复杂采空区对工作面开采影响的数值模拟分析

周广飞，华心祝，钱 彪

(安徽理工大学煤矿安全高效开采省部共建教育部重点实验室，安徽淮南 232001)

复杂采空区对工作面开采影响的数值模拟分析

周广飞，华心祝，钱 彪

(安徽理工大学煤矿安全高效开采省部共建教育部重点实验室，安徽淮南 232001)

基于FLAC3D数值模拟软件对复杂采空条件下的工作面开采进行模拟，分别模拟不同推进距离对工作面基本顶塑性破坏区及围岩支承压力分布的影响，得出了采动过程中直接顶初次垮落步距和基本顶初次来压步距;煤层顶板开始与上覆破坏岩层导通时的推进距离;工作面最易发生压架事故的位置。模拟结果表明，运用数值模拟方法，可以较为全面地揭示复杂采空区下基本顶塑性破坏特征及破坏范围，围岩支承压力分布特征，有利于选择、优化设计方案，根据上覆煤层的采空条件，合理布置下部煤层工作面的开采位置。

复杂采空区;塑性破坏;支承压力;数值模拟

由于我国地质构造复杂，煤层赋存多样，以及上世纪80－90年代采煤工艺落后，加上对科学的发展观认识不够，存在大量挑肥拣瘦现象，单一追求产量，造成采区布置不合理，复杂采空区经常导致下部煤层开采时矿压显现明显，并且导致压架及突水事故，给生产单位造成极大的财产损失，给员工的人身安全带来极大的威胁，对矿井安全高效开采造成很大影响［1］。

国内外诸多学者对多煤层开采引起的围岩应力场与岩层变形破坏规律已经做了比较深入的研究，应用数值模拟对多煤层之间岩体的应力分布及塑性破坏特征、煤层间相互影响范围和影响程度的研究还不是很多。本文以淮南潘二矿12226上提工作面为工程背景，采用FLAC3D软件模拟研究复杂采空区下上提工作面支承压力分布特征以及顶板塑性破坏特征，深入分析复杂采空区对下部煤层开采的影响，对下部煤层工作面合理位置的确定以及工作面合理支护方式的选择等有重大意义。

1 地质条件

淮南矿业集团潘二煤矿12226工作面位于西二采区西翼二阶段，南临12126工作面，北临F31－5断层，东起西二采区上山，西到西三采区上山。工作面回采走向长579m，倾斜长152m，可采面积88008m2，可采储量295kt。12226工作面沿6－2煤顶板回采，6－2煤顶板岩性自切眼向西二采区上山由砂岩渐变为砂质泥岩。在工作面初放期间6－2煤顶板为5.8m中砂岩，基本顶为细砂岩，6－2煤厚0.4～1.0m，平均0.8m;6－1煤厚0.7～2.1m，平均1.7m;6－1煤与6－2煤之间的夹矸为泥岩，厚0.2～0.8m，平均0.5m;6－1煤直接底为8.7m泥岩，老底为11.3m的细砂岩;工作面倾角6～15°(平均10°)，具体见图1岩层综合柱状图。

12226工作面正上方是已经开采的16118工作面。16118工作面在开采过程中曾3次开切眼和3次停采，给12226工作面留下了形状复杂的采空区和煤柱。6－2煤距8煤22～27m左右。12226工作面位置关系见图2。

图1 12226工作面岩层综合柱状

图2 12226工作面位置关系

12226工作面开切眼位于8煤所留煤柱的正下部，在煤柱集中应力影响下，工作面直接顶初次垮落后，工作面压力一直维持在较高水平，给工作面的生产和安全造成巨大影响，在工作面出煤柱时发生了压架事故，造成个别支架的损坏。

2 数值模拟模型

结合潘二煤矿12226上提工作面和8煤层巷道的工程地质条件，运用FLAC3D数值模拟软件建立模型，对8煤层复杂采空区对底板12226工作面的动态影响和应力分布特征进行模拟。

2.1 几何模型及岩体物理参数

FLAC3D采用显式算法来获得模型全部运动方程的时间步长解，从而可以追踪材料的渐进破坏和垮落，这对研究开采的时间效应和空间效应是非常重要的［2］。模型中采用Mohr－Coulomb屈服准则来判断岩体的破坏，并且均不考虑塑性流动 (不考虑剪胀)。Mohr－Coulomb屈服准则判别表达式:

式 (1)，(2)中，σ1，σ3分别为最大和最小主应力，MPa;C为材料的黏聚力，MPa;φ为材料的内摩擦力，(°);σt为抗拉强度，MPa。当fs=0时，材料将发生剪切破坏;当ft=0时，材料产生拉伸破坏。

为了全面掌握12226上提工作面受上层16118遗留煤柱影响下支承压力的空间分布特征与采场应力变化规律，根据工作面及巷道布置特点，建立几何模型。模型由252960个单元，265167个节点组成。同时考虑到远场效应，网格划分采用等间距与不等间距相结合。

经过对现场两巷观测钻孔岩块样本的测试，获得煤系岩层的物理力学参数，结合邻近工作面的岩层物理－力学参数类比，12226上提工作面顶底板围岩物理－力学参数如表1所示。

