宮 耀，李 浩,陳永春，安士凱

(1.淮南礦業(yè)(集團)有限責任公司，安徽 淮南 232001；2.平安煤炭開采國家工程技術研究院有限責任公司，安徽 淮南 232001；3.安徽省煤礦綠色低碳發(fā)展工程研究中心，安徽 淮南 232001)

0 引言

隨著煤炭資源的持續(xù)開采，我國淺部煤炭資源已趨于枯竭，煤炭資源開采方向已逐步向深埋深和地質構造條件復雜的煤層轉變[1-2]。在我國煤炭資源中，厚煤層(≥3.5 m)儲量豐富，可采資源儲量占據全國煤炭可采資源儲量的40%以上，對我國煤炭工業(yè)的發(fā)展起著至關重要的作用[3-4]。隨著煤炭裝備制造業(yè)和開采工藝水平的發(fā)展，大采高綜放開采技術已成為厚煤層開采發(fā)展的主要方向之一[5]。但是大采高綜采工作面可能遇到礦壓顯現強烈[6]、巷道大變形[7]及支護設備可靠性[8]等難題，同時在開采過程中，大采高工作面回采勢必會引起更為強烈的應力集中現象，應力的集中將對工作面頂板的空間結構產生重大破壞，影響煤炭安全開采[9]。因此，研究大采高綜采工作面覆巖破壞機理和礦井壓力顯現演變規(guī)律對于礦井煤炭資源安全開采具有重要意義。

為此，以淮南礦區(qū)謝橋煤礦1242(3)工作面為背景，構建工作面模型，并對工作面覆巖頂板破壞特征和礦井顯壓演變規(guī)律進行深入研究，最終結合現場實驗結果進行驗證，以期得到該工作面覆巖頂板破壞特征和礦井顯壓演變規(guī)律。

1 工作面概況

謝橋煤礦1242(3)工作面位于礦井西翼C組采區(qū)13-1號煤層四階段，如圖1所示，走向方向長度2 923.8 m，傾斜方向長度362.9 m，東起西翼C組采區(qū)下山，西至F5-1邊界斷層，北鄰1232(3)下順槽，南達13-1號煤層-658 m底板等高線。其中北側1232(3)工作面已回采完畢，兩相鄰工作面之間留設有7.0 m寬的煤柱。1242(3)工作面回風巷與運輸巷平行布置，巷道斷面形狀為直角梯形，凈寬度5.0 m，平均高度3.0 m[10]。工作面采用走向長壁一次采全高綜采放頂煤開采法開采，采空區(qū)采用全部垮落法處理。

圖1 謝橋煤礦1242(3)工作面位置示意Fig.1 Location of 1242(3) working face in Xieqiao Coal Mine

1242(3)工作面所處的13-1號煤層起伏較大，整體西高東低，煤厚1.2～7.0 m，均厚5.1 m，平均傾角15°，煤層直接頂為泥巖及13-2號煤層，局部為砂質泥巖直接覆蓋于煤層之上，層厚0～12.2 m，均厚8.4 m；老頂為細砂巖，層厚1.8～11.5 m，均厚3.8 m；直接底為泥巖，層厚0.8～5.1 m，平均厚4.1 m。另據三維地震勘探資料分析，影響工作面布置和采掘的斷層有10條，均為正斷層，其中落差小于3 m斷層1條，落差3～5 m的斷層5條，落差大于5 m的斷層4條。

2 數值模擬研究

2.1 模型的建立和計算參數的選取

為如實反映大采高綜采工作面采場覆巖頂板破壞特征和礦井顯壓演變規(guī)律，采用三維有限差分計算軟件FLAC3D對1242(3)工作面進行建模分析。建立的模型走向方向長240 m，高度方向長100 m，傾角為15°，視角方向為沿工作面傾向方向中部，計算中采用Mohr-Coulomb criterion of rock failure判斷巖體破壞程度，其中建立模型所采用巖層的巖性及厚度見表1。

表1 采用巖層及厚度Table 1 Adopt rock strata and thickness

建立的1242(3)工作面模型需對巖層賦以巖石物理力學參數，因現場采樣限制，僅采集到13-1號煤層、13-1號煤層直接頂、13-1號煤層直接底樣品(其中13-1號煤層直接底樣品較為破碎，導致彈性模量及泊松比測試數據不實)，其他層位巖石物理力學參數數據取自周圍回采工作面、鉆孔或采區(qū)內巖石物理參數平均數據[11-13]。其中13-1號煤及圍巖力學性質實測數值見表2。

表2 13-1號煤及圍巖力學性質實測結果Table 2 Measured results of mechanical properties of No.13-1 coal and surrounding rock

