8.5 m大采高工作面礦壓顯現規律數值模擬研究

吳建軍 肖 江 楊 浩 郝強強 張思達

(1. 西安科技大學能源學院，陜西省西安市，710054； 2. 教育部西部礦井開采及災害防治重點實驗室，陜西省西安市，710054； 3. 神東煤炭集團有限責任公司上灣煤礦，內蒙古自治區鄂爾多斯市，017209)

大采高綜采工藝在近十余年得到快速發展，是厚煤層開采工藝的主要發展方向之一。國內很多學者在大采高采場壓力、工作面支架阻力等理論與實踐研究方面取得了顯著的成果。Bin Yu等運用LTCC方法從微觀方面確定了煤層開采對工作面周圍上覆巖層的影響。卓振、徐明初等通過對堅硬頂板下地質特點研究，對工作面在推進過程中的礦山壓力顯現規律進行研究，確定了導水裂隙帶的范圍和回采工作面的分區。朱威等研究了不同推進速度下采場圍巖的應力與變形破壞特征，得出了加快推進速度可以減小頂板下沉量。楊寶貴等對上灣礦7 m特厚煤層大采高開采支架工作阻力方面進行了研究，確定了支架的阻力變化規律。白如紅等對楊伙盤煤礦30108綜采工作面開采過程中頂板破壞情況進行分析，得出上覆巖層中形成的壓力拱結構可以減緩地表松散層與基巖層的同步下沉運動對工作面回采空間的影響。呂夢蛟在分析榆家梁礦、補連塔礦、上灣礦和大柳塔礦采場礦壓與巖移觀測資料的基礎上，采用線性回歸方法研究了淺埋煤層長壁采場礦壓顯現規律和工作面支架臨界支護強度。吳浩等研究了大采高對煤壁穩定性的影響，采用壓桿理論分析煤壁的撓度特征，得到煤壁容易發生片幫的位置在煤壁的中上部，并提出梯形滑塊模型。經過國內外學者的相關研究，為特厚煤層的綜采奠定了基礎，但未得出7 m以上特厚煤層工作面的礦壓規律和支架工作阻力變化等方面的結論。煤層采高最近幾年得到不斷提升，但是隨著工作面采高的不斷增加、液壓支架等大型采煤設備的不斷更新，礦壓規律將呈現與中等厚度煤層不同的規律，支架的工作阻力也隨之發生變化，因此對于工作面覆巖破斷和礦壓顯現規律及液壓支架的阻力變化問題亟待解決。研究8.5 m大采高綜采的覆巖破斷規律、來壓歩距及支架的工作阻力將為我國西北地區及世界范圍內的特厚煤層開采提供理論基礎。本文結合上灣煤礦8.5 m大采高數值模擬分析大采高綜采礦壓規律和支架工作阻力，將數值模擬的理論成果應用于上灣煤礦的實踐開采及神府礦區和東勝煤田的礦井開采，為指導井下安全生產和提高礦井實際生產效率提供理論依據。

1 工程概況

上灣煤礦是神東煤炭集團主力生產礦井之一，位于內蒙古自治區鄂爾多斯市伊金霍洛旗境內。上灣煤礦井田面積61.8 km2，地質儲量12.3億t，可采儲量8.3億t。主采1-2、2-2、3-1煤層。煤質具有低灰、低硫、低磷和中高發熱量特點，屬高揮發分長焰煤和不粘結煤，是優質動力、煤制油、化工和冶金用煤。先開采的1-2煤層厚度7.93～9.68 m，平均厚度約8.5 m。直接頂板為泥巖，厚度1.26 m，老頂為灰白色粉砂巖，厚度為6.81 m，底板灰白色粉砂巖，厚度為9.08 m，地質情況詳見圖1。

圖1 地質模型圖

上灣煤礦西四盤區煤層1-2煤層為盤區內的首采煤層，煤層最小厚度為7.93 m，最大厚度為9.68 m。平均厚度為8.81 m。煤層的傾角為1°～5°，煤層直接頂為厚1.26 m的泥巖，單軸抗壓強度為34.68 MPa，抗拉強度為1.16 MPa，上覆巖層主要為粉砂巖、粗粒砂巖、細粒砂巖、砂質泥巖。工作面設計采高8.5 m，寬度約300 m，是國內首個8.5 m采高工作面。

2 數值模型的建立

根據上灣礦井田地質資料，確定數值計算模型，在建立力學模型過程中，考慮到模型計算時邊界效應的影響，使主要研究區域處于邊界效應影響的范圍外，以達到更接近實際的計算結果。

8.5 m采高工作面巖層變形、位移、應力演化特征的模擬計算采用三維有限差分數值計算軟件FLAC3D軟件進行。其中，三維模型采用FLAC3D中的GEN命令建立，整個模型尺寸=500 m×500 m×180 m(長×寬×高)，模型劃分成336000個單元，352692個節點，X軸方向兩側各留設100 m邊界煤柱，工作面沿X軸正向推進，采用Mohr-Coulomb本構模型，模型底部限制垂直移動，前后和側面限制水平移動；二維模型采用GEN命令與GRID命令建立，整個模型尺寸=500 m×180 m，模型劃分成22500個單元，45682個節點，X方向兩側各留設150 m邊界煤柱，工作面沿X軸正向推進，采用Mohr-Coulomb本構模型，模型底部限制垂直移動，側面限制水平移動。數值模擬所需的巖層力學參數見表1。

