官地煤礦3318工作面頂板破斷及來壓規律*

雷建華

(山西焦煤集團有限責任公司安全生產管理中心，山西 太原 030000)

0 引言

近年來，我國國民經濟發展很快，對能源需求量也在增大，由于多年來持續的煤炭開采造成淺部煤炭資源越來越少，各大煤炭集團開始向深埋深和地質條件稍復雜的煤層布置工作面進行回采[1-3]。這時需要各大集團最大可能地提高煤炭的回采率，以提高集團的經濟效益，各大礦井也開始使用薄煤層高效回采技術。

國內外科研工作者對薄煤層工作面不穩定間距頂板破斷機理開展研究，取得了一定的成果。王創業等[4]通過構建基本頂頂板巖梁力學模型，研究基本頂的周期破斷規律，得到頂板的厚度、抗拉強度、荷載量以及液壓支架支護強度和控頂距、垮落矸石支撐力對基本頂周期破斷距的影響規律。鄭上上等[5]為了獲得堅硬頂板綜放工作面頂板破斷特點與覆巖運移規律，通過理論研究、數值模擬和現場實測手段，構建了深梁結構破斷時頂板受力模型，確定了8201綜放工作面基本頂初次來壓步距、周期來壓步距及來壓影響范圍。趙通等[6]結合朱仙莊煤礦北翼采區工作面實際條件，構建厚硬巖層條件下煤層開采三維模型，得到破斷塊體的尺寸和力學結構主要影響因數是厚硬巖層厚度，斷裂塊體下沉空間、破斷位置和破斷尺寸主要影響因素是直接頂充填系數，同時將回采區域分成頂板來壓不明顯區、頂板較強烈來壓區和頂板強烈來壓區。左建平等[7]針對目前采場礦壓科研成果大多是基于梁或薄板模型獲得，研發了工作面采空區頂板破斷模擬試驗裝置，在均布載荷作用條件下開展四邊固支不同厚度頂板破壞試驗研究，得到最大彎曲應力影響著薄板破斷，橫向剪切力的影響作用隨著板厚度增加而增強，彎曲和剪切耦合作用決定著厚板的破壞程度。黃慶享等[8]根據現場實測的工作面支架工作阻力、超前支架工作阻力、不同層位的頂板位移量及頂板破斷位置的鉆孔窺視結果，以獲得淺埋薄基巖大采高工作面頂板破斷運動結構特點。為此，根據官地煤礦3318工作面的實際情況，通過理論分析和數值模擬，以研究近距離薄煤層工作面頂板破斷特征和來壓規律。

1 理論分析

1.1 不穩定層間類型頂板破斷原理

1.1.1 工程概況

官地煤礦目前所開采2號、3號煤層的煤層局部存在近距離薄煤層，平均層間距為8.36 m，上鄰近層2號煤層的平均采高為2.3 m，層間有2層巖石夾層，在3號煤層上方存在2.5 m厚度的較軟的砂質泥巖，2號煤層下方有4 m厚度較硬的細砂巖。以官地煤礦2號、3號煤層為試驗對象，3318工作面屬于3號煤層，平均采高為1.8 m，優先回采2號煤層接著回采3號煤層，因此3318工作面回采時上鄰近層2號煤層基本回采完畢。

1.1.2 頂板破斷原理

由于官地煤礦3318綜采工作面采高為1.8 m，因此借助薄板理論研究工作面覆巖破斷垮落運移特征；薄板理論機理是在工作面未產生覆巖破斷垮落時，覆巖下沉量和覆巖厚度相比幾乎相等，散體破斷模型如圖1所示，在借助薄板撓度彎曲理論研究現場實際問題的過程中，開展求解前需假設2條：一條是與工作面頂板平行的水平方向不產生擠壓作用，即將頂板垂直方向的作用力忽略不計，另一條為板的中面內不發生伸縮、剪切變形，也就是在垂直于工作面頂板中面的方向上一直保持垂直，不會出現因頂板下沉量的變化而移動，同時不改變其長度[9-11]。由于受到不穩定層間距類型的頂板自身條件限制，使得頂板具備不穩定特點，很容易破碎垮落，回采過程中受采場作用較大，進一步延伸了層間頂板裂隙，逐步發展成散體破斷結構。此類的頂板具有較低的力學強度，伴隨工作面持續推進，頂板開始隨采隨落，多數以散體塊間滑移方式垮落[12-13]。因此，在工作面回采時礦壓顯現較弱，頂板破斷時受力情況如圖2所示。其中，R為剪切力，N；Q為上覆巖層的壓力或者載荷，kg/m2；C，D為采空區中部塊。

