特厚煤層采動覆巖裂隙演化規(guī)律物理及數(shù)值模擬研究

陳德山, 楊婉欣, 張建江, 焦 健, 周繼國

(1.蘭州石化職業(yè)技術(shù)大學(xué)資源環(huán)境工程學(xué)院, 甘肅 蘭州 730207;2.甘肅靖遠煤電股份有限公司 魏家地煤礦, 甘肅 白銀 730913)

1 前言

近年來,隨著煤層開采深度的增加和煤礦自動化程度的提高,礦井瓦斯涌出量也隨之增大,瓦斯災(zāi)害已成為制約煤礦安全高效生產(chǎn)的關(guān)鍵因素[1-2]。在“雙碳”目標下,煤與瓦斯共采技術(shù)已成為煤炭綠色開采的關(guān)鍵技術(shù)[3-4]。瓦斯抽采過程中,工作面上覆巖層裂隙的密度、連續(xù)性對瓦斯抽采效率有極大影響,尤其是工作面推進過程中采動覆巖裂隙的演化規(guī)律對瓦斯抽采及瓦斯控制至關(guān)重要。

針對覆巖受煤層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,眾多學(xué)者進行了大量的研究,取得了豐碩的成果。對于采動覆巖裂隙形態(tài),錢鳴高、許家林[5]利用模型實驗、圖像分析、離散元模擬等方法,對上覆巖層采動裂隙分布特征進行了研究,提出了“O”型圈模型。袁亮[7]以顧橋煤礦1115工作面為試驗點,運用實時監(jiān)測手段、COSFLOW數(shù)值模擬及CFD模擬技術(shù)對工作面采動覆巖裂隙場進行了研究,提出了高位裂隙環(huán)形模型。伍永平[8]等采用理論分析與數(shù)值模擬對煤層開采過程中圍巖變形破壞規(guī)律進行研究,發(fā)現(xiàn)圍巖應(yīng)力分布特征呈“拱殼”型、工作面圍巖塑性區(qū)分布呈“馬鞍形”分布?；陉P(guān)鍵層理論,李樹剛[9]利用數(shù)值模擬與物理相似模擬相結(jié)合的方法,提出了多因素影響下的采動裂隙呈“橢拋帶”分布。楊科[10]通過物理相似模擬試驗及現(xiàn)場觀測相結(jié)合的方法,研究了關(guān)鍵層運移時采動裂隙的動態(tài)演化規(guī)律,發(fā)現(xiàn)沿工作面走向采動裂隙隨關(guān)鍵層破斷“跳躍式”向上擴展。文獻[12-16]運用物理模擬、數(shù)值模擬及理論分析相結(jié)合的方法,對采動覆巖裂隙的演化規(guī)律進行了研究,獲得了圍巖應(yīng)力演化和來壓規(guī)律,為預(yù)防頂板事故的發(fā)生提出了解決方法。文獻[17]對不同條件下的采動覆巖裂隙演化規(guī)律進行研究,為瓦斯抽采系統(tǒng)的布置奠定了基礎(chǔ),解決了回采過程中瓦斯頻繁超限的難題。

通過文獻檢索,眾多學(xué)者對薄煤層及厚煤層采動覆巖變形破壞規(guī)律開展了大量研究,但針對特厚煤層采動覆巖變形破壞規(guī)律研究較少。本文以魏家地煤礦北1103工作面的為試驗原型,基于物理相似模擬試驗,對采動裂隙的發(fā)育特征進行分析,通過數(shù)值模擬試驗,對工作面采動覆巖應(yīng)力、位移及裂隙分布規(guī)律進行研究,以期掌握厚煤層采動裂隙場演化分布規(guī)律,為回采過程中瓦斯抽采系統(tǒng)的布置提供參考依據(jù)。