表1 巖層力學參數表

3 數值模擬結果及分析

3.1 工作面走向位移變化特征

工作面沿走向方向不同推進度下的位移分布云圖如圖2所示。由圖2可以看出，在工作面不斷向前推進過程中，沿工作面走向方向的位移呈現逐漸增大的趨勢。當工作面推進到10 m左右時，頂板位移出現破壞下沉；當推進至30～40 m時，頂板位移出現突變，發生大范圍垮落，工作面頂板初次垮落；隨著工作面繼續推進，推進至60 m時出現暫時位移穩定；當工作面推進至120～130 m時，工作面頂板位移持續下沉增大。由于工作面埋深較小，僅180 m，地表位移特征明顯，出現0.30～0.50 m的臺階下沉。這說明工作面沿走向方向推進過程中，頂板位移下沉呈近似一次線性增長，推進到60 m時，覆巖形成暫時的鉸接結構出現暫時位移穩定不變，當推進到130～140 m時，位移趨于穩定。

圖2 工作面不同推進度下位移分布云圖

隨著工作面不斷推進煤壁壓縮下沉量變化圖如圖3所示。由圖3可以看出，隨著工作面的推進，煤壁下沉量逐漸增加，近似呈現一次線性變化，推進至50～60 m時，有所減緩，隨后又繼續增加，推進至130～140 m時達到極限值，隨后減小并趨于較穩定值。這說明工作面煤壁壓縮變形受到頂板較規律性周期來壓，而當推進到50～60 m時，覆巖形成暫時的鉸接結構影響煤壁的下沉量。

圖3 不同推進度煤壁下沉量演化特征

3.2 工作面應力變化特征

不同推進度下工作面的整體應力分布云圖如圖4所示。由圖4可以看出，隨著工作面推進度的不斷增加，工作面兩端的應力集中區域以及應力峰值在不斷變化。垂直應力集中釋放于煤壁附近工作面頂底板區域，呈現逐漸集中趨勢，而工作面兩端的應力峰值呈現逐漸增大趨勢。當工作面推進至40 m左右時，頂板垂直應力釋放范圍明顯擴大。當推進至140 m左右時，應力達到最大值7.9 MPa。同時，煤壁中部出現高應力核，距離煤壁6～7 m。而支承壓力存在明顯的分區特征，即沿著工作面推進方向分別為減壓區、增壓區和穩壓區。這說明隨著工作面不斷推進煤壁兩端垂直應力出現集中增大，應力區域并逐步向上延伸，而水平應力出現明顯的分區。

圖4 工作面不同推進度下應力分布云圖

3.3 采場覆巖空間變形、破壞與運移特征

工作面不同推進度下覆巖的空間分布云圖如圖5所示。由圖5可以看出，當工作面推進100 m時，開采對覆巖變形破壞的影響較大，導致地表彎曲下沉變形明顯，并有繼續增加的趨勢。從地表的位移輪廓來看，形成的下沉盆地曲線較為稀疏，說明地表沉陷是以采空區上方大部分巖體的中整體下沉為主，同樣，從采場頂板巖層位移輪廓線及位移云圖也可看出類似特征。

當工作面推進200 m和300 m時，工作面上覆巖層和地表變形進一步加劇，形成地表下沉盆地，形成的下沉盆地曲線更加密集。當推進300 m時，臺階式下沉進一步增加，最大下沉量達到1.8 m。由于采高較大、基巖較薄，關鍵層只能形成暫時的鉸接結構，隨著工作面的持續推進，覆巖的變形破壞對地表的影響較為明顯。

圖5 工作面不同推進度下覆巖空間分布云圖

3.4 工作面支架阻力特征

不同推進度下工作面支架阻力變化如圖6所示。由圖6可知，沿工作面推進方向，支架阻力隨著工作面的推進呈現出較規律性周期變化。工作面推進至40 m左右時，阻力出現明顯降低，隨后呈現周期性變化，但周期不明顯，說明采高過大時，堅硬頂板的破壞受支架支撐力的影響較大，特別是在來壓期間，支架支撐力的下降造成頂板不規律性失穩。支架阻力變化情況表明，支架初撐力對于特大采高煤層開采至關重要，支架阻力呈現規律性的周期變化，來壓步距約為60 m。

圖6 不同推進度工作阻力變化特征

4 結論

(1)隨著工作面不斷推進，覆巖下沉位移近似呈一次線性變化，關鍵覆巖層的臨時鉸接減緩覆巖下沉速度。

(2)采場覆巖空間整體呈現“O”型臺階下沉，地面最大下沉高度達1.8 m。

(3)工作面支架阻力近似呈周期性變化，最大阻力約為23000 kN，最小阻力約為20000 kN。支架初撐力不足造成頂板不規律性失穩。