文/李廣俊

綜采工作面礦壓規(guī)律數(shù)值模擬研究在經(jīng)坊煤礦的應(yīng)用

文/李廣俊

經(jīng)坊煤礦八采區(qū)3803工作面為大采高綜采工作面，主采煤層為3#煤層，3#煤層為近水平煤層。平均厚度6.1m，普氏系數(shù)f為0.5～0.6，直接頂為炭質(zhì)泥巖，老頂為細粉砂巖，直接底為細粒砂巖。隨著煤礦開采深度的增加，回采巷道圍巖變形量大、支護體變形失效多、巷道斷面收縮嚴重等礦壓顯現(xiàn)強烈，有關(guān)深部回采巷道圍巖變形破壞機理及支護技術(shù)的研究，越來越成為確保工作面安全高效生產(chǎn)的重要課題。為此，經(jīng)坊煤礦以3803工作面地質(zhì)條件為背景，運用數(shù)值模擬分析，研究礦壓規(guī)律和煤壁失穩(wěn)機理等，為3803工作面實現(xiàn)安全高效回采提供了技術(shù)保障。

一、工作面上覆巖層垮落狀態(tài)和頂板垮落步距模擬分析

1.“兩帶”高度模擬分析

經(jīng)坊煤礦應(yīng)用3DEC數(shù)值模擬軟件對3#煤層綜采工作面頂板垮落狀態(tài)進行了模擬分析，最終得出3#煤層開采頂板垮落帶和裂隙帶的大致范圍。

（1）當工作面推進20m時，泥巖直接頂完全垮落，冒落高度為2.42m，裂隙發(fā)育區(qū)域距離煤層頂板約為8.9m，無頂板彎曲下沉區(qū)域。

（2）當工作面推進30m時，厚度為6.5m的砂巖完全垮落，基本頂初次來壓，冒落高度約為9m，裂隙帶發(fā)育高度為25.9m，頂板彎曲下沉現(xiàn)象不明顯。

（3）當工作面推進50m時，冒落高度增加到13m，裂隙發(fā)育區(qū)高度距離煤層頂板為36m，頂板彎曲下沉現(xiàn)象不明顯。

（4）當工作面推進 70m時，冒落高度增加到24m，裂隙高度發(fā)育進一步增加，距離煤層頂板約為52m，頂板出現(xiàn)明顯彎曲下沉區(qū)域，彎曲下沉區(qū)域超過模型大小。

（5）當工作面推進100m時，冒落高度和裂隙高度均沒有大的變化。

綜上分析推斷得出，經(jīng)坊煤礦3803工作面頂板冒落帶高度約為24m，裂隙帶高度約為52m。

2.頂板垮落步距模擬分析

根據(jù)3803工作面推進過程中煤巖層的破壞狀態(tài)，可以初步判斷直接頂初次來壓、基本頂初次來壓，以及基本頂周期來壓情況。通過對模擬結(jié)果進行分析，當工作面自切眼推進約16m時，直接頂初次來壓，工作面直接頂初次垮落步距約為16m左右；當工作面自切眼推進約32m時，基本頂完成了首次完整的垮落。由此可以判定，工作面基本頂初次垮落步距約為32m，即在32m左右范圍。當工作面推進約50m時，基本頂發(fā)生了周期垮落，從而可以判定基本頂周期來壓步距約在18m左右。

二、工作面超前支承壓力和滯后應(yīng)力狀態(tài)分析

1.超前支承壓力分析

通過對FLAC3D建立的3#煤層工作面開采的數(shù)值模擬模型計算，可以得出工作面超前支承壓力分布規(guī)律。自開切眼開始，隨著工作面不斷推進，超前支承壓力峰值及集中系數(shù)呈增大的趨勢，大約在基本頂發(fā)生垮落之后才逐漸趨于穩(wěn)定。且由于煤層傾角不大，工作面不同位置煤體原巖垂直應(yīng)力相差不大，工作面中部和工作面靠兩幫處超前支承壓力顯現(xiàn)相似。

