寬溝煤礦近距離煤層群開采覆巖變形破壞數值模擬研究

關立國 楊 偉 黨亞堃

（1.國能新疆寬溝礦業(yè)有限責任公司，新疆 昌吉 831299；2.中煤科工西安研究院（集團）有限公司，陜西 西安 710054）

上覆煤層開采結束后下伏煤層工作面所處的應力環(huán)境復雜，多次重復采動影響下造成工作面圍巖變形量大，頂板大范圍冒頂事故時有發(fā)生。

針對重復采動條件下圍巖變形破壞規(guī)律是近距離煤層安全高效生產的前提問題，楊偉等[1]基于彈性半無限體理論和實測數據確定了石圪節(jié)煤礦近距離煤層群聯(lián)合開采條件下工作面錯距的確定方式以及對應的修正措施。謝廣祥等[2-4]基于數值分析和實測研究了上覆煤層開采后下伏煤層工作面礦壓顯現規(guī)律，揭示了近距離煤層群綜采工作面支承壓力演化疊加機制，并提出相關煤層群工作面開采技術體系。朱衛(wèi)兵[5]采用數值模擬、物理模擬試驗、現場實測等方法，研究了神東礦區(qū)淺埋近距離煤層重復采動條件下覆巖關鍵層結構演化模式，提出了大柳塔煤礦近距離煤層重復采動覆巖結構失穩(wěn)控制措施。

本文采用數值模擬方法，研究單次、多次重復采動下圍巖應力、位移演化特征，分析推進不同階段時工作面超前支承壓力、頂板下沉量分布特征，揭示重復采動條件圍巖變形破壞的演化機理。

1 工程概況

寬溝煤礦井田面積約20.13 km2，井田總體形態(tài)為一向北傾的緩傾斜單斜構造，地層傾角10°～18°左右，平均傾角14 °，礦井設計生產能力1.2 Mt/a，采用斜井開拓方式。寬溝煤礦可采煤層為B42 煤、B2 煤、B1 煤。B42 煤平均厚度3.1 m，采用綜合機械化一次采全高采煤法；B2 煤平均厚度12.44 m，采用綜合機械化放頂煤采煤法；B1 煤平均厚度6 m，采用綜合機械化放頂煤采煤法。寬溝煤礦頂、底板物理力學參數見表1。

表1 煤巖物理力學參數

2 數值模擬計算

根據實際工程地質條件建立FLAC3D三維數值計算模型，模型X、Y、Z 方向尺寸分別為400 m、500 m、400 m。工作面推進方向沿Y 軸方向，推進距離300 m，工作面長度100 m，推進步距為10 m/步。固定模型前、后、左、右、下表面的位移，頂部施加3.5 MPa 載荷，模擬上覆巖層載荷作用。

圖1 數值模型

3 覆巖垂直應力演化特征

從圖2 可以看出：B42 煤開采過程中，采空區(qū)頂、底板一定范圍內出現“拱形”分布形態(tài)的應力釋放區(qū)，同時在采空區(qū)后方和工作面煤壁前方出現應力集中區(qū)，且應力集中區(qū)范圍和最大垂直應力隨著工作面不斷推進而增大。而在B2 煤開采過程中，B2煤工作面和B42 煤工作面圍巖應力“拱殼”共同存在，其中B2 煤工作面垂直應力“拱殼”殼體位于B42、B2 煤層之間的巖層中，殼基位于B2 煤采空區(qū)兩側。受B2 煤重復開采擾動影響，B2 煤和B42煤采空區(qū)頂、底板巖層垂直應力同時降低。

圖2 寬溝煤礦開采結束后覆巖應力演化特征

B1 煤開采過程中，頂、底板圍巖應力釋放區(qū)域為“扁平拱”型，其拱腳位于B1 煤采空區(qū)兩側，拱頂位于B1 煤采空區(qū)中心位置處頂、底板巖層。采空區(qū)頂、底板巖層部分區(qū)域垂直應力由“壓應力”演變?yōu)椤袄瓚Α?，頂板巖層“拉應力”范圍隨著工作面的推進而變大。

由圖3 可知，B1 煤推進過程中，工作面前方超前支承壓力峰值從12.1 MPa 增加至19.5 MPa，支承壓力集中系數由2.09 增加到3.36，增幅為60.7%。

圖3 推進不同階段圍巖支承壓力演化特征

受B42 煤工作面開采卸荷影響，B2 煤開采過程中的工作面超前支承壓力小于原巖應力，而在B42 煤工作面煤壁前方應力集中區(qū)的影響下，支承壓力沿工作面走向400 m 位置處數值升高。當工作面推進距離大于260 m 后，B2 煤工作面開始靠近上層煤采空區(qū)應力集中區(qū)，導致工作面超前支承壓力峰值、集中系數、支承壓力影響范圍逐漸增加；當工作面推進距離等于300 m 時，超前支承壓力峰值突增至12.73 MPa，與采空區(qū)后方煤壁側支承壓力峰值相等。B1 煤開采過程中，當工作面距離小于260 m 時，工作面超前支承壓力峰值、集中系數、支承壓力影響范圍呈現“先增大、后減小”的演化趨勢；當工作面推進距離大于260 m 時，在B42 煤、B2 煤開采形成的應力集中區(qū)的影響下，B1 煤工作面煤壁前方支承壓力及其峰值呈突增趨勢；當工作面推進距離等于300 m 時，其超前支承壓力峰值和應力集中系數最大，分別為12.53 MPa、2.16 MPa。