基于上述巖層巖性、巖層厚度及實測與收集的巖石物理力學參數，建立工作面模型煤巖層的賦存情況模型(圖2)，并通過步驟運算得出工作面模型平衡后的應力狀態(tài)模型(圖3)。

圖2 1242(3)工作面模型煤巖層的賦存情況Fig.2 Occurrence diagram of model coal strata in 1242(3) working face

圖3 1242(3)工作面模型平衡后的應力狀態(tài)Fig.3 Stress state diagram of 1242(3) working face model after equilibrium

2.2 模擬方案

為模擬工作面回采時所引起的覆巖破壞特征及礦井顯壓規(guī)律特征，限制了模型4個立面及底面均固定法向位移，并考慮模型上方500 m厚巖層采用等效載荷替代。每次沿工作面走向方向開挖10 m，共開挖20次，其中初始開挖為開挖切眼處10 m。

3 工作面覆巖頂板破壞特征

根據1242(3)工作面模型開挖模擬方案，可以得到每開挖10 m(直至200 m)的工作面覆巖頂板破壞規(guī)律圖。本文僅展現破壞較為典型的開挖距離覆巖頂板破壞圖，即開挖10 m、40 m、70 m、100 m、150 m、200 m，如圖4所示。由圖4(a)可以看出，當工作面在推出切眼10 m時，覆巖破壞形狀類似倒碗狀，覆巖破壞高度可達8.4 m，煤層上方的軟弱巖層(巖層編號5～11)基本能夠垮落，可認為是直接頂的初次來壓顯現。

由圖4(b)可以看出，當工作面繼續(xù)向前推進至40 m時，覆巖破壞形狀開始發(fā)生變化，靠近初始切眼處破壞形狀依舊類似倒碗狀，但沿著推進方向頂板出現雙峰狀破壞，雙峰偏向切眼處。工作面覆巖頂板破壞高度持續(xù)向上發(fā)展，達到19.3 m，40 m處開挖破壞高度為7.1 m，遠大于20 m開挖處1.3 m和30 m開挖處2.5 m。其中上覆的3.8 m的細砂巖(巖層編號14)和3.3 m的砂質泥巖層(巖層編號13)發(fā)生破斷，認為開挖至此處已經發(fā)生了基本頂的破斷，即工作面基本頂初次來壓步距約為40 m。

由圖4(c)可以看出，當工作面繼續(xù)向前推進至70 m時，開挖40 m處的雙峰狀破壞已與切眼處的倒碗狀破壞相結合，沿推進方向出現多峰狀破壞，多峰偏向初始切眼處，但有向上發(fā)展破壞的趨勢。導致工作面覆巖頂板破壞高度持續(xù)向上發(fā)展至上部7.5 m厚的泥巖部分(巖層編號19)，從50 m開挖處的20.4 m逐漸發(fā)展至30.2 m。

圖4 不同開采距離覆巖頂板破壞情況Fig.4 Failure of overlying rock roof at different mining distances

由圖4(d)可以看出，當工作面繼續(xù)向前推進至100 m時，工作面初始切眼位置的左上方在模擬圖上出現了應力破壞密集處，該應力破壞密集處會向工作面的前進方向施加正壓力，導致切眼處倒碗狀持續(xù)向上發(fā)展，出現不規(guī)則峰狀，偏向工作面推進方向，而沿著工作面推進方向的多峰狀也因推進方向應力的疊加，頂板破壞高度繼續(xù)向上發(fā)展，方向逐漸由偏向初始切眼處向工作面推進方向，此時頂板破壞高度達到32.3～46.5 m，覆巖頂板破壞發(fā)展到頂部12.4 m后的砂質泥巖(巖層編號21)和23.4 m厚的粉細砂巖(巖層編號22)。

由圖4(e)和圖4(f)可知，當工作面繼續(xù)向前推進至150～200 m時，工作面臨近區(qū)域的頂板破壞高度達到50 m左右。工作面初始切眼位置左上方的應力破壞密集處已與下伏頂板破壞巖層匯合，倒碗狀完全消失，應力方向偏向工作面推進方向。但因沿工作面推進方向其充分破壞的區(qū)域較工作面滯后，這個階段可認為工作面已經達到充分采動，此時工作面開采需要保持合理的推進速度，避免強烈的礦壓顯現在工作面推進前方。

進一步統計分析可得工作面推進距離與覆巖破壞高度的關系如圖5所示。在工作面向前推進至100 m前，采煤覆巖頂板破壞高度增加迅速，當工作面向前推進超過100 m時，采煤覆巖頂板破壞高度增加逐漸變緩，當工作面向前推進超過150 m時，采煤覆巖頂板破壞程度基本不變。