2 物理相似模擬試驗

2.1 試驗原型及相似設(shè)計

試驗以魏家地礦北1103工作面為基本原型,該工作面走向長度785 m,傾斜長度205 m,地面標高1 655～1 676 m。煤層傾角7°～23°,平均12°,煤層厚度5.71～16.96 m,平均可采厚度9.2 m。采用走向長臂綜合機械化一次采全高采煤法,用全部垮落法控制頂板。煤巖層的物理力學(xué)參數(shù)見表1。

表1 北1103工作面頂板巖層物理力學(xué)參數(shù)

試驗利用大比尺相似模擬試驗系統(tǒng)進行,模型幾何相似常數(shù)取值為100,模擬開采長度170 m,兩側(cè)留設(shè)8 m邊界煤柱,開切眼為8 m,日進尺為5 m、推進2次,工作面共推進33次。試驗?zāi)Ｐ拖嗨瞥?shù)見表2。

表2 試驗?zāi)Ｐ拖嗨瞥?shù)

為準確模擬采動影響覆巖的位移變化規(guī)律,在模型上共布置10條監(jiān)測線監(jiān)測頂板覆巖的垮落情況,其中第1條監(jiān)測線距煤層的距離為5 cm,各監(jiān)測線之間的距離為10 cm,每個監(jiān)測線布置19個測點。試驗時,對煤層進行分步開挖,模擬工作面推進過程中覆巖“三帶”的變化規(guī)律。模型布置如圖1所示。

圖1 物理相似模型布置圖

2.2 采動覆巖破斷及運移規(guī)律

不同推進距離下采動覆巖裂隙發(fā)育及垮落特征如圖2所示。

圖2 不同推進距離下采動覆巖裂隙發(fā)育及垮落特征

從圖2可以看出:當(dāng)工作面推進至30 m時,直接頂垮落發(fā)生初次來壓,垮落高度距煤層頂板4.5 m,離層裂隙向上發(fā)展至距頂板18 m處,此時,工作面兩端出現(xiàn)破斷裂隙,并與離層裂隙相互貫通;當(dāng)工作面推進至41 m時,采空區(qū)覆巖基本頂?shù)?次周期來壓,覆巖大范圍垮落,垮落高度距煤層頂板18 m,離層裂隙距煤層頂板29 m,此時巖梁出現(xiàn)不明顯彎曲現(xiàn)象,形成初始鉸接結(jié)構(gòu);當(dāng)工作面推進至84 m時,發(fā)生第4次周期來壓,覆巖垮落高度距煤層頂板41.5 m,離層裂隙發(fā)育至距頂板54 m;當(dāng)工作面推進至162 m時,工作面發(fā)生第8次周期來壓,此時垮落巖層形成的鉸接結(jié)構(gòu)趨于穩(wěn)定,離層裂隙不再發(fā)育,垮落高度不再向上發(fā)展,采空區(qū)基本被壓實。根據(jù)統(tǒng)計,在整個工作面回采期間,共發(fā)生8次礦壓顯現(xiàn),平均周期來壓步距為16.5 m,首次來壓步距為30 m,周期來壓的具體的統(tǒng)計數(shù)據(jù)見表3。

表3 工作面周期來壓步距

煤層開采后上覆巖層10條測線的垂直位移變化曲線如圖3所示。

圖3 覆巖垂直位移變化曲線圖

從圖中可以看出,測線1與測線2之間的距離較大,測線2至測線4之間的距離逐漸減小,在周期來壓處,測點的位移量達到最大值,且測線1的下沉量接近煤層厚度,因此可以認為測線2下方為冒落帶。測線4至測線7之間測點位移量變化幅度不大,測線之間的距離較為緊密,為裂隙帶。裂隙帶和彎曲下沉帶范圍內(nèi)的巖體,呈現(xiàn)連續(xù)動態(tài)下沉的移動過程具有連續(xù)性,且離頂板距離越大,連續(xù)性越強。在冒落帶之下的覆巖,其最大位移量基本上在周期來壓處,而彎曲下沉帶和裂隙帶內(nèi)最大位移量基本位于采空區(qū)中部。結(jié)合物理相似模擬試驗和覆巖位移規(guī)律,得到冒落帶高度為39.1 m,裂隙帶高度為127.9 m。