4 覆巖位移演化規(guī)律

由圖4 中位移變化趨勢云圖可以看出：工作面推進過程中，采空區(qū)頂板垂直位移和底板底鼓量不斷增大。隨著工作面的推進，采空區(qū)頂、底板巖層變形、運移范圍不斷增大。B42 煤推進過程中，頂、底板垂直位移峰值不斷增大，且圍巖垂直位移峰值位置逐漸向采空區(qū)中心遷移。采空區(qū)巖層垂直位移峰值中頂板遠大于底板。B2 煤采空區(qū)頂、底板垂直位移量隨工作面推進而增大，且頂板下沉量遠大于B42 煤單一開采過程中頂板下沉量。同時，受重復采動影響，B42 煤采空區(qū)頂板下沉量不斷增加。而B1 煤推進過程中，圍巖變形破壞范圍進一步增加，頂板下沉量峰值遷移至B1 煤采空區(qū)中心位置處。

圖4 寬溝煤礦開采結束后覆巖應力演化特征

為深入分析數值計算過程中頂板垂直位移變化趨勢，在模型中部，B42 煤、B2 煤、B1 煤上表面布置測線，分析各工作面推采結束后煤層頂板垂直位移變化趨勢，如圖5 所示。B42 煤推采結束后，采空區(qū)頂板下沉量峰值為-2.11 m，距離采空區(qū)開切眼煤壁水平距離為155.3 m；B2 煤推采結束后，采空區(qū)頂板下沉量峰值為-9.96 m，距離采空區(qū)開切眼煤壁水平距離為155.3 m，頂板下沉量峰值增幅為350.1 %；B1 煤開采結束后，采空區(qū)頂板下沉量峰值為-11.79 m，距離采空區(qū)開切眼煤壁水平距離為131.5 m，增幅為18.37 %。

圖5 推進不同階段后頂板下沉量

結合各工作面推采結束后頂板下沉量數據可以看出：受重復開采擾動影響，采空區(qū)頂板下沉量不斷增加。其中由于B2 煤工作面采高遠大于B1 煤和B42 煤，導致頂板下沉量峰值在開采過程中B2 煤遠大于B42 煤。同時，受B1 煤開采影響，圍巖累計破壞程度和頂板下沉量都達到最大。

5 覆巖變形破壞特征

B42 煤開采過程中，采空區(qū)頂、底板巖層出現拉伸破壞，工作面煤壁側和開切眼煤壁頂、底板巖層主要產生剪切破壞，圍巖塑性破壞分布形態(tài)整體呈現“兩邊高、中間低”的馬鞍型。B42 煤推采結束后，頂板塑性破壞平均破壞高度為19.46 m，其底板受B2煤重復開采作用下的破壞深度不斷加大，B2 煤采空區(qū)上方頂板巖層塑性破壞高度不斷上升。當工作面推進160 m 時，B2 煤采空區(qū)兩側與B42煤工作面的塑性區(qū)相貫通，表明B2 煤與B42 煤之間的間隔巖層大范圍變形破壞。B2 煤推采結束后，頂板垮落帶高度為57.65 m。

B1 煤推進過程中，采空區(qū)兩側煤壁主要發(fā)生剪切破壞，采空區(qū)中心頂、底板巖層主要發(fā)生拉伸破壞。受B1 重復開采擾動影響，B42 煤和B2 煤采空區(qū)底板塑性區(qū)發(fā)育深度不斷增加。當工作面推進260 m 時，B1 煤采空區(qū)頂板巖層塑性區(qū)與B2 煤采空區(qū)底板塑性區(qū)大面積貫通，此時圍巖受到的重復開采擾動作用最強，B1 煤開采結束后頂板垮落帶高度為26.8 m。

結合寬溝煤礦推進不同階段的塑性區(qū)演化特征可以得出（圖6）：當B2 煤、B1 煤分別推進160 m 和260 m 時，圍巖所承受的“重復采動”作用最大，此時應當注意加強對頂板的支護作用，避免采空區(qū)上覆巖層大范圍變形破壞誘發(fā)圍巖災變事故。

圖6 寬溝煤礦推進不同距離覆巖變形破壞規(guī)律

6 結論

1）寬溝煤礦重復采動影響下，B42 煤、B2 煤和B1 煤采空區(qū)形成“拱形”應力釋放區(qū)，且在B2 煤、B1 煤推進過程中形成殼基位于空區(qū)兩側和殼體位于間隔巖層的應力“拱殼”。

2）工作面推進過程中，圍巖支承壓力峰值整體呈現“先增大、后減小”的演化趨勢。B42 煤推采結束后圍巖支承壓力峰值最大值為19.5 MPa，而在B2 煤和B1 煤推采結束后，在上層煤采空區(qū)兩側覆巖載荷疊加影響下，圍巖支承壓力“突增”達到最大，分別為12.73 MPa 和12.53 MPa。

3）工作面推進過程中，沿工作面走向，圍巖垂直位移峰值不斷增加，圍巖垂直位移峰值位置逐漸向采空區(qū)中心“遷移”。受重復采動影響，頂板下沉量不斷增加，B42 煤、B2 煤、B1 煤開采結束后，頂板下沉量峰值分別為-2.11 m、-9.96 m、-11.79 m，頂板下沉量峰值增幅分別為350.1%、18.37%。

4）B1 煤推進過程中，頂板垮落帶高度為19.46 m，當B2 煤和B1 煤分別推進160 m 和260 m 時，頂板塑性區(qū)向上擴展并與上層煤底板塑性區(qū)貫通，說明圍巖所受“重復采動”作用最大。B2 煤和B1煤推采結束后，頂板垮落帶高度分別為57.65 m 和26.8 m。