圖5 工作面推進距離與覆巖頂板破壞高度的相互關系Fig.5 The relationship between the advancing distance of the working face and the failure height of the overlying roof

結合上述覆巖破壞高度，考慮上覆覆巖頂板容重均為2 680 kN/m3時，換算得到在工作面推進至100 m時，計算得到支護阻力為12 794.66 kN/架，在工作面推進至150 m時，計算得到支護阻力為14 583.16 kN/架，在工作面推進至200 m時，計算得到支護阻力為15 133.47 kN/架，可以預計，因工作面向前推進150 m后，采煤覆巖頂板破壞程度基本不變，計算得到其后期支護阻力在地質條件趨同的情形下可能不超過16 000 kN/架。但10 000 kN以上的垂直應力所需的支架阻力超過額定工作阻力的可能性增大，考慮到頂板充分破壞到此層位所需時間較長，此時應保持合理的推進速度，將礦壓顯現甩向采空區(qū)，減少因礦井壓力過高導致煤壁易于坍塌、垮落，進一步引起煤體松軟、破碎，無法承受更高應力。

4 工作面垂直應力分布規(guī)律

根據工作面模型開挖模擬方案，可以得到每開挖10 m(直至200 m)的工作面模型不同開采距離垂直應力分布情況，同樣僅展現較為典型的不同開采距離垂直應力分布情況圖(開挖10 m、40 m、90 m、100 m、150 m、200 m)，如圖6所示。

從圖6(a)和圖6(b)可以看出，當工作面在推出切眼10 m時和沿工作面向前推進40 m時，覆巖頂板垂直應力圖顯示為倒碗狀，且覆巖頂板和底板處為應力降低區(qū)，切眼及工作面推進方向處為高應力區(qū)，且在推進至40 m時開始顯現出峰狀趨勢，可以理解為基本頂初次來壓。

從圖6(c)和圖6(d)可以看出，當工作面推進至90～100 m時，工作面煤壁前方始終存在應力集中現象，工作面頂板和底板出現應力降低區(qū)，但工作面推進至90 m及之前，覆巖頂板應力降低區(qū)域呈現為單峰狀，工作面推進至100 m及其之后，頂板應力降低區(qū)域開始向雙峰狀發(fā)展，其中單個峰可以認為其礦壓應力出現的證據。

圖6 不同開采距離垂直應力分布情況Fig.6 Vertical stress distribution at different mining distances

從圖6(e)和圖6(f)可以看出，當工作面推進至150～200 m時，工作面應力分布區(qū)域與推進至90～100 m趨勢相同，但應力出現較為明顯的多峰狀。

從圖6總體分析可見，在工作面向前持續(xù)推進的過程中，工作面煤壁前方始終存在應力集中現象，這是由于基本頂形成了砌體梁結構，使處于超前支承壓力升高區(qū)的煤巖體承受應力較高，工作面頂板和底板始終出現應力降低區(qū)，當工作面推進90 m及以前，頂板應力降低區(qū)域呈現單峰狀，工作面推進100 m之后，頂板應力降低區(qū)開始向雙峰狀及多峰狀發(fā)展。

根據上述圖6(f)可以統計每一次礦壓顯現的位置，因本次模擬視圖為工作面中部，可以與后期工作面布置支架時中部支架所受到的垂直應力進行對比。本次通過數值模擬得出在推進200 m時，工作面中部礦壓共顯現16次，模擬周期礦井來壓步距為6.879～21.431 m，平均為11.609 m，模擬礦壓顯現數據見表3。

表3 垂直應力來壓位置及步距Table 3 Vertical stress weighting position and step

通過統計分析每次工作面割煤推進時工作面煤壁前方的支承壓力分布規(guī)律(圖7)，可以發(fā)現隨著工作面的逐漸推進，工作面煤壁前方的支承應力集中峰值逐漸增大，峰值位置從工作面煤壁前方3 m位置逐漸穩(wěn)定在4 m位置。從超前支承壓力的分布曲線看，工作面前方20 m范圍內受到采動的影響比較劇烈，工作面前方20 m以外的區(qū)域受到采動影響程度較小。

圖7 工作面前方支承壓力分布規(guī)律Fig.7 Distribution law of support pressure in front of working face

因為工作面在向前推進時，工作面前方支承壓力隨著推進過程持續(xù)，前方支承壓力峰值不斷增加。在工作面推進0～100 m時，支承壓力峰值增加較為迅速，而工作面100～200 m時，推進較為緩慢，與前述覆巖頂板破壞規(guī)律類似。其中在工作面推出切眼位置時，支承壓力峰值在3 m位置處僅為24 MPa，在工作面推進至200 m時，支承壓力峰值在4 m處達到36 MPa，可以推算，在同樣的地質條件下，支承壓力峰值可能不會超過40 MPa。