3 采動裂隙場數(shù)值模擬

UDEC數(shù)值模擬軟件是一種以非連續(xù)體為模擬單元的二維數(shù)值模擬計算程序,具有內(nèi)置節(jié)理多、可選材料豐富特點,可以表征不同力學(xué)性質(zhì)的巖體采動影響后其節(jié)理、裂隙的發(fā)育變化規(guī)律,能夠定量分析采動過程中覆巖點位應(yīng)力及位移的變化量。本次數(shù)值模擬基于北1103工作面的實際地質(zhì)條件,采用離散元程序UDEC 分析工作面回采過程中上覆巖層塑性區(qū)演化范圍、采動裂隙場應(yīng)力分布、位移分布、裂隙分布特征。

3.1 模型的建立

1)初始條件

煤巖層力學(xué)參數(shù)是數(shù)值模擬的關(guān)鍵環(huán)節(jié),北1103工作面煤巖層力學(xué)參數(shù)見表4。

表4 煤巖層力學(xué)基本參數(shù)

2)邊界條件

在充分考慮邊界效應(yīng)的基礎(chǔ)上,建立二維煤巖體幾何模型,設(shè)置模型長為350 m,高為220 m,工作面長度170 m,同時設(shè)置隨機分布的微裂隙表示巖體的初始損傷。上部邊界設(shè)置6.85 MPa的均勻向下載荷(模擬上覆巖層的自重載荷);下部邊界設(shè)定為固定位移邊界條件;兩側(cè)邊界條件均為實體煤巖體,設(shè)定為位移邊界條件,邊界設(shè)置按深度變化的載荷,測壓系數(shù)為1。數(shù)值模型如圖4所示。

圖4 數(shù)值計算模型

3)模擬方案

魏家地礦北1103工作面采用走向長臂一次采全高采煤法,煤層可采厚度為5.71～16.96 m,平均可采厚度9.2 m,本次研究選取煤層厚度分別為6 m、8 m、10 m、12 m(不同采高均采用1步開挖方式)作為變量來模擬不同采高對采動裂隙場分布規(guī)律的影響。

3.2 模擬結(jié)果分析

1)采動裂隙場的應(yīng)力分布

圖5所示為不同采高條件下工作面開采穩(wěn)定后圍巖垂直應(yīng)力的分布二維變化。

圖5 采動裂隙場應(yīng)力分布

從圖5可以看出,隨著工作面的開挖,采空區(qū)上覆巖層在重力的作用下,產(chǎn)生的載荷向采空區(qū)兩側(cè)煤體轉(zhuǎn)移并產(chǎn)生應(yīng)力集中現(xiàn)象,形成應(yīng)力集中區(qū),應(yīng)力分布范圍為9.08～20.1 MPa,應(yīng)力呈軸對稱分布。同時,上覆巖層發(fā)生卸壓塑性破壞,巖體出現(xiàn)變形破壞,部分巖體發(fā)生垮落,垂直應(yīng)力急劇減小并形成采動卸壓區(qū),應(yīng)力分布范圍為0.22～1.46 MPa,應(yīng)力呈拋物線形狀分布。受主關(guān)鍵層影響,隨著采高的增加,卸壓區(qū)高度隨之增大,變化范圍為 70.4～81.2 m,但卸壓高度未超過主關(guān)鍵層。

2)采動裂隙場的位移分布特征

隨著煤層的開挖,頂板覆巖在礦壓的影響下由彈性狀態(tài)向塑性狀態(tài)變化并發(fā)生彎曲斷裂,部分巖體發(fā)生垮落,不同區(qū)域巖體產(chǎn)生的位移也不同。不同采高條件下采動裂隙場的垂直位移分布如圖6所示。

