董 甜 高召寧

（安徽理工大學礦業(yè)工程學院，安徽 淮南 232001）

綜放開采技術是一種適用于厚煤層開采的產(chǎn)量高、生產(chǎn)成本少、經(jīng)濟效益好、安全有保障的采煤方法[1]。隨著綜放開采技術的發(fā)展應用，人們在關于綜放采場的覆巖運動規(guī)律及礦山壓力理論方面進行了大量的研究工作。錢鳴高等[2-4]根據(jù)煤層開采時基本頂?shù)钠茢嗵卣鳎⒘嘶卷敂嗔亚昂蟮膹椥曰A梁模型。張頂立等[5]提出了綜放開采覆巖結(jié)構(gòu)的基本形式，建立了綜放面采場圍巖力學模型。王家臣等[6]運用FLAC3D數(shù)值模擬軟件對不同直接頂厚度的綜放工作面開采過程進行分析，得到以大青灰?guī)r為堅硬頂板的工作面開采過程中應力變化特征。陳忠輝等[7]通過數(shù)值模擬的手段對頂煤、頂板的三維采場模型進行研究，得到了該模型的變形破壞模擬結(jié)果，為實際工況提供一定的參考價值。王金華等[8]提出了特厚煤層綜放開采頂煤體“三帶”結(jié)構(gòu)模型，即自下而上分別為“散體帶”“塊體帶”“裂隙梁帶”。柴敬等[9-10]對綜放工作面的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律進行研究，提出高韌性煤層放頂煤開采具有明顯的周期來壓以及復合關鍵層自下而上逐步發(fā)生破斷，出現(xiàn)同步和非同步破斷現(xiàn)象。

目前，關于綜放開采技術的研究主要集中在單一厚煤層方面[11-12]，涉及近距煤層合層綜放開采問題研究較少。基于此，該文以渦北煤礦842 首采綜放工作面為工程背景，采用相似模擬試驗和數(shù)值分析方法，研究81與82煤層合層綜放開采時覆巖移動破壞和超前支承壓力分布規(guī)律。

1 概況

渦北煤礦842 工作面為首采工作面，可采走向長1750 m，傾斜寬140 m，開采的81煤厚2.70～7.00 m（平均4.19 m）、82煤厚1.70～4.40 m（平均3.28 m），夾矸厚0.50～3.70 m（平均1.51 m），巖性為泥巖，局部為碳質(zhì)泥巖。81與82煤層間距0.5～6.77 m，平均2.23 m。煤層結(jié)構(gòu)較為簡單，傾角范圍為15°～32°，平均25.5°。利用單一走向長壁后退式綜采放頂煤采煤方法對842 工作面進行開采，割煤高度2.5 m，采放比2.5/7.20=1:2.88。

2 開采覆巖移動破壞規(guī)律研究

2.1 相似模擬模型設計

本次相似模擬試驗模型沿842 工作面走向采用平面應變模型，模型尺寸為長×寬×高=300 cm×30 cm×130 cm。 幾 何 相 似 常 數(shù) 為Cl=Lp:Lm=1:0.01，密度相似常數(shù)為Cρ=ρp:ρm=1:0.6。模型左右邊界各留設20 cm 煤柱，切眼寬8 cm，每隔兩小時開采一次，每次開采2.4 cm，模擬工作面實際推進長度260 m。

模型制作時在82煤底板預埋4 個壓力盒，待模型曬干后，用石灰將模型表面刷白并布置位移測點，位移測點間隔10 cm。各測點布置如圖1。

圖1 相似模擬測點布置（mm）

2.2 回采工作面礦壓顯現(xiàn)特征

回采工作面從模型右側(cè)開始，隨著推進距離增加，直接頂懸露面積增大，當達到其極限跨距時開始垮落。由于基本頂?shù)膹姸容^大，直接頂發(fā)生初次垮落后，基本頂處于懸露狀態(tài)，以“板”的形式支撐上覆巖層的重量。當工作面推進到28 m 時，基本頂砂巖層發(fā)生初次破斷垮落。此后，隨工作面推進，基本頂發(fā)生周期性破斷，回采工作面也呈現(xiàn)出周期性來壓現(xiàn)象，周期來壓步距為15～20 m，平均為17.5 m，每次周期來壓都會引起上覆巖層較大的變形和破壞?；卷攣韷翰骄嘁姳?。

表1 基本頂來壓步距 m

2.3 上覆巖層破斷特征

842 綜放工作面回采結(jié)束后，待覆巖移動破壞穩(wěn)定后測量其垮落帶和導水斷裂帶，得到垮落帶高度為38 m，在開切眼附近斷裂帶的最大發(fā)育高度為103.8 m，為采高的10.7 倍；在停采線附近斷裂帶的最大發(fā)育高度為95.4 m，為采高的9.8 倍。從巖層的破壞程度來看，垮落帶中的巖石塊度較小，碎脹系數(shù)較大，排列較為雜亂；斷裂帶中的巖石塊度較大，排列較為整齊，碎脹系數(shù)較小。上覆巖層體破斷特征如圖2。