根據其采動影響范圍可以判斷，隨著工作面的持續(xù)推進，支承壓力峰值后的穩(wěn)定支承壓力也逐漸增加，但在影響至前方20 m處，支承壓力穩(wěn)定值差值減少，甚至近似相等。依此，可以判斷1242(3)工作面超前支承壓力影響范圍為20 m，巷道超前支承范圍可以采用此次模擬數值。

5 現場試驗驗證

工作面共布置有210臺液壓支架，其中有202臺普通液壓支架、4臺過渡液壓支架、2臺端頭液壓支架及2臺排頭液壓支架，并按照相應距離在5#、15#、25#、35#、45#、55#、65#、75#、85#、95#、105#、115#、125#、135#、145#、155#、165#、175#、185#、195#、205#共21個支架安裝有KJ21支架壓力在線監(jiān)測系統支架壓力記錄儀，實現工作面支架壓力數據實時上傳。

因為本次數值模擬的窗口為沿工作面傾向方向中部，所以與之相對應的液壓支架為105#，通過判斷105#液壓支架所接收的來壓位置、來壓步距和工作面液壓支架實測壓力來驗證此次數值模擬的真實性。

5.1 來壓位置與來壓步距驗證

截至資料收集階段，工作面共向前推進140 m，105#液壓支架共接收到11次礦井來壓。通過分別繪制模擬來壓位置與實測來壓位置圖、模擬來壓步距與實測來壓步距圖(圖8)可以發(fā)現，模擬來壓位置與實測來壓位置距離相近，差值最大為3.98 m，平均差距為1.96 m。可以認定為模擬來壓位置效果較好。而模擬來壓步距與實測來壓步距有2處相差較大，集中在第4次與第5次來壓，考慮原因為在開采工作面前方55 m處有一落差5 m的斷層，導致其來壓步距相差甚大，除此外，其余模擬來壓步距與實際來壓步距比值均在0.82～1.06，可認為模擬來壓步距效果較好。

圖8 來壓位置與來壓步距模擬與實測對比Fig.8 Comparison between simulation and actual measurement of weighting position and weighting step distance

5.2 工作面液壓支架實測壓力驗證

通過分析選取工作面105#液壓支架2個半月的壓力數據，發(fā)現工作面非正常生產期間特別是連續(xù)停產2 d以上時，該液壓支架出現壓力明顯增高甚至安全閥開啟的現象。支架工作阻力平均為9 740 kN/架，最大為12 800 kN/架，將要達到額定工作阻力13 000 kN/架，在停產時期壓力監(jiān)測曲線出現明顯的鋸齒狀安全閥開啟壓力曲線。表明在工作面正常生產期間保持合理的推進速度，工作阻力將不會超過液壓支架額定工作阻力，當工作面非正常生產期間，將出現較明顯的超過液壓支架額定工作阻力現象。但目前未超過根據覆巖破壞高度推算的16 000 kN/架的最大支架工作阻力，表明驗證結果有一定的正確性，需等待后期工作面繼續(xù)推進來驗證其正確性。

6 結論

(1)通過對工作面的覆巖頂板破壞高度進行數值模擬預測分析，可以確定工作面推進10 m時，有直接頂的初次來壓體現；工作面推進40 m時，有基本頂的初次來壓體現；工作面推進150 m時，達到了充分采動。且在工作面向前推進至100 m前，采煤覆巖頂板破壞高度增加迅速，當超過100 m時，破壞高度增加逐漸變緩，當超過150 m時，破壞程度基本不變。并對煤礦開采速度提出要求，推算最大支承阻力不超過16 000 kN/架，要控制開采速度將礦壓顯現甩向采空區(qū)。

(2)通過對工作面的垂直應力進行數值模擬預測分析，可以確定在工作面向前推進時，工作面煤壁前方始終存在應力集中現象，工作面頂板和底板始終出現應力降低區(qū)，當工作面推進90 m及以前，頂板應力降低區(qū)域呈現單峰狀，工作面推進100 m及以后，頂板應力降低區(qū)開始向雙峰狀及多峰狀發(fā)展。并通過其峰狀分布預測了來壓位置與來壓步距，推算出超前支承壓力影響范圍為20 m。

(3)利用現場實測數據，對模擬來壓位置與來壓步距進行驗證，總體符合模擬規(guī)律；同時對工作面液壓支架實測壓力進行驗證，在資料收集結束前，液壓支架支承阻力目前未超過推算支承阻力，且最大值相差約3 000 kN。