放頂煤工作面礦壓顯現規律數值模擬分析

劉宏煜，鄭艷春，郝萬鵬

（晉能控股裝備制造集團趙莊二號井，山西 長治 046000）

1 工作面概況

晉能裝備制造集團某煤礦8101工作面8+10#煤為主要開采煤層。太原組中段煤層為K2灰巖，底板的主要組成為砂質泥巖，是一種穩定的煤層。煤層厚度為8～11m，平均厚度為9m，煤體構造較復雜，有2個明顯的夾矸層；煤層的分布狀況是穩定的，煤層的平均傾角是13°；8101 工作面的縱向長度為513m，坡度為161m；8+10#煤層的總體厚度約為9m，傾斜角度為8°～16°；采出技術為一次采全厚放頂煤開采。

2 構建數值模型及參數確定

2.1 模型的建立

根據晉能裝備制造集團某煤礦8101 工作面的地質、采礦工藝條件，建立了長200m、寬120m、高132m的數值模擬模型，并將模型劃分成282000 個單元和295728 個網格節點。X軸線與工作面推進方向平行，并采用Mohr-Coulomb本構模型。模型的左、右、下端均有約束，垂直重力作用于模型上部，并給出了相應的數學模型。見圖1。

圖1 數值計算模型

2.2 計算參數確定

從實驗室采集的煤巖樣品來看，當荷載到達其本身的壓力極限時，巖石將發生斷裂，而在塑性變化的過程中，巖石的強度逐漸降低。所以，在模型計算中應用莫爾—庫侖準則對煤巖體的失效狀態進行判定。煤體在受到超出其本身的抗壓強度后斷裂后，煤的變形隨強度的降低而逐漸減小，其變形可以通過應變軟化模型來描述。

式中：fs——相應的發生剪切破壞的臨界值，當材料fs＞0就會發生破壞；

σ1——相應的最大主應力；

σ3——相應的最小主應力；

φ——相應的摩擦角；

c——相應的粘結力。

通常，巖石的拉伸強度較低，但如果巖石的剪切斷裂滿足拉伸強度標準：

σ1≥σT

就可以判定其破壞。

巖體物性力學參數是通過現場勘查獲取的，并在實驗室進行了力學性能試驗，其成果見表1。

表1 煤巖體物理力學參數

在考慮了巖體的尺度效應后，將覆蓋巖體所受垂直應力的影響視為一種線性變化。根據晉能裝備制造集團某煤礦8101 工作煤層的埋深（H=-260～-220m）和平均巖石密度（r=2500kg/m3），在該模型的上部施加了-2.5MPa 的垂直應力。在煤層的方向上，橫向和垂直方向上的應力隨構造應力而變化，其取值也與垂直應力相同[1]。

3 FLAC3D模擬結果分析

3.1 不同推進度垂直應力場分布

為了對放頂煤開采后的礦壓顯現規律進行深入的分析，可以對放頂煤開采后的工作面進行新的應力分布和應力集中情況進行分析。其中，應力集中在工作面前部的預支壓力、采空區后部的支撐壓力以及上區工作面采空區對該區段的橫向支撐壓力。

在放頂煤開采中，采用了前臺切煤與放煤口并行作業的方法，該數值仿真方法結合了工程實踐，采用了上煤層與采煤機的割煤層同步掘進，且掘進間距都是8m。

開切孔只進行了采煤機的切割，在開采8m不放頂煤的情況下，其垂直應力云圖見圖2；在煤壁前面掘進8m不放頂煤時，煤壁前垂直應力的變化情況見圖3。

由于開采造成了采空區，上部層會發生位移和沉降，因此必須進行再分配，因此，應力集中的原因是在工作面前端的提前支撐壓力和后面采空區的支撐。在采掘孔以后，向前推進8m 未放頂煤，在工作面煤墻前面65m 處，形成了一個預支撐的影響區。該支撐壓帶型區與煤體之間的最大間距為6m，其峰因子為1.15。

工作面持續向前，每次掘進8m，并與煤層并行。在不同的采場推進間距下，垂直應力場的分布情況見圖2。并在此基礎上，將巖體垂直應力的改變進行了詳細的分析，分析結果如圖3所示。

圖2 不同推進距離時的垂直應力云圖

圖3 煤壁前方支承壓力對比

如圖2所示，在工作面向前移動一段時間后，在工作面前方的煤壁上會產生一個預支壓力的影響區，該區域的支撐壓力在煤墻前面總體上是先上升，然后逐漸上升到峰值，最后回落到原巖應力值；但由于應力集中強度、煤層開采深度和圍巖自身的機械性能等諸多因素的影響，支承壓力峰值點會發生變化，應力集中于煤體前方4～8m處，并隨工作面繼續向前推進，煤層沉降幅度加大，礦壓顯現得更為明顯。結果表明：超前支護壓力的應力集中系數增加，并使其與煤體之間的距離提前前移。

