覆巖斷裂垮落后堆積的空間增大,巖層斷裂高度增大。受應(yīng)力傳遞的影響,當(dāng)巖層的受力大于其極限抗壓強(qiáng)度時會發(fā)生破裂,落在采空區(qū)中部區(qū)域的巖塊其位移變化達(dá)到峰值,并以其為中心在一定范圍和不同程度上呈現(xiàn)對稱分布。因此在采動空間中,越靠近中部的巖體所發(fā)生的位移變化則越顯著。
為分析(9-15)08工作面推進(jìn)過程中覆巖傾向位移分布規(guī)律,篩選并分析推進(jìn)20,50,100,150,200 m時采動裂隙分布情況,得到位移分布云圖如圖4所示。
圖4 覆巖傾向采動位移變化云圖Fig.4 Cloud chart of mining displacement variation of overlying rock along inclination
由圖4可知,工作面推進(jìn)20 m時,上覆巖層受集中應(yīng)力作用發(fā)生彎曲下沉,頂板發(fā)生垮落,隨著推進(jìn)距離的增大,覆巖下沉量在整體上呈非對稱分布,其中工作面?zhèn)鹊纳细矌r層下沉量最大。巖層在垮落的時候,由于存在下滑效應(yīng),巖體順著傾斜的方向自由滑動最終填充在其底部,在此過程中在傾斜巖層的限制下,部分巖層開始出現(xiàn)回轉(zhuǎn)鉸接,導(dǎo)致在采空區(qū)下端頭的巖層垮落空間減小,上端頭的巖層垮落空間增大,形成了這種非對稱的垮落現(xiàn)象,其裂隙區(qū)域基本呈拋物形態(tài)分布。在采動的影響下,覆巖冒落帶巖塊位移較大,因此可判定位移變化第1層階梯(0~20 m)為冒落帶所處區(qū)域,由于冒落帶巖塊存在碎脹和支撐作用,相比之下裂隙帶的位移量小,故可認(rèn)定第2層階梯所處區(qū)域(20~65 m)為裂隙帶。
煤層開采后,上覆巖層受到應(yīng)力作用發(fā)生垮落、斷裂、彎曲變形進(jìn)而發(fā)生位移,在上覆巖層自下而上共布置了9排位移測線,每條測線上間隔布置12個測點,全方位監(jiān)測采動過程中的覆巖下沉量,如圖5所示。由于冒落帶中垮落巖層的碎脹性與不規(guī)則性,其范圍內(nèi)巖層下沉量變化趨勢明顯,最大下沉量達(dá)到22 m,覆巖高度越大,其下沉量越小,下沉量沿梯度高度呈逐漸減小趨勢。壓實區(qū)巖層鉸接結(jié)構(gòu)少且穩(wěn)定,其下沉量波動緩慢且各測線之間的距離較小,圖中測線在距煤柱75~160 m之間變化趨勢緩慢且各測線分布密集,因此可得(9-15)08采空區(qū)壓實區(qū)在距煤柱70~160 m的位置;反之同一范圍中測線波動劇烈為裂隙區(qū),圖中兩邊裂隙區(qū)的寬度范圍存在差異,靠近切眼方向的裂隙區(qū)寬度較大。
圖5 (9-15)08采空區(qū)覆巖下沉量分布Fig.5 (9-15)08 subsidence distribution of mined-out areas
受煤層開采的影響,圍巖的應(yīng)力平衡被破壞,導(dǎo)致應(yīng)力重新分布,進(jìn)而形成新的應(yīng)力場,可分為3個區(qū)域:卸壓區(qū)、應(yīng)力集中區(qū)和原巖應(yīng)力區(qū)。
在采動過程中,在煤巖體初始損傷的影響下,內(nèi)部原始存在的裂隙發(fā)生擴(kuò)展從而導(dǎo)致了煤巖體的破壞,宏觀上主要表現(xiàn)為上覆巖層的變形破壞。因此煤巖體內(nèi)部的應(yīng)力傳遞和變化對覆巖的變形、滑落等一系列運動存在直接的影響。
圖6 覆巖走向采動應(yīng)力變化云圖Fig.6 Cloud chart of mining stress variation of overlying rock along strike
由圖6可知,當(dāng)工作面推進(jìn)至20 m時,煤層開采后采空區(qū)覆巖失去了支撐,致使上覆巖層因重力而產(chǎn)生的載荷向采空區(qū)兩側(cè)的煤體轉(zhuǎn)移,在此處形成應(yīng)力集中;隨著工作面繼續(xù)推進(jìn)至50~100 m時,覆巖開始垮落,從原巖應(yīng)力至側(cè)向支承壓力,其圍巖應(yīng)力的演變呈現(xiàn)遞增趨勢,形成應(yīng)力集中區(qū),隨著推進(jìn)距離的增大,應(yīng)力集中區(qū)的應(yīng)力分布范圍也在不斷增大,其區(qū)域基本呈軸對稱分布。在工作面的持續(xù)回采下,采空區(qū)覆巖逐漸出現(xiàn)塑性破壞,該區(qū)域豎向應(yīng)力迅速減小,形成了呈拋物形態(tài)分布的采動卸壓區(qū)域。由于(9-15)08工作面煤層厚度較大,導(dǎo)致主關(guān)鍵層下方卸壓區(qū)域增大,其高度也相應(yīng)增大。隨著工作面向前推進(jìn),主關(guān)鍵層逐漸出現(xiàn)彎曲下沉,下方的卸壓區(qū)域范圍繼續(xù)擴(kuò)大,卸壓區(qū)域高度進(jìn)一步發(fā)育但未超過主關(guān)鍵層。
