楊皓博

(陜西彬長小莊礦業(yè)有限公司，陜西省咸陽市，713500)

隨著小莊煤礦4#煤層采煤工作面的持續(xù)推進(jìn)，頂板破碎冒落、導(dǎo)水裂隙帶及含水層裂隙發(fā)育等情況是煤層開采冒裂安全性分級分區(qū)面臨的首要問題。采煤厚度、圍巖性質(zhì)、煤層傾角、采煤工藝、頂?shù)装骞芾矸绞降纫蛩貒?yán)重影響導(dǎo)水裂隙帶發(fā)育高度，普適計(jì)算公式難以總結(jié)。基于煤層埋深、多層煤采動覆巖均被視為散粒體不連續(xù)介質(zhì)，巖層移動具有隨機(jī)性，建立開采沉陷隨機(jī)介質(zhì)理論以及巖層移動“三帶”理論，礦山巖體采動影響與控制工程學(xué)等應(yīng)用技術(shù)隨之產(chǎn)生。煤層覆巖對采煤沉陷機(jī)理和特征的影響分為覆巖性質(zhì)、斷層、節(jié)理、構(gòu)造應(yīng)力等情況。關(guān)鍵層控制地表沉陷，對離層、裂隙發(fā)育和時空分布起關(guān)鍵作用，關(guān)鍵層位置決定了下部巖層離層發(fā)育情況和離層分布特征。據(jù)此，托板理論、砌體梁理論、關(guān)鍵層控制理論等相應(yīng)而生。上覆巖層主關(guān)鍵層與開采煤層距離存在臨界值，且臨界距離和煤層采高、頂板破碎垮落密實(shí)程度、關(guān)鍵層裂隙發(fā)育程度等息息相關(guān)。節(jié)理裂隙持續(xù)發(fā)育對覆巖破壞進(jìn)一步加劇，且對采動巖體裂隙發(fā)育、擴(kuò)展及分布起主控作用。分析小莊煤礦開采過程中頂板冒落帶高度與含水層位置關(guān)系，進(jìn)行采動覆巖冒裂安全性分級分區(qū)預(yù)測研究，為小莊煤礦安全高效開采提供參考。

1 工程概況

小莊煤礦主充水含水層富水性差且對礦井充水危害較小，頂板以進(jìn)水型充水為主。隨著采煤工作面的持續(xù)推進(jìn)，導(dǎo)水裂隙帶發(fā)育擴(kuò)展，白堊系洛河組砂巖孔隙—裂隙含水層中的地下水可通過特殊地質(zhì)區(qū)段滲入工作面。小莊礦煤層頂板含水層分富水性較強(qiáng)區(qū)、中等區(qū)和較弱區(qū)。其中，礦井西面二、四盤區(qū)含水層富水性較強(qiáng)，占地6.76 km2，屬于承壓含水層主分布區(qū)；礦井西北面富水性中等，占地19.30 km2；礦井東南面富水性較弱，占地20.31 km2。煤層覆巖對采煤沉陷機(jī)理和特征的影響分為覆巖性質(zhì)、斷層、節(jié)理、構(gòu)造應(yīng)力等情況。關(guān)鍵層控制地表沉陷，對離層、裂隙發(fā)育和時空分布起關(guān)鍵作用，關(guān)鍵層位置決定了下部巖層離層發(fā)育情況和離層分布特征。鉆孔水文地質(zhì)條件數(shù)據(jù)見表1。

表1 鉆孔水文地質(zhì)條件數(shù)據(jù)

2 煤層開采“兩帶”發(fā)育高度確定

針對冒裂帶高度進(jìn)行預(yù)測，分析得出井田冒裂帶高度預(yù)計(jì)的經(jīng)驗(yàn)公式，為采動覆巖冒裂安全性分級分區(qū)預(yù)測提供理論支持?！督ㄖ铩⑺w、鐵路及主要井巷煤柱留設(shè)與壓煤開采規(guī)程》(簡稱《規(guī)程》)冒落帶計(jì)算公式：

