深部厚煤層走向支承壓力動態分析

劉 玥

(山西大同大學建筑與測繪工程學院，山西省大同市，037003)

厚煤層開挖形成大面積的采出空間，采空區頂板發生變形、垮落等現象，巖梁隨之發生周期性斷裂、下沉，原巖應力重新分布。因此，支承壓力是揭示回采巷道礦壓顯現規律，設計超前支護形式，優化支護參數，確定合理的煤柱尺寸及停采線位置，監測頂板運動規律，確定頂板周期來壓步距和臨空巷道掘進時機的關鍵依據之一。目前，國內外專家學者對于巷道支承壓力的演化過程多以數值模擬、理論分析為主要研究方法，現場實測主要局限于靜態的對巷幫煤體側向支承壓力進行分析，而對于巷道兩幫的走向支承壓力動態研究相對較少。張震等通過電磁波CT支承壓力靜態探測發現，由于上覆巖層破斷的周期性及回轉的不均衡性，在采動影響范圍內，采空區側向支承壓力沿走向方向呈現間隔局部承載的不連續性，分布形態是以某區域為承載中心向煤柱未破壞區近似弧形輻射分布，距離承載中心越遠，支承壓力越小。劉金海等對新巨龍礦1301工作面走向及側向巷幫煤體垂直應力進行實測，結果表明，深井特厚煤層綜放工作面走向支承壓力峰值位置到煤壁的距離及巷幫煤體側向支承壓力峰值位置到巷幫的距離比一般工作面大，巷幫煤體側向支承壓力峰值出現在采空區后方，回采期間巷幫煤體垂直應力的變化沿走向可分為應力穩定區、應力升高區、應力峰值區、應力降低區、二次升高區和應力蠕變區。任艷芳等通過數值模擬、相似材料模擬及現場實測數據綜合分析后發現，淺埋深工作面超前支承壓力峰值變化受基本頂破斷與斷裂帶導通地表的周期性發生影響，存在大小周期性變化。

本文以東部地區某礦1310工作面為工程背景，通過分析現場實測數據及數值模擬的方法，對深部厚煤層走向支承壓力進行動態分析，為煤柱留設的合理寬度、巷道走向支承壓力變化特征以及周期來壓步距的有效確定提供參考依據。

1 工程地質概況

1310工作面所采煤層為下二疊系月門溝統山西組底部3號煤，含鏡煤條帶，屬半亮型煤，煤層傾角3°～12°,平均7°。煤層結構復雜，距頂板2.8～3.0 m處發育一厚0.03 m炭質泥巖夾矸。煤層厚度7.1～11.1 m，平均8.5 m，普氏硬度f=2.3。

2 深部厚煤層走向支承壓力現場實測及特征分析

2.1 現場監測方案

在1310工作面運輸平巷生產幫一側布置5組測站，分別為測站I、測站II、測站III、測站IV、測站V，測站與測站之間間隔30 m(測站IV與測站V之間由于受非生產幫布置側向支承壓力測站的影響間隔60 m)，其中測站I距離1310切眼導硐334 m。每組測站布置兩個測點，各測點分別為I-1、I-2、II-1、II-2、III-1、III-2、IV-1、IV-2、V-1、V-2，其中每組測站中，深孔測點孔深14 m，淺孔測點孔深8 m，且兩個測點間隔距離為0.5 m，測點布孔位置位于巷幫中部，鉆孔垂直布置，安裝鉆孔應力計，實時在線監測支承壓力變化情況。當工作面推進至距測站I25 m時，開始記錄數據，且每推進20 m記錄1次數據，連續監測60 d。

2.2 監測結果及分析

連續60 d對1310工作面側向支承壓力進行監測，監測期間工作面共推進114 m，1310工作面側向支承壓力分布曲線圖如圖1所示。

圖1 1310工作面走向支承壓力分布曲線圖

由圖1(a)可以看出，孔深14 m時，隨工作面前方到煤壁距離的增加，走向支承壓力變化較明顯。其中，當工作面推進距離為20 m時，0～100 m范圍內支承壓力穩中有升，但波動幅度不大，100～120 m范圍內支承壓力迅速增加，且在煤壁前方120 m處達到峰值7.19 MPa，后隨煤壁到煤壁前方距離的增大而逐漸減小；當工作面推進距離為40 m時，煤壁處的支承壓力最大，為5.8 MPa，后隨煤壁前方到煤壁的距離的增大而逐漸減小為5.02 MPa；當工作面推進距離為60 m時，支承壓力波動幅度較劇烈，在煤壁前方65 m處和125 m處均達到峰值，且峰值點接近，分別為8.56 MPa和8.58 MPa，隨后迅速大幅下降。

由圖1(b)可以看出，孔深8 m時，當工作面推進20 m時，支承壓力平穩升高，在煤壁前方125 m處達到峰值7.18 MPa，后開始下降；工作面推進40 m時，支承壓力的變化異常，在工作面前方25 m和45 m處降至0 MPa，后快速上升至5 MPa，然后趨于穩定狀態；工作面推進60 m時，支承壓力分布曲線的變化情況與工作面推進20 m時基本相同，在煤壁前方125 m處達到峰值7.42 MPa。