由上述模擬結(jié)果可知,工作面煤層開采后致使圍巖應(yīng)力重新分布,沿煤層走向形成卸壓區(qū)和應(yīng)力集中區(qū),并呈現(xiàn)水平對稱分布。隨著工作面的推進(jìn),卸壓區(qū)高度逐漸升高,使得卸壓瓦斯的運移空間也相應(yīng)的擴(kuò)大,在此過程中,卸壓區(qū)高度受主關(guān)鍵層的影響,其高度增大的速率有所減緩。
圖7為工作面開采穩(wěn)定后覆巖應(yīng)力傾向分布特征的數(shù)值模擬結(jié)果。
圖7 覆巖傾向采動應(yīng)力變化云圖Fig.7 Cloud chart of mining stress variation of overlying rock along inclination
采動覆巖傾向應(yīng)力的演變呈現(xiàn)遞增趨勢,形成了應(yīng)力集中區(qū)域,區(qū)域內(nèi)應(yīng)力分布在2.06~10 MPa之間。在采動的持續(xù)影響下,采空區(qū)覆巖出現(xiàn)了具有卸壓性質(zhì)的塑性破壞,巖體從變形到斷裂,豎向應(yīng)力驟減,形成了采動卸壓區(qū)域,區(qū)域內(nèi)應(yīng)力分布在0.2~1.56 MPa之間。當(dāng)煤層角度較大時,工作面煤層開采后,最大卸壓區(qū)高度逐漸向上端頭側(cè)偏移,導(dǎo)致應(yīng)力場分布不對稱性增強(qiáng)。
通過煤層頂板布置的應(yīng)力測線,記錄工作面推進(jìn)過程的頂板應(yīng)力變化,引入應(yīng)力集中系數(shù)(當(dāng)前所測應(yīng)力數(shù)據(jù)與煤層未開采之前所測應(yīng)力的比值)更加直觀反映頂板應(yīng)力變化規(guī)律。如圖8所示,圖8(a)為(9-15)08工作面推進(jìn)過程中各個周期來壓所對應(yīng)的頂板應(yīng)力,其應(yīng)力峰值與推進(jìn)距成正比關(guān)系。根據(jù)第8次周期來壓的頂板應(yīng)力分布規(guī)律,如圖8(b)所示,將其分為應(yīng)力集中區(qū)和采動影響區(qū),在采動影響區(qū)內(nèi),兩側(cè)的應(yīng)力集中系數(shù)比中間小,這是由于切眼和工作面附近的巖層垮落時,斷裂巖體之間相互咬合,易形成具有支承作用的鉸接結(jié)構(gòu)。而壓實區(qū)中部則受到上覆巖層垂直向下的壓力,裂隙被壓縮,應(yīng)力向下傳遞,導(dǎo)致中間區(qū)域應(yīng)力集中系數(shù)較高,因此將采動影響區(qū)進(jìn)一步劃分為裂隙區(qū)和中部壓實區(qū),在裂隙區(qū)和壓實區(qū)的邊界處,應(yīng)力集中系數(shù)存在明顯變化。
圖8 (9-15)08工作面頂板應(yīng)力變化Fig.8 Roof stress variation of (9-15)08 working face
根據(jù)前述分析,數(shù)值模擬所得覆巖冒落帶和裂隙帶的厚度分別為20,45 m,受回采擾動的影響,傾斜厚煤層工作面采動覆巖總體垮落形態(tài)沿煤層走向呈軸對稱梯臺狀分布,沿煤層傾向呈軌道順槽側(cè)高、皮帶順槽側(cè)低的非對稱垮落橢拋帶形態(tài),依據(jù)數(shù)值模擬研究結(jié)果可指導(dǎo)瓦斯抽采鉆孔的布置。
1)沿煤層走向方向,越靠近采空區(qū)中部的巖體其位移變化越大,呈現(xiàn)對稱分布;沿煤層傾向方向,覆巖位移變化越顯著,巖體位移呈現(xiàn)非對稱分布,位移變化的第1層階梯所處區(qū)域為冒落帶,即0~20 m,第2層階梯所處區(qū)域為裂隙帶,即20~65 m。
2)根據(jù)應(yīng)力集中系數(shù)變化可將采空區(qū)覆巖分為靠近切眼、靠近工作面的2個裂隙區(qū)和中部壓實區(qū)。裂隙區(qū)未完全垮落的鉸接結(jié)構(gòu)具有支承作用,導(dǎo)致裂隙區(qū)的應(yīng)力集中系數(shù)較小,而中部壓實區(qū)則受覆巖垂直向下的壓力,導(dǎo)致該區(qū)域應(yīng)力集中系數(shù)較高。
3)傾斜厚煤層工作面采動覆巖總體垮落形態(tài)沿煤層走向呈軸對稱梯臺狀分布,沿煤層傾向呈軌道順槽側(cè)高、皮帶順槽風(fēng)巷側(cè)低的非對稱垮落橢拋帶形態(tài),為瓦斯抽采系統(tǒng)布置提供一定的理論依據(jù)。