從圖3(a)、圖3(b)中可以看出，在頂煤排出后，煤墻前面的支撐壓力對煤體的影響范圍增加了，達到84m左右。隨著工作面的持續深入，煤墻前端支撐壓力的影響范圍沒有明顯改變，基本維持穩定。隨著工作面的推進，煤壁前方應力集中系數逐漸增大，由1.41、1.62、1.86、1.93、1.96 逐漸增大，而超前支護壓力的應力集中系數在掘進32m時達到峰值。最大支撐壓力的峰值位置與煤體之間的距離呈逐漸減小的趨勢，即當工作面向前16m 時，頂點與煤壁之間的間距為6m；即當工作面向前48m時，頂點與煤壁之間的間距為6m。

3.2 不同推進度下位移場分布

由于上覆巖體的自重及再分配后的巖體壓力，使工作面及采空區的圍巖發生了運動與變形，其中最主要的是頂板沉降引起的垂直位移。在圖4中顯示了在不同的推進距離下的縱向位移分布。

圖4 不同推進距離時垂直位移分布

從圖4中可以看出，在沒有支撐的條件下，在頂煤釋放過程中，懸露頂煤的垂直位移比懸露頂的垂直位移要大。隨著工作面的不斷推進，懸露頂煤與懸露頂板的垂向位移都有增加的趨勢，在40m的掘進過程中，其垂直位移迅速增加，可以判定為初次來壓。這是由于在采煤過程中，在掘進過程中，頂煤與頂板受到巷道支承壓力的影響而發生了不同程度的變形和破壞，而頂板的剛性、強度要高于煤體，因而在沒有支撐的情況下，頂煤向采空區的遷移幅度更大，隨著工作面持續向前，頂板跨距增加，頂板的彎曲沉降增加，當巖層達到極限間距時，發生斷裂。煤層底板發生了一種正向豎直位移，也就是底鼓，隨著工作面的推進，底鼓率有增大的趨勢，這是由于采掘造成了采空區底板的壓力釋放。

工作面采用的時仰井式采礦技術，因其仰采角大，使其在水平面上產生了大的切向滑移，而在水平面上受到了切向滑動的影響，在采礦過程中，工作面附近的巖石會發生與橫向煤相異的橫向變形。在不同的推進間距下，橫向的移動曲線見圖5。

從圖5的分析可以看出，在煤體掘進后，上部煤層和頂煤都被運往了已開采的空間，其表現形式是采空區后煤層及上部煤層在X負方向上的運移；前部煤體與底板在X方向上向前滑動。所以，在“R-S-F”系統中，底板的穩定性是非常關鍵的，必須對其進行有效的管理。

圖5 不同推進距離時水平位移分布

在采煤高度范圍內，將煤體在與煤層垂直方向上分為上、中、下3個區段，分別對各個區段的Z向和X方向的位移進行了測量。圖6顯示了在工作面推進24m放16m頂煤時的Z向位移及X向位移。

從圖6可以看出，煤體在Z方向上離煤壁越近，位移就越大。煤層Z向位移隨距煤壁的增大而減??；煤體上、中、下各區域的位移存在一定的差異，上部的位移較大，其次是中部，下部的位移較小。在與煤壁垂直的方向上，煤體X向的位移與Z向位移具有相同的變化規律，也就是說，離煤壁較近的煤體X向位移較大，且隨煤壁間距增大，煤體X向位移逐漸遞減;煤體上、中、下各區域的位移也存在一定的差異，中部的位移較大，其次是上部，下部的位移較小。煤體的變形以數值位移為主，但其變形基本上是在斜坡上進行的，煤體的合位變形主要集中在中、上兩個位置。結果表明，在仰斜巷道中上部位移大，且具有沿層面滑動的特點，容易出現煤壁片幫。

圖6 單元體Z方向位移和X方向位移情況

3.3 不同推進度下塑性區分布

隨著工作面的持續向前，頂板的變形和沉降越來越嚴重，老頂塑性斷裂的范圍也越來越大。塑性區的范圍隨采掘空間的增加而增加。在頂板正上方為11.3m 厚的硬質巖頂板，在掘進32m 以后，塑性區的面積最大；在后工作面向下推進40m時，塑性區的變化幅度較小，可以認為，在掘進32m時，老頂首次來壓。

4 結論

（1）在僅切煤而不放煤的情況下，在工作面前面65m 處為預應力受力的影響區域，而煤體與頂點之間的間距約為6m。在工作面開采與放煤同步進行的情況下，在煤墻前端的預支壓力作用區域擴大到84m，而在工作面前面，提前支撐壓的峰頂則朝煤壁處移動，使煤體前端的應力集中度增大。

（2）煤體的變形從煤壁到深處是遞減的，在煤壁及支架上面，煤體的變形主要是垂直位移，而合位移是沿著煤層的方向向下；煤壁的上部、中部和下部的位移是不一致的，中上部位移較大，下部位移最小，而放頂煤的最大支撐壓力最大，最靠近煤壁，中上部容易出現煤壁的片幫，必須加強支護。

（3）隨著工作面向32m的方向移動，老頂首次發生塌陷，工作面的下沉量和下沉率急劇增大，從而推斷出工作面首次來壓步距為32m。