圖2 842 工作面開采結(jié)束后上覆巖層破斷特征

從相似模擬試驗過程中得出，當產(chǎn)生初次來壓時，煤層上方離層裂隙迅速發(fā)育拓展，在下一個周期來壓期間，煤層上方離層裂隙主要沿橫向擴展，可以看出裂隙長度和離層高度隨工作面的推進而不斷拓展延伸，其中豎向離層裂隙的最終長度發(fā)育較短。工作面推進過程中，低位覆巖呈梯形破壞演化特征，在工作面后方裂隙不斷地經(jīng)歷發(fā)育、閉合壓實階段，裂隙發(fā)育豐富區(qū)處于工作面后方和切眼前方采空區(qū)上方的覆巖中。

隨著工作面推進距離的增加，離層層位不斷向上發(fā)展，裂縫范圍增大，上覆巖層中的離層裂隙呈臺階式向上發(fā)展。

2.4 支承壓力分布特征

1）開切眼處支承壓力分布特征

根據(jù)模型中應力實驗觀測數(shù)據(jù)得出，842 綜放工作面回采過程中開切眼處支承壓力分布曲線如圖3。

圖3 開切眼處支承壓力分布曲線

隨著工作面的推進，布置在開切眼測點處的支承壓力隨之變化。當工作面推進至距切眼17 m 時，支承壓力第一次達到峰值，支承壓力峰值大小為23.9 MPa，集中系數(shù)為1.08。此后直接頂初次垮落，開切眼測點處支承壓力有所減小。當工作面繼續(xù)推進，開切眼測點處支承壓力再次逐漸增大。

當工作面推進距切眼煤壁27 m 時，支承壓力再次達到峰值，為37.7 MPa，支承壓力集中系數(shù)為1.71?；卷敽蜕细矌r層的自重應力開始轉(zhuǎn)移給工作面前后煤壁支撐，導致煤壁發(fā)生變形，這預示著基本頂即將發(fā)生初次來壓。當工作面向前推進距切眼28 m 時，基本頂?shù)谝淮螖嗔?，回采工作面初次來壓，之后開切眼處測點支承壓力略有減小。再次繼續(xù)推進工作面后，測點支承壓力又逐漸增大，與支承壓力第一次達到峰值的變化規(guī)律類似。當工作面距切眼60 m 時，支承壓力第三次達到峰值，為46.5 MPa，集中系數(shù)為2.10。當工作面距切眼80 m時，支承壓力第四次達到峰值，為50.3 MPa，集中系數(shù)為2.28。

隨著工作面推進，支承壓力變化幅度較小，說明之后工作面回采對開切眼處壓力影響不大。在842 首采綜放工作面整個開采過程中，切眼后方煤柱內(nèi)的支承壓力始終大于原巖應力。

2）停采線處支承壓力分布特征

根據(jù)模型中應力實驗觀測數(shù)據(jù)可以得出，842綜放工作面回采過程中停采線處支承壓力分布曲線如圖4。

圖4 停采線處支承壓力分布曲線

隨著回采工作面的推進，超前支承壓力在煤壁前方50 m 處開始有響應，但是增長速率緩慢。當工作面推進距離停采線處測點小于30 m 時，支承壓力增長速率顯著增大；而后繼續(xù)向前推進工作面直至距離停采線處測點10 m 時，支承壓力達到最大值，為42.38 MPa，應力集中系數(shù)1.99；隨后支承壓力急劇降低，當工作面推進至停采線測點上方時，支承壓力降到最低。

3 覆巖變形破壞規(guī)律數(shù)值分析

3.1 數(shù)值模型建立與參數(shù)設計

本次數(shù)值分析實驗采用FLAC3D建立三維數(shù)值模型，幾何尺寸為長×寬×高=230 m×500 m×220 m。對該模型的XYZ 坐標軸分別定義為工作面的傾向、走向和鉛直方向，其中鉛直向上為正方向。

模型的邊界條件為模型側(cè)面水平位移為0，底部垂直位移為0。模擬842 工作面采深高度為850 m，上覆巖層自重應力為21.2 MPa。本次模擬工作面連續(xù)推進140 m，每次開挖20 m，采空區(qū)周邊留設50 m 的煤柱。

