近距煤層合層綜放工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律研究

董 甜 高召寧

（安徽理工大學(xué)礦業(yè)工程學(xué)院，安徽 淮南 232001）

綜放開采技術(shù)是一種適用于厚煤層開采的產(chǎn)量高、生產(chǎn)成本少、經(jīng)濟效益好、安全有保障的采煤方法[1]。隨著綜放開采技術(shù)的發(fā)展應(yīng)用，人們在關(guān)于綜放采場的覆巖運動規(guī)律及礦山壓力理論方面進行了大量的研究工作。錢鳴高等[2-4]根據(jù)煤層開采時基本頂?shù)钠茢嗵卣?，建立了基本頂斷裂前后的彈性基礎(chǔ)梁模型。張頂立等[5]提出了綜放開采覆巖結(jié)構(gòu)的基本形式，建立了綜放面采場圍巖力學(xué)模型。王家臣等[6]運用FLAC3D數(shù)值模擬軟件對不同直接頂厚度的綜放工作面開采過程進行分析，得到以大青灰?guī)r為堅硬頂板的工作面開采過程中應(yīng)力變化特征。陳忠輝等[7]通過數(shù)值模擬的手段對頂煤、頂板的三維采場模型進行研究，得到了該模型的變形破壞模擬結(jié)果，為實際工況提供一定的參考價值。王金華等[8]提出了特厚煤層綜放開采頂煤體“三帶”結(jié)構(gòu)模型，即自下而上分別為“散體帶”“塊體帶”“裂隙梁帶”。柴敬等[9-10]對綜放工作面的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律進行研究，提出高韌性煤層放頂煤開采具有明顯的周期來壓以及復(fù)合關(guān)鍵層自下而上逐步發(fā)生破斷，出現(xiàn)同步和非同步破斷現(xiàn)象。

目前，關(guān)于綜放開采技術(shù)的研究主要集中在單一厚煤層方面[11-12]，涉及近距煤層合層綜放開采問題研究較少?；诖?，該文以渦北煤礦842 首采綜放工作面為工程背景，采用相似模擬試驗和數(shù)值分析方法，研究81與82煤層合層綜放開采時覆巖移動破壞和超前支承壓力分布規(guī)律。

1 概況

渦北煤礦842 工作面為首采工作面，可采走向長1750 m，傾斜寬140 m，開采的81煤厚2.70～7.00 m（平均4.19 m）、82煤厚1.70～4.40 m（平均3.28 m），夾矸厚0.50～3.70 m（平均1.51 m），巖性為泥巖，局部為碳質(zhì)泥巖。81與82煤層間距0.5～6.77 m，平均2.23 m。煤層結(jié)構(gòu)較為簡單，傾角范圍為15°～32°，平均25.5°。利用單一走向長壁后退式綜采放頂煤采煤方法對842 工作面進行開采，割煤高度2.5 m，采放比2.5/7.20=1:2.88。

2 開采覆巖移動破壞規(guī)律研究

2.1 相似模擬模型設(shè)計

本次相似模擬試驗?zāi)Ｐ脱?42 工作面走向采用平面應(yīng)變模型，模型尺寸為長×寬×高=300 cm×30 cm×130 cm。 幾 何 相 似 常 數(shù) 為Cl=Lp:Lm=1:0.01，密度相似常數(shù)為Cρ=ρp:ρm=1:0.6。模型左右邊界各留設(shè)20 cm 煤柱，切眼寬8 cm，每隔兩小時開采一次，每次開采2.4 cm，模擬工作面實際推進長度260 m。