圖1 破斷模型Fig.1 Roof breaking model

1.2 塊體破斷受力分析

利用三鉸拱的破斷原理、工作面的頂板破斷原理[14-15]，推演獲得巖塊保持平衡所需的水平推力為

(1)

(2)

式中，φ為巖塊的內摩擦角，(°)。

結合構建模型，利用公式得到決定巖塊出現垮落破斷的原因是覆巖的高長比，覆巖的高長比值越低，巖塊就會具有更強的抗失穩能力，也就是很難發生垮落失穩。當巖塊發生垮落破斷時，巖塊的內摩擦角處于38°～45°，tanφ為0.8～1。所以為有效阻止巖塊發生垮落失穩，巖塊的高長比需低于0.8～1，也就是覆巖厚度超過垮落破斷下來的巖塊長度。

2 數值模擬

2.1 模型構建

以官地煤礦3318工作面為研究對象，結合地質參數借助3DEC數值模擬軟件模擬研究。3DEC軟件最大特點是將UDEC由二維轉變為三維，且具備等效的離散元核算優點，重點研究工作面回采后頂板下沉破斷規律以及覆巖頂板結構和工作面推進距離不同時頂板破裂下沉規律。結合官地煤礦實際的地質數據，構建120 m×40 m×36 m的數值模型，數值模擬分析的巖層主要包括2號、3號、4號煤層及覆巖共計厚36 m的9層巖層，各巖層力學數據見表1、2。構建成功模型后，開始對模型進行材料參數賦值和節理切割，構建的數值模型如圖3所示。在模型周圍添加邊界條件，使模型達到初始平衡條件，達到初始平衡條件時的位移云圖如圖4所示。

表1 各巖層物理力學參數

表2 煤巖層接觸面力學參數

圖3 構建模型Fig.3 Model construction

圖4 達到初始平衡時的位移云圖Fig.4 Displacement nephogram at initial equilibrium

2.2 模擬結果分析

結合礦井采掘銜接計劃和3318工作面回采安排，利用模擬軟件模擬工作面回采不同推進距離(5 m、10 m、15 m和20 m)的位移云圖，具體如圖5所示。

圖5 工作面回采不同距離時的頂板位移模擬情況Fig.5 Roof displacement at different mining distances of working face

當工作面回采5 m距離時，頂板發生拱形下沉，原因是在開挖煤層初期，因頂板受到不穩定的層間距作用，煤層之間的覆巖為軟弱巖石，不具有充分的支撐力，所以會出現彎曲下沉變形現象[16]。模擬結果顯示頂板出現最大的位移量達到0.94 m，因開采的3號煤層煤厚只有1.8 m，頂板下沉量是采高的31.3%。下部鄰近煤層在回采時最小的頂板位移量為0.33 m，同時拱形下沉也已經發展至工作面全部頂板區域內。模擬結果得出，在工作面開挖5 m距離時，頂板發生彎曲下沉現象，最大位移量達到0.94 m。伴隨著工作面的推進距離持續增加，工作面頂板位移量持續增大，產生的拱形結構區域也在不斷增大，當工作面回采10 m距離時，頂板的位移量達到1 m；當工作面推進15 m距離時，頂板的位移量達到1.1 m；當工作面推進20 m距離時，頂板的位移量達到1.2 m。同時隨著工作面的不斷推進，底板發生底鼓問題，且在不斷加重。

因上鄰近煤層的回采，下鄰近煤層及頂板受到的應力發生明顯的降低，同時受到上鄰近煤層開采的影響，開挖下鄰近煤層之后導致工作面前方和后方產生壓力增高區以及工作面下方產生減壓區。工作面回采不同距離時的頂板應力模擬情況如圖6所示。

圖6 工作面回采不同距離時的頂板應力模擬情況Fig.6 Roof stress at different mining distances of working face