.2(1)

式中：Hc——冒落帶高度，m；

∑m——累計(jì)采厚。

據(jù)《煤礦防治水規(guī)定》第七十二條(簡稱《規(guī)定》)，導(dǎo)水裂隙帶高度計(jì)算公式：

±4.0(2)

式中：Hli——導(dǎo)水裂隙帶高度。

《礦區(qū)水文地質(zhì)工程地質(zhì)勘探規(guī)范》(GB12719-91)附錄F(以下簡稱《規(guī)范》)，冒落帶計(jì)算公式：

H=4M(3)

導(dǎo)水裂隙帶公式：

±5.1(4)

式中：H——冒落帶高度，m；

Hf——導(dǎo)水裂隙帶高度，m；

M——累計(jì)采厚，m；

n——煤分層層數(shù)，取1。

根據(jù)工作面涌水、地層情況及相關(guān)理論公式分析得到表2數(shù)據(jù)，為煤層頂板冒裂數(shù)值計(jì)算和安全性分級分區(qū)預(yù)測奠定基礎(chǔ)。

表2 煤層開采“兩帶”劃分

3 采煤工作面開采覆巖破壞數(shù)值模擬

3.1 數(shù)值計(jì)算模型建立

計(jì)算中選用三維有限差分程序FLAC3D，根據(jù)巖層鉆孔柱狀特征和煤層開采布局構(gòu)建數(shù)值計(jì)算模型。針對小莊煤礦40201工作面回采情況進(jìn)行模擬，為煤層安全回采提供工程防治措施參考數(shù)據(jù)。4#煤層為主采煤層，偽頂是小于0.5 m的炭質(zhì)泥巖，不規(guī)則分布；直接頂是泥巖及薄煤層4-1煤層；老頂為砂質(zhì)泥巖，局部可見中細(xì)砂巖直接沖刷煤層形成頂板；底板巖性為泥巖、炭質(zhì)泥巖。煤層上覆巖層平均厚度400 m，最大厚度為523.12 m。按照實(shí)際情況與開挖條件，建立三維模型尺寸為1200 m×800 m×600 m(X工作面走向長度×Y工作面傾向?qū)挾取罿方向高度)，其中X走向方向兩邊留保護(hù)煤柱各300 m，Y傾向方向兩邊各向外延伸300 m，高度Z依據(jù)鉆孔數(shù)據(jù)確定，煤層頂板為516 m厚巖土層、底板為25 m巖層，煤巖層鉆孔柱狀特征見圖1。模型建成后初始應(yīng)力場形成，每個單元格初始應(yīng)力值為10-6數(shù)量級，模型各層應(yīng)力穩(wěn)定后達(dá)到原始開挖狀態(tài)。根據(jù)實(shí)際工作流程，工作面推進(jìn)方向?yàn)閄軸正方向，工作面采寬200 m，回采600 m，工作面每步開挖20 m，全過程分30步模擬工作面持續(xù)推進(jìn)。數(shù)值計(jì)算模型尺寸見圖2。