模型制作時在82煤底板預(yù)埋4 個壓力盒，待模型曬干后，用石灰將模型表面刷白并布置位移測點，位移測點間隔10 cm。各測點布置如圖1。

圖1 相似模擬測點布置（mm）

2.2 回采工作面礦壓顯現(xiàn)特征

回采工作面從模型右側(cè)開始，隨著推進距離增加，直接頂懸露面積增大，當(dāng)達到其極限跨距時開始垮落。由于基本頂?shù)膹姸容^大，直接頂發(fā)生初次垮落后，基本頂處于懸露狀態(tài)，以“板”的形式支撐上覆巖層的重量。當(dāng)工作面推進到28 m 時，基本頂砂巖層發(fā)生初次破斷垮落。此后，隨工作面推進，基本頂發(fā)生周期性破斷，回采工作面也呈現(xiàn)出周期性來壓現(xiàn)象，周期來壓步距為15～20 m，平均為17.5 m，每次周期來壓都會引起上覆巖層較大的變形和破壞。基本頂來壓步距見表1。

表1 基本頂來壓步距 m

2.3 上覆巖層破斷特征

842 綜放工作面回采結(jié)束后，待覆巖移動破壞穩(wěn)定后測量其垮落帶和導(dǎo)水?dāng)嗔褞?，得到垮落帶高度?8 m，在開切眼附近斷裂帶的最大發(fā)育高度為103.8 m，為采高的10.7 倍；在停采線附近斷裂帶的最大發(fā)育高度為95.4 m，為采高的9.8 倍。從巖層的破壞程度來看，垮落帶中的巖石塊度較小，碎脹系數(shù)較大，排列較為雜亂；斷裂帶中的巖石塊度較大，排列較為整齊，碎脹系數(shù)較小。上覆巖層體破斷特征如圖2。

圖2 842 工作面開采結(jié)束后上覆巖層破斷特征

從相似模擬試驗過程中得出，當(dāng)產(chǎn)生初次來壓時，煤層上方離層裂隙迅速發(fā)育拓展，在下一個周期來壓期間，煤層上方離層裂隙主要沿橫向擴展，可以看出裂隙長度和離層高度隨工作面的推進而不斷拓展延伸，其中豎向離層裂隙的最終長度發(fā)育較短。工作面推進過程中，低位覆巖呈梯形破壞演化特征，在工作面后方裂隙不斷地經(jīng)歷發(fā)育、閉合壓實階段，裂隙發(fā)育豐富區(qū)處于工作面后方和切眼前方采空區(qū)上方的覆巖中。

隨著工作面推進距離的增加，離層層位不斷向上發(fā)展，裂縫范圍增大，上覆巖層中的離層裂隙呈臺階式向上發(fā)展。

2.4 支承壓力分布特征

1）開切眼處支承壓力分布特征

根據(jù)模型中應(yīng)力實驗觀測數(shù)據(jù)得出，842 綜放工作面回采過程中開切眼處支承壓力分布曲線如圖3。

圖3 開切眼處支承壓力分布曲線

隨著工作面的推進，布置在開切眼測點處的支承壓力隨之變化。當(dāng)工作面推進至距切眼17 m 時，支承壓力第一次達到峰值，支承壓力峰值大小為23.9 MPa，集中系數(shù)為1.08。此后直接頂初次垮落，開切眼測點處支承壓力有所減小。當(dāng)工作面繼續(xù)推進，開切眼測點處支承壓力再次逐漸增大。

當(dāng)工作面推進距切眼煤壁27 m 時，支承壓力再次達到峰值，為37.7 MPa，支承壓力集中系數(shù)為1.71。基本頂和上覆巖層的自重應(yīng)力開始轉(zhuǎn)移給工作面前后煤壁支撐，導(dǎo)致煤壁發(fā)生變形，這預(yù)示著基本頂即將發(fā)生初次來壓。當(dāng)工作面向前推進距切眼28 m 時，基本頂?shù)谝淮螖嗔?，回采工作面初次來壓，之后開切眼處測點支承壓力略有減小。再次繼續(xù)推進工作面后，測點支承壓力又逐漸增大，與支承壓力第一次達到峰值的變化規(guī)律類似。當(dāng)工作面距切眼60 m 時，支承壓力第三次達到峰值，為46.5 MPa，集中系數(shù)為2.10。當(dāng)工作面距切眼80 m時，支承壓力第四次達到峰值，為50.3 MPa，集中系數(shù)為2.28。