3.2 采場圍巖走向應力云圖分析

模擬結(jié)果如圖5 所示，反映了支承壓力隨工作面推進距離增加的演變過程。

圖5 工作面推進不同距離下支承壓力分布云圖

工作面的回采導致原先穩(wěn)定圍巖狀態(tài)發(fā)生破壞，采場圍巖應力重新分布，如圖5 所示。采空區(qū)的上覆巖層應力呈現(xiàn)出對稱分布，并在工作面前后出現(xiàn)集中應力現(xiàn)象。隨著工作面的不斷推進，工作面的前方支承壓力逐漸增大，與應力集中系數(shù)成正相關。當工作面推進距離從70 m 增加到110 m 時，工作面前方支承壓力峰值從28.49 MPa 增加到37.72 MPa，應力集中系數(shù)從1.34 增加到1.78，同比增長32.8%。隨后工作面向前推進至150 m 時，工作面前方支承壓力峰值為43.19 MPa，應力集中系數(shù)為2.04，同比增長14.6%；當工作面回采過程即將完成，即推進至190 m 時，工作面前方支承壓力峰值為46.67 MPa，應力集中系數(shù)2.22，同比增長7.8%。

3.3 超前支承壓力分布特征

為分析不同推進距離下超前支承壓力分布規(guī)律，消除側(cè)向支承壓力對其產(chǎn)生影響，從而導出工作面中部位置的超前支承壓力分布曲線圖，反映了超前支承壓力隨工作面推進距離增加的演變過程，如圖6。

圖6 工作面超前支承壓力分布

隨著工作面推進，采場圍巖應力場發(fā)生改變，在工作面前方形成超前支承壓力，此支承壓力變化規(guī)律與相似模擬試驗的支承壓力分布類似。超前支承壓力在煤壁前方0～10 m 范圍內(nèi)呈線性增長，在煤壁前方10～50 m 范圍內(nèi)超前支承壓力迅速降低，距離煤壁50 m 以后逐漸趨向于原巖應力。

在工作面不斷推進過程中，超前支承壓力峰值逐漸增長，在煤壁前方10 m 處出現(xiàn)超前支承壓力峰值，由26.87 MPa 增大為42.34 MPa，應力集中系數(shù)由1.27 增大為2.00。

近距煤層合層綜放開采過程中，采空區(qū)頂板出現(xiàn)拉伸破壞的現(xiàn)象，工作面向前推進過程中，采空區(qū)上方出現(xiàn)應力降低區(qū)，并不斷地以拱形的形態(tài)逐漸向上發(fā)展，由圖5（d）可知，應力降低區(qū)高度為40 m，與垮落帶高度相吻合。

3.4 采場圍巖走向垂直位移云圖分析

為了研究工作面回采對巖層位移的影響，對工作面推進不同距離時采場圍巖垂直位移云圖進行分析，如圖7 所示，并繪制出頂板的垂直位移變化曲線如圖8 所示，反映了頂板垂直位移隨工作面推進距離增加的演變過程。

圖7 工作面推進不同距離下垂直位移分布云圖

圖8 工作面走向方向采空區(qū)中央位置垂直位移變化曲線

隨著工作面的不斷推進，采場圍巖位移場發(fā)生改變，采空區(qū)上覆巖層位移呈現(xiàn)出對稱分布。此位移場變化規(guī)律與應力場演變過程類似。

采空區(qū)下方底板巖層運動方向與上覆巖層相反，形成底鼓區(qū)域。對覆巖位移演化研究表明，距離采空區(qū)越遠的巖層位移越小，且最終的下沉量較低。

由圖8 可知，頂板下沉量隨著工作面的推進逐漸增大，當工作面推進至70 m 時，頂板最大下沉量為1.55 m；當工作面推進至110 m 時，最大下沉量為2.69 m；當工作面推進至150 m 時，最大下沉量為3.93 m；工作面推進到190 m 時，頂板最大下沉量達到回采階段的最大值，為5.84 m。工作面由起始推進至190 m 的過程中，覆巖下沉趨勢逐漸明顯，采空區(qū)兩側(cè)的下沉量低于采空區(qū)中部的下沉量。

4 結(jié)論

1）根據(jù)相似模擬試驗研究得出近距煤層合層綜放開采時頂板明顯呈“兩帶”，其中垮落帶高度38 m，開切眼附近斷裂帶高度103.8 m，停采線附近斷裂帶高度95.4 m；842 工作面合層綜放開采時基本頂初次來壓步距28 m，周期來壓步距17.5 m。

2）通過數(shù)值分析模擬渦北煤礦842 工作面不同推進距離下的應力場和位移場演變規(guī)律，研究工作面超前支承壓力經(jīng)歷了不斷增長的動態(tài)變化過程，其規(guī)律與頂板位移變化頗為相似。近距煤層合層綜放開采數(shù)值分析中工作面頂板最大下沉量和超前支承壓力分別在推進距離為190 m 時達到最大，下沉量為5.98 m，支承壓力峰值為46.67 MPa，應力集中系數(shù)為2.2；并且工作面兩端有應力集中現(xiàn)象，采空區(qū)上部形成應力釋放區(qū)，對采空區(qū)頂板造成拉伸破壞，需加強對近距煤層的支護。

3）近距煤層合層綜放開采工作面相似模擬與數(shù)值分析支承壓力變化規(guī)律能夠相互驗證，即綜放工作面主要存在原巖應力區(qū)、應力增高區(qū)和應力降低區(qū)三個應力分區(qū)。