綜上所述，1310工作面走向支承壓力與煤壁前方到煤壁的距離和鉆孔應力計的埋深都有密切聯系。就深孔而言，支承壓力的變化特征與工作面的推進距離關系密切，工作面推進20 m時，由于頂板尚未破斷，支承壓力在煤壁前方125 m處達到峰值，說明釆動基本影響范圍為125 m；當推進距離為40 m時，此時由于頂板回轉式斷裂，支承壓力持續減小；推進距離為60 m時，頂板垮落已趨于穩定狀態，但由于頂板跨度較大，產生回旋破斷裂隙的時候會對下部煤體來壓，從而導致支承壓力在距離工作面前方40 m處出現峰值；就淺孔而言，1310工作面的釆動影響距離為125 m，推進至40 m時，由于頂板發生回轉式破斷，鉆孔應力計暫時未受到力的作用，頂板全部垮落完畢，煤體重新受壓，由于應力的重新分布，且均勻分布在受壓煤體上，支承壓力也隨之趨于穩定。

3 深部厚煤層走向支承壓力數值模擬及結果分析

利用FLAC3D數值模擬軟件，根據1310工作面煤層頂底板結構情況，建立數值模型進行分析1310工作面走向支承壓力分布規律及變化特征。

3.1 數值模型建立及模擬方案

根據1310工作面實際地質條件和工作面布置方式，建立模型尺寸為300 m×300 m×300 m的數值計算模型，模型共劃分27000000個單元，網格劃分如圖2所示。模擬側面邊界及下面邊界采用位移邊界條件，上面邊界采用自由邊界條件，覆巖施加在上邊界的質量用垂直應力替代，經計算為300 MPa，均勻施加在整個模型邊界上。用水平應力代替地層中存在的復雜構造應力，共進行3組模擬，用于模擬工作面推進20 m、40 m和60 m情況下走向支承壓力的變化特征。

圖2 數值模型圖

3.2 模擬結果及分析

工作面推進支承壓力(部分結果)分布云圖如圖3所示。

圖3 工作面推進支承壓力(部分結果)分布云圖

由圖3可知，當工作面推進20 m時，工作面上方出現應力降低區，應力降低較小，工作面左右兩幫應力集中范圍較小，由于受釆動影響小的緣故，工作面直接頂應力波動范圍小，工作面上方17.12 m范圍內應力變化明顯，最大垂直應力為28.26 MPa；當工作面推進40 m時，工作面上方應力集中現象逐漸明顯，兩幫應力集中范圍區域顯著增大，直接頂應力變化范圍開始增大，最大應力增至30 MPa；當工作面推進60 m時，工作面上方應力集中現象進一步顯現，且應力集中區域有上升趨勢，工作面左右兩幫應力集中范圍收縮，直接頂應力變化范圍擴大，最大應力增至峰值34.24 MPa。

圖4 1310工作面垂直應力分布模擬曲線

1310工作面垂直應力分布模擬曲線如圖4所示。由圖4可知，當孔深14 m時，隨煤壁前方到煤壁距離的增加，3條曲線都經歷了先增大后趨于穩定的過程。其中，當工作面推進距離為20 m時，相對另外兩條曲線而言，初始的垂直應力最高，為15.35 MPa，在距離煤壁前方0～20 m范圍內迅速升高，在煤壁前方20 m處達到最大值26.50 MPa，后隨煤壁前方到煤壁距離的增加逐漸穩定于23.75 MPa；當工作面推進距離為40 m時，初始垂直應力最小，為12.43 MPa，在煤壁前方20 m處升至最大值29 MPa，后隨著到煤壁前方距離的增加，垂直應力呈現遞減趨勢，最終趨于穩定值23.75 MPa；當工作面推進距離為60 m時，初始垂直應力為12.57 MPa，煤壁前方0～20 m范圍內垂直應力迅速增高，在煤壁前方20 m達到最大值31 MPa，后隨煤壁前方到煤壁距離的增加而穩定于23.75 MPa；當孔深14 m時，3條曲線走勢情況與孔深8 m時基本相同，但支承壓力峰值較低。

綜上可知，隨工作面前方到煤壁之間距離增大，垂直應力在一定范圍內迅速升高，達到峰值后，隨著工作面前方到煤壁之間距離的繼續增大，垂直應力趨于穩定，模擬結果顯示，垂直應力在煤壁前方約130 m處穩定于23.75 MPa，與現場實測釆動影響范圍大致相同。

4 結論

(1)走向支承壓力隨煤壁前方到煤壁之間距離的增大而逐漸增大，在煤壁前方125 m處達到峰值后迅速下降，釆動影響范圍為125 m。

(2)走向支承壓力的變化情況與頂板破斷過程關系密切。頂板斷裂前，支承壓力逐漸增大；頂板產生回轉式破斷時，支承壓力減小；頂板斷裂下沉穩定后，支承壓力也逐漸趨于穩定。

(3)數值模擬結果顯示，隨工作面前方到煤壁間距離增大，支承壓力在煤壁前方20 m范圍內迅速升高，達到峰值后，隨著工作面前方到煤壁之間距離的繼續增大，垂直應力最終在煤壁前方130 m處趨于穩定，且穩定值與工作面推進距離無關，均為23.75 MPa。