隨著工作面推進，支承壓力變化幅度較小，說明之后工作面回采對開切眼處壓力影響不大。在842 首采綜放工作面整個開采過程中，切眼后方煤柱內(nèi)的支承壓力始終大于原巖應(yīng)力。

2）停采線處支承壓力分布特征

根據(jù)模型中應(yīng)力實驗觀測數(shù)據(jù)可以得出，842綜放工作面回采過程中停采線處支承壓力分布曲線如圖4。

圖4 停采線處支承壓力分布曲線

隨著回采工作面的推進，超前支承壓力在煤壁前方50 m 處開始有響應(yīng)，但是增長速率緩慢。當(dāng)工作面推進距離停采線處測點小于30 m 時，支承壓力增長速率顯著增大；而后繼續(xù)向前推進工作面直至距離停采線處測點10 m 時，支承壓力達到最大值，為42.38 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)1.99；隨后支承壓力急劇降低，當(dāng)工作面推進至停采線測點上方時，支承壓力降到最低。

3 覆巖變形破壞規(guī)律數(shù)值分析

3.1 數(shù)值模型建立與參數(shù)設(shè)計

本次數(shù)值分析實驗采用FLAC3D建立三維數(shù)值模型，幾何尺寸為長×寬×高=230 m×500 m×220 m。對該模型的XYZ 坐標(biāo)軸分別定義為工作面的傾向、走向和鉛直方向，其中鉛直向上為正方向。

模型的邊界條件為模型側(cè)面水平位移為0，底部垂直位移為0。模擬842 工作面采深高度為850 m，上覆巖層自重應(yīng)力為21.2 MPa。本次模擬工作面連續(xù)推進140 m，每次開挖20 m，采空區(qū)周邊留設(shè)50 m 的煤柱。

3.2 采場圍巖走向應(yīng)力云圖分析

模擬結(jié)果如圖5 所示，反映了支承壓力隨工作面推進距離增加的演變過程。

圖5 工作面推進不同距離下支承壓力分布云圖

工作面的回采導(dǎo)致原先穩(wěn)定圍巖狀態(tài)發(fā)生破壞，采場圍巖應(yīng)力重新分布，如圖5 所示。采空區(qū)的上覆巖層應(yīng)力呈現(xiàn)出對稱分布，并在工作面前后出現(xiàn)集中應(yīng)力現(xiàn)象。隨著工作面的不斷推進，工作面的前方支承壓力逐漸增大，與應(yīng)力集中系數(shù)成正相關(guān)。當(dāng)工作面推進距離從70 m 增加到110 m 時，工作面前方支承壓力峰值從28.49 MPa 增加到37.72 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)從1.34 增加到1.78，同比增長32.8%。隨后工作面向前推進至150 m 時，工作面前方支承壓力峰值為43.19 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為2.04，同比增長14.6%；當(dāng)工作面回采過程即將完成，即推進至190 m 時，工作面前方支承壓力峰值為46.67 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)2.22，同比增長7.8%。

3.3 超前支承壓力分布特征

為分析不同推進距離下超前支承壓力分布規(guī)律，消除側(cè)向支承壓力對其產(chǎn)生影響，從而導(dǎo)出工作面中部位置的超前支承壓力分布曲線圖，反映了超前支承壓力隨工作面推進距離增加的演變過程，如圖6。

圖6 工作面超前支承壓力分布

隨著工作面推進，采場圍巖應(yīng)力場發(fā)生改變，在工作面前方形成超前支承壓力，此支承壓力變化規(guī)律與相似模擬試驗的支承壓力分布類似。超前支承壓力在煤壁前方0～10 m 范圍內(nèi)呈線性增長，在煤壁前方10～50 m 范圍內(nèi)超前支承壓力迅速降低，距離煤壁50 m 以后逐漸趨向于原巖應(yīng)力。