從圖6 可以看出,煤層開采后,采空區(qū)的頂板覆巖失去煤體的支撐作用,中間部位的巖體受到的應(yīng)力效果最為集中,該部位斷裂垮落后的位移變化量也最大。隨著采高的增大、頂板覆巖的垮落高度增加,采空區(qū)在水平方向上的空間也隨之增大,高度變化范圍從52.4 m增大到74.8 m,但未超過主關(guān)鍵層位。同時,隨著采高的增加,在巖石的碎脹作用下,位移最大區(qū)寬度呈減少趨勢,從102.3 m減至71.6 m。

3)采動裂隙場的裂隙分布特征

工作面開采后,頂板覆巖會產(chǎn)生破斷裂隙和離層裂隙,二者縱橫交錯形成采動裂隙網(wǎng)絡(luò),不同采高條件下工作面開采穩(wěn)定后覆巖采動裂隙分布如圖7所示。

圖7 采動裂隙場裂隙分布

從圖7可以看出,當(dāng)采高為6 m時,采動裂隙網(wǎng)絡(luò)較為稀疏,裂隙主要集中在裂隙帶內(nèi)瓦斯優(yōu)勢通道處,中部壓實區(qū)有少量貫通的微觀裂隙通道,采空區(qū)兩側(cè)煤巖體也存在一定量的次生裂隙,亞關(guān)鍵層下方以離層裂隙和破斷裂隙交錯發(fā)育,亞關(guān)鍵層至主關(guān)鍵層之間以離層裂隙居多,主關(guān)鍵層之上幾乎不存在離層裂隙。隨著采高的增大,采動影響范圍進一步擴大,采場內(nèi)裂隙數(shù)目也不斷增多,采空區(qū)壓實區(qū)內(nèi)微觀裂隙通道、采空區(qū)兩側(cè)煤巖體的次生裂隙及亞關(guān)鍵層上方的破斷裂隙顯著增多,壓實區(qū)寬度減小但高度增加。當(dāng)采高為12 m時,主關(guān)鍵層出現(xiàn)顯著的下沉變形,但主關(guān)鍵層的上方?jīng)]有產(chǎn)生明顯的裂隙,但主關(guān)鍵層的下方產(chǎn)生的裂隙激增,且裂隙發(fā)育程度較為豐富。

4 結(jié)論

(1)在工作面回采期間,首次來壓步距為30 m,周期來壓步距為10～21 m,平距周期來壓步距為16.5 m,冒落帶高度為39.1 m,裂隙帶高度為127.9 m。

(2)工作面開挖后,在不同的圍巖區(qū)域形成卸壓區(qū)和應(yīng)力集中區(qū),應(yīng)力卸壓區(qū)的應(yīng)力呈拋物線分布,應(yīng)力分布范圍為0.22～1.46 MPa,應(yīng)力集中區(qū)的應(yīng)力呈軸對稱分布,應(yīng)力分布范圍為 8.94～19.8 MPa;隨著煤層采高的增大,卸壓區(qū)的高度會隨之逐漸增加,增高趨勢趨緩,卸壓區(qū)高度變化范圍為70.4～81.2 m。隨著煤層采高的增加,位移最大區(qū)的高度也增大,變化范圍為52.4～74.8 m,位移最大區(qū)的寬度逐漸減小,其變化范圍為102.3～71.6 m。

(3)隨著采高的增加,主關(guān)鍵層出現(xiàn)顯著的下沉變形,上方無明顯裂隙,下方裂隙激增,采空區(qū)兩側(cè)煤巖體的次生裂隙及亞關(guān)鍵層上方的破斷裂隙顯著增多,采空區(qū)壓實區(qū)寬度減小、高度增加,內(nèi)部微觀裂隙通道增多。