（1）當工作面推進4m時，工作面超前支承壓力峰值約為14MPa，應(yīng)力集中系數(shù)約為1.4，超前支承壓力影響范圍為16m。

（2）當工作面推進16m時，工作面超前支承壓力峰值約為16MPa，應(yīng)力集中系數(shù)約為1.6，超前支承壓力影響范圍為14m。

（3）當工作面推進28m時，工作面超前支承壓力峰值約為18MPa，應(yīng)力集中系數(shù)約為1.8，超前支承壓力影響范圍為15m。

（4）當工作面推進40m時，工作面超前支承壓力峰值約為19MPa，應(yīng)力集中系數(shù)約為1.9，超前支承壓力影響范圍為17m。

綜上分析推斷得出，經(jīng)坊煤礦3803工作面超前支承壓力峰值位置距離工作面6～7m左右。

2.滯后應(yīng)力狀態(tài)分析

選擇以開始回采時3803回風順槽和輔助回風巷巷間煤柱沿工作面方向截面為考察對象，分別得到工作面推進不同距離時，煤柱體內(nèi)的垂直應(yīng)力分布狀態(tài)。

從模擬結(jié)果可以看出，煤柱兩側(cè)存在應(yīng)力集中現(xiàn)象?？?803回風巷側(cè)，峰值位置距離3803回風巷約5m；靠輔助回風巷側(cè)，峰值位置距離輔助回風巷約3m。同時，比較煤柱兩側(cè)峰值大小可以得出，煤柱靠回風巷側(cè)峰值略高于靠輔助回風巷一側(cè)。此外，隨著工作面的推進，煤柱體內(nèi)垂直應(yīng)力峰值先呈現(xiàn)上升的趨勢。受工作面初次來壓的影響，待工作面推進30m左右，煤柱應(yīng)力峰值略有下降，并在后期保持相對穩(wěn)定。

圖1 推進不同距離后煤柱應(yīng)力分布規(guī)律

圖1顯示，整個煤柱體內(nèi)支承壓力呈“馬鞍”狀分布。煤柱體0～8m范圍，處于應(yīng)力下降區(qū)，這是由于受采動影響煤柱體外緣已經(jīng)發(fā)生破壞，承載能力下降。

圖2 滯后影響范圍應(yīng)力分布曲線

從圖2分析可知，隨著工作面的推進，煤柱中部應(yīng)力集中程度增加，峰值也隨之增大，峰值的位置也隨工作面推進發(fā)生相應(yīng)轉(zhuǎn)移。滯后影響支承壓力峰值一般位于工作面煤壁后方約10～14m的范圍內(nèi)，正?；夭蓵r，工作面前方應(yīng)力集中影響范圍約為75m，工作面后方影響范圍約為50m。

三、推進速度對片幫的影響

為了研究工作面推進速度對煤壁片幫的影響，經(jīng)坊煤礦采用調(diào)節(jié)模擬運算時步來間接反映工作面推進速度對煤壁片幫的影響。綜合分析可知，模擬過程中隨著運算時步的增加，工作面前方煤體的水平位移、剪切破壞區(qū)、拉伸破壞區(qū)均有增加的趨勢，煤體的破壞程度加大，煤體的穩(wěn)定性降低。運算時步增加間接反映為工作面推進速度的降低。因此，提高推進速度有利于提高煤壁的穩(wěn)定性，降低煤壁片幫失穩(wěn)發(fā)生的概率。

四、模擬研究結(jié)果

1.經(jīng)坊煤礦3803工作面頂板冒落帶高度約為24m，裂隙帶高度約為52m。直接頂初次垮落步距約為16m左右，基本頂初次垮落步距約為32m，基本頂周期來壓步距約在18m左右。自開切眼開始，隨著工作面不斷推進，超前支承壓力峰值及集中系數(shù)呈增大趨勢，大約在基本頂發(fā)生垮落之后才逐漸趨于穩(wěn)定。提高推進速度有利于提高煤壁的穩(wěn)定性，降低煤壁片幫失穩(wěn)發(fā)生的概率。

2.隨著工作面的推進，煤柱中部應(yīng)力集中程度增加，滯后影響支承壓力峰值一般位于工作面煤壁后方約10～14m的范圍內(nèi)，在正?；夭蓵r，工作面前方應(yīng)力集中影響范圍約為75m，工作面后方影響范圍約為50m。

（作者單位：山西省長治經(jīng)坊煤業(yè)有限公司）

（責任編輯：周瓊）