圖1 巖層鉆孔柱狀特征

圖2 數(shù)值計(jì)算模型尺寸

3.2 采動覆巖冒裂數(shù)值計(jì)算分析

工作面回采過程中巷道圍巖應(yīng)力分布如圖3所示。由圖3(a)可以看出，工作面回采30 m時圍巖由于受重力作用，煤層裸露頂板覆巖向采空區(qū)移動，覆巖運(yùn)移規(guī)律自采空區(qū)中心向四周持續(xù)擴(kuò)展，拉伸應(yīng)力分布區(qū)呈U型分布。前后煤壁主要支撐上覆基巖層重力，所受壓應(yīng)力最大值達(dá)4.20 MPa。工作面頂板產(chǎn)生局部應(yīng)力集中現(xiàn)象，兩煤層上分段回采后均遺留下大面積懸空頂，在綜合應(yīng)力(自重應(yīng)力為主)作用下懸空頂以其傾向深部層位局部煤巖體為“支點(diǎn)”向采空區(qū)方向產(chǎn)生下壓變形，造成“支點(diǎn)”以下局部范圍頂板處于上撬受力狀態(tài)，“支點(diǎn)”以上局部范圍頂板處于下壓受力狀態(tài)，形成傾向撬壓效應(yīng)。礦井采用單水平立井開拓方式，設(shè)計(jì)采3.6 m放9 m，實(shí)際采3.5～3.8 m放12 m，最大采放厚度可達(dá)13 m。頂板首次來壓出現(xiàn)在距開切眼48 m，第二次來壓出現(xiàn)在距開切眼92.3 m，第三次來壓距開切眼131 m。據(jù)此，工作面周期來壓步距42～52 m。當(dāng)開采厚度達(dá)13 m時，煤層開挖50 m時，直接頂和4-1煤層發(fā)生塑性變形，老頂圍巖保持穩(wěn)定，開采步距達(dá)60 m時，老頂破壞，破壞厚度達(dá)26 m，即初次來壓步距40～60 m。工作面開采至600 m時，直接頂、老頂遭到破壞，巨厚層含礫粗砂巖底部出現(xiàn)塑性破壞，破壞高度為80 m，塑性破壞180 m，而地表黃土層也出現(xiàn)塑性破壞。上覆巖層出現(xiàn)“三帶”(即冒落帶、裂隙帶、彎曲下沉帶)，且冒裂帶(冒落帶和裂隙帶)高度達(dá)180 m。當(dāng)開采厚度達(dá)13 m時，根據(jù)冒裂帶高度計(jì)算公式，冒裂帶高度達(dá)174 m，裂采比13.5∶1。

圖3 工作面回采過程中巷道圍巖應(yīng)力分布

3.3 采動覆巖冒裂變化特征分析

通過FLAC3D數(shù)值計(jì)算模擬結(jié)果，隨著工作面持續(xù)推進(jìn)對圍巖變形產(chǎn)生的位移進(jìn)行收集并繪制成圖形，對比工作面每次推進(jìn)時產(chǎn)生的位移變化量，分析采動覆巖冒裂相對變化。為了全面地描述變形破壞特征，采用每次掘進(jìn)變化量對比局部特殊點(diǎn)位移變化來作為圍巖變形特征指標(biāo)。采動覆巖冒裂變特征如圖4所示。由圖4可以得出，隨著時間的推移覆巖變形位移量在增大，反映出采空區(qū)應(yīng)力在持續(xù)釋放。隨著掘進(jìn)的持續(xù)深入，對第1次、第2次工作面掘進(jìn)圍巖位移變形量做差得到相對位移變化量，隨著時間的推移呈現(xiàn)逐步上升趨勢，工作面最大變形量發(fā)生在頂板位置，最大微應(yīng)變相對變化量是290.3 με/s。接下來工作面發(fā)生最大微應(yīng)變相對變化量是172.5 με/s。在工作面底部圍巖受力最小且變形量也最小。

圖4 采動覆巖冒裂變特征

圖5 覆巖冒裂微應(yīng)變相對變化量

覆巖冒裂微應(yīng)變相對變化量如圖5所示。由圖5可以看出，圍巖局部特殊點(diǎn)位移變形規(guī)律在工作面掘進(jìn)工作完成后實(shí)施全部監(jiān)測，相對最大變形量發(fā)生在工作面頂板位置，所以選取該部所在位置為局部特殊點(diǎn)位進(jìn)行綜合分析。當(dāng)工作面再次受到采動影響時，頂?shù)装鍑鷰r將會出現(xiàn)更多的變形和破壞，這導(dǎo)致工作面快速失效和不穩(wěn)定。伴隨著工作面的持續(xù)向前推進(jìn)，巷道受掘進(jìn)擾動作用而產(chǎn)生圍巖局部應(yīng)力集中現(xiàn)象，由此形成差異性的物理力學(xué)區(qū)域，但最終會處于應(yīng)力平衡狀態(tài)。最大變形量為143.5 με/s，可見頂板受力呈對稱分布規(guī)律。當(dāng)巷道受到巷道掘進(jìn)的干擾影響時，巷道會增加圍巖松動圈的范圍，同時發(fā)生變形和破壞，從而導(dǎo)致圍巖穩(wěn)定性的降低和應(yīng)力環(huán)境的破壞。當(dāng)巷道再次受到影響時，圍巖的變形和破壞會加劇，巷道的穩(wěn)定性也會被破壞。當(dāng)巷道再次受到干擾時，巷道圍巖的變形和破壞將會更加嚴(yán)重，這使得巷道支護(hù)的失效和不穩(wěn)定性迅速增加。