由圖6(a)發現，當工作面推進距離達到5 m時，下鄰近煤層的工作面底板發生應力下降現象，應力值為-0.4 MPa，而且因存在側向應力，下鄰煤層的底板中部范圍產生了拉應力，進而導致了發生底鼓現象。因下鄰近煤層開采工作面，下鄰近煤層工作面的兩端產生應力集中，當工作面回采5 m距離時，應力集中地點最大應力達到-16 MPa。從圖6(b)、(c)、(d)發現，應力集中地點未發生明顯變化，應力波動幅度不明顯。模擬結果表明，在工作面不斷回采時下鄰近煤層工作面頂板發生隨采隨冒持續破斷方式，未發生像其他煤層回采過程形成的頂板周期破斷下沉現象。

根據以上數值模擬結果，針對不穩定層間的煤層頂板結構，因巖層直接頂是松軟泥頁巖、有良好發育的節理裂隙。同時，因上鄰近煤層發生采動破壞，巖層直接頂改變成破碎較嚴重的散體結構，當下鄰近煤層回采時，此形式的散體結構的頂板很難具備支撐作用，體現為隨著工作面的不斷回采，巖層頂板連續不斷垮落，這是不穩定層間的煤層頂板結構回采時發生較弱的礦壓顯現原因。

3 現場試驗

3.1 試驗結果

結合官地煤礦現場所提供的支架來壓數據，分析3318工作面礦壓顯現規律及頂板破斷規律。借助5臺綜采支架壓力監測儀測定支架阻力，現場布置3條測線，具體為機頭、工作面中部、機尾3條測線。工作面不同位置(上部、中部和下部)的支架受力情況如圖7～9所示。

圖7 3318工作面上部支架阻力Fig.7 Support resistance at the upper section of 3318 working face

圖8 3318工作面中部支架阻力Fig.8 Support resistance at the middle section of 3318 working face

圖9 3318工作面下部支架阻力Fig.9 Support resistance at the lower section of 3318 working face

3.2 結果分析

由以上數據得到，3318工作面初次來壓步距為26 m，在工作面中部率先形成應力集中現象，之后延伸到工作面兩端頭，表明煤層頂板破斷垮落首先在工作面中部開始，此時工作面頂板壓力增加幅度小于正常生產期，平均動載系數為1.131，工作阻力最大達到4 181.93 kN，基本達到額定阻力的92.9%，當工作面礦壓顯現來臨之前，工作面的每個支架工作阻力多數比平均工作阻力大。結合現場的實測數據分析可獲得：3318工作面周期來壓步距為12 m，平均來壓步距為22 m，回采期間支架平均阻力為1 846 kN，達到額定阻力的41.2%，方差為368 kN，結果證明回采階段支架平均工作阻力起伏波動較小，變化幅度不大。

在工作面中部區域的來壓步距平均是22.5 m，生產時平均支架工作阻力約占支架額定阻力的49.1%，方差起伏波動幅度較大，表明中部區域支架工作阻力明顯超過上部區域。工作面頂板破斷失穩下沉之前的平均阻力達到3 649.7 kN，支架的工作阻力約達到額定阻力的84.1%，工作面中部區域煤層頂板失穩破斷垮落程度比工作面上部區域明顯。從圖7～9得到，3318工作面下部發生周期來壓時的平均步距達到23 m，工作面支架平均工作阻力為1 343.6 kN，約占支架額定阻力的30.2%，方差起伏波動很小，相對平緩，工作面頂板破斷垮落的強度比中部弱。

4 結論

(1)對不穩定層間距頂板破斷的力學結構進行分析研究，同時構建數學模型，依據理論分析和公式計算獲得：巖塊破斷失穩由覆巖塊的高長比決定，當高長比值越大，上覆巖塊抵抗失穩的能力越弱，即越容易垮落。

(2)數值模擬結果表明，在工作面不斷推進階段，工作面頂板呈現出散體破壞方式，發生較弱的結構強度，頂板基本不再具有支撐作用，接著頂板開始破斷垮落，各個散體之間發生滑移垮落，礦壓顯現減弱。

(3)結合工作面實測數據，分析工作面推進階段的礦壓變化特點，確定工作面的首次來壓距離是26 m，周期來壓步距是22 m，現場實測結果與模擬結果比較吻合。