在工作面不斷推進過程中，超前支承壓力峰值逐漸增長，在煤壁前方10 m 處出現(xiàn)超前支承壓力峰值，由26.87 MPa 增大為42.34 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)由1.27 增大為2.00。

近距煤層合層綜放開采過程中，采空區(qū)頂板出現(xiàn)拉伸破壞的現(xiàn)象，工作面向前推進過程中，采空區(qū)上方出現(xiàn)應(yīng)力降低區(qū)，并不斷地以拱形的形態(tài)逐漸向上發(fā)展，由圖5（d）可知，應(yīng)力降低區(qū)高度為40 m，與垮落帶高度相吻合。

3.4 采場圍巖走向垂直位移云圖分析

為了研究工作面回采對巖層位移的影響，對工作面推進不同距離時采場圍巖垂直位移云圖進行分析，如圖7 所示，并繪制出頂板的垂直位移變化曲線如圖8 所示，反映了頂板垂直位移隨工作面推進距離增加的演變過程。

圖7 工作面推進不同距離下垂直位移分布云圖

圖8 工作面走向方向采空區(qū)中央位置垂直位移變化曲線

隨著工作面的不斷推進，采場圍巖位移場發(fā)生改變，采空區(qū)上覆巖層位移呈現(xiàn)出對稱分布。此位移場變化規(guī)律與應(yīng)力場演變過程類似。

采空區(qū)下方底板巖層運動方向與上覆巖層相反，形成底鼓區(qū)域。對覆巖位移演化研究表明，距離采空區(qū)越遠(yuǎn)的巖層位移越小，且最終的下沉量較低。

由圖8 可知，頂板下沉量隨著工作面的推進逐漸增大，當(dāng)工作面推進至70 m 時，頂板最大下沉量為1.55 m；當(dāng)工作面推進至110 m 時，最大下沉量為2.69 m；當(dāng)工作面推進至150 m 時，最大下沉量為3.93 m；工作面推進到190 m 時，頂板最大下沉量達到回采階段的最大值，為5.84 m。工作面由起始推進至190 m 的過程中，覆巖下沉趨勢逐漸明顯，采空區(qū)兩側(cè)的下沉量低于采空區(qū)中部的下沉量。

4 結(jié)論

1）根據(jù)相似模擬試驗研究得出近距煤層合層綜放開采時頂板明顯呈“兩帶”，其中垮落帶高度38 m，開切眼附近斷裂帶高度103.8 m，停采線附近斷裂帶高度95.4 m；842 工作面合層綜放開采時基本頂初次來壓步距28 m，周期來壓步距17.5 m。

2）通過數(shù)值分析模擬渦北煤礦842 工作面不同推進距離下的應(yīng)力場和位移場演變規(guī)律，研究工作面超前支承壓力經(jīng)歷了不斷增長的動態(tài)變化過程，其規(guī)律與頂板位移變化頗為相似。近距煤層合層綜放開采數(shù)值分析中工作面頂板最大下沉量和超前支承壓力分別在推進距離為190 m 時達到最大，下沉量為5.98 m，支承壓力峰值為46.67 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為2.2；并且工作面兩端有應(yīng)力集中現(xiàn)象，采空區(qū)上部形成應(yīng)力釋放區(qū)，對采空區(qū)頂板造成拉伸破壞，需加強對近距煤層的支護。

3）近距煤層合層綜放開采工作面相似模擬與數(shù)值分析支承壓力變化規(guī)律能夠相互驗證，即綜放工作面主要存在原巖應(yīng)力區(qū)、應(yīng)力增高區(qū)和應(yīng)力降低區(qū)三個應(yīng)力分區(qū)。