4 煤層頂板冒裂安全性分級分區(qū)預(yù)測

(1)采動覆巖冒裂安全性分級預(yù)測。煤層頂板冒裂安全性分級分區(qū)預(yù)測如圖6所示。由圖6可以看出，通過計(jì)算導(dǎo)水裂隙帶發(fā)育高度和洛河組高度差，將井田冒裂安全性劃分為危險性強(qiáng)區(qū)、危險性中區(qū)、危險性弱區(qū)及安全區(qū)。煤層頂板冒裂安全性分區(qū)見表3。

表3 煤層頂板冒裂安全性分區(qū)見

相對安全區(qū)中，導(dǎo)水裂隙帶高度距離洛河組含水層遠(yuǎn)近各異，相對安全區(qū)中安全性也不同，16倍裂采比并非可靠，基于導(dǎo)水裂隙帶高度距離洛河組含水層的距離，將相對安全區(qū)劃分為危險性中區(qū)、危險性弱區(qū)和安全區(qū)。

(2)煤層頂板冒裂安全性分區(qū)預(yù)測。綜合考慮4#煤層頂板冒裂安全性分區(qū)預(yù)測的裂采比為16：1，基于小莊礦鉆孔數(shù)據(jù)和裂采比，估算4#煤層導(dǎo)水裂隙帶高度，導(dǎo)水裂隙帶高度減去4#煤層至洛河組底板距離來判斷導(dǎo)水裂隙帶是否溝通洛河組含水層(用Δ表示差值)。其中，Δ=0表示安全性臨界值，Δ>0表示為危險區(qū)，Δ<0表示相對安全區(qū)，4#煤層開采可導(dǎo)通洛河組的面積為8.12 km2，占總面積的21%。當(dāng)導(dǎo)水裂隙帶高度距離洛河組含水層底界Δ<30 m時，區(qū)域?qū)傥ｋU性中區(qū)，當(dāng)30 m<Δ<80 m時，區(qū)域劃分為危險性弱區(qū)，當(dāng)Δ>80 m時，區(qū)域劃分為安全區(qū)(30 m、80 m分界值根據(jù)鄰近礦井裂采比值有大于20倍的現(xiàn)象給出的粗略分界值)。

圖6 煤層頂板冒裂安全性分級分區(qū)預(yù)測

5 結(jié)論

(1)通過《規(guī)定》、《規(guī)程》和《規(guī)范》中“兩帶”高度確定公式，針對冒裂帶高度進(jìn)行預(yù)測，分析得出井田冒裂帶高度預(yù)計(jì)的經(jīng)驗(yàn)公式，得出裂采比16∶1。

(2)基于有限元數(shù)值計(jì)算軟件FLAC3D對小莊煤礦40201工作面進(jìn)行模擬，結(jié)果顯示，頂板初次來壓距開切眼42～52 m，現(xiàn)場初次來壓步距47 m，數(shù)值計(jì)算和現(xiàn)場結(jié)果兩者一致。且工作面開采至600 m處時，頂板產(chǎn)生塑性破壞(冒裂帶)高度達(dá)174 m，裂采比是13.5∶1。

(3)綜采放頂煤采高13 m條件下，冒裂帶高度達(dá)到189 m。煤層頂板至洛河組含水層的高度差，確定冒裂安全性劃分為冒裂危險強(qiáng)、中、弱及安全區(qū)。