表1 模拟岩层物理力学参数

3 数值模拟过程及结果分析

3.1 数值模拟计算

为了研究和了解随工作面的推进，12226上提工作面顶板应力分布特点及变形破坏等发展变化过程，在模拟过程中，设计工作面模型分解成8煤开采和6煤开采。8煤开采又分3个不同的区域，如图2所示:采空区1、采空区2、采空区3。6煤分步开挖，17个不同的开采阶段，分别为工作面推进5m，10m，15m，20m，25m，30m，35m，40m，45m，50m，55m，60m，65m，70m，80m，90m和100m。

3.2 数值模拟结果分析

3.2.1 工作面直接顶及基本顶来压步距

由图3(a)可知，当工作面推进至距切眼15m时，工作面煤壁前方煤层剪切破坏区域范围不断扩大，煤壁后方采空区顶板出现大面积拉破坏，应为直接顶板的初次垮落，与现场观测到的直接顶初次垮落步距相吻合。

图3 工作面推进不同距离时顶板岩体塑性区分布

由图3(b)，(c)可知，当工作面推进至距切眼40m时，工作面煤壁前方煤层剪切破坏区域范围趋于稳定，靠近煤壁处的基本顶及上部的基本顶出现了较大范围的剪切破坏区，在基本顶中下部则出现了大范围的拉破坏区域。综合来看，采空区上覆岩层中出现塑性破坏的面积明显增大，并出现延伸至基本顶上部的趋势，基本顶在两端出现了断裂，形成了较为严重的初次来压，判断基本顶初次垮落步距的范围是35～40m。与现场实测的初次来压开始步距36.7m，结束时步距39.2m相吻合。

8煤开挖后，底板岩层的原有抗压强度明显降低，但岩层的弹性性能尚未完全丧失，即岩石仍处于弹性状态;岩层的原有裂隙得到了明显地扩展，但尚未相互贯通;岩层具有一定的连续性和隔水能力［3－4］。但是当工作面推进到距切眼55m，由图3(d)可知，12226工作面顶板的破坏区域开始与上覆16118工作面开采后破坏的底板导通，基本顶在工作面前方失去整体性，丧失传递力，随着工作面的推进，基本顶在重复开采影响下，可大块的断裂，在短时间内工作面顶板急剧下降，造成压架事故［5］。同时由于顶板破坏区域发展在一起，产生的裂隙导通了16118采空区的积水，12226工作面开采时淋水严重，造成生产条件恶劣。

3.2.2 工作面不同推进距离下支承压力变化规律

在采场围岩应力重新分布范围内，作用在煤层、采空区冒落矸石或充填物上的层面垂直压力称为支承压力。支承压力作用下发生的煤体压缩和破坏、巷道围岩变形和支架受力及破坏、底板压缩或鼓起、冒落矸石或充填体压实等一系列现象统称为支承压力显现［6］。在煤层开采过程中支承压力引起的采场围岩变形对巷道维护和回采工作面落煤有直接影响，且对冲击地压、煤与瓦斯突出以及顶板的完整性、支架受力大小等也有直接影响。因此，采场支承压力分布规律是矿山压力控制的重要研究内容［7－9］。

在采场的推进过程中，上覆岩层悬露面积的增加会引起支承压力值的递增，岩层运动状态和煤体支承能力的改变则引起支承压力分布形态的变化。12226工作面推进位于不同位置时最大垂直应力与其对应位置如表2所示。

从表2可以看出，随着工作面的推进，最大垂直应力不断前移，但最大值的位置基本上位于y=142m这条线附近 (即位于8煤采空区2与8煤采空区3之间煤柱中部偏采空区2侧)，经现场观测支架发生损坏的范围基本在这一区域。工作面推进过程中，当工作面推进15m时直接顶开始垮落，而由于直接顶的垮落，煤层承载的上覆岩体量增加，使得煤壁附近的煤层及岩层进入塑性状态，承载能力下降，使得支承压力峰值点距工作面距离反而增大。工作面初次来压期间，随工作面向前推进，由于支承压力峰值增大使集中点附近的煤体和岩层进入塑性状态，其承载能力降低，而使支承压力峰值点位置后移，即支承压力的峰值点距工作面的距离逐渐增大。初次来压完成后第一次周期来压对支承压力峰值点位置的影响较大。

表2 工作面位于不同位置时最大垂直应力与其对应位置

由图4可知，当工作面从开切眼开始推进时，中部即受到煤柱的影响，但由于推进步距较短，顶板传递上覆岩层的力较小，工作面最大垂直应力与原岩应力的比值不大，当工作面推进35m时，最大垂直应力与原岩应力的比值开始增大，达到2.7～2.9倍。继续推进直到工作面出煤柱，垂直应力是原岩应力的3～3.2倍，但应注意到工作面最大垂直应力并不是煤柱集中应力与工作面超前支承压力的简单叠加，远大于叠加之和。

图4 最大垂直应力与工作面推进距离的关系

由图5可以看出，随着工作面推进，y=194m监测线最大垂直应力逐渐增大，在这个变化过程中，基本顶跨距逐渐增大，传递上覆岩层的压力增大，煤壁前方的支承压力有所提高，最大垂直应力相应增加;当工作面推进30m，距8煤层留设煤柱边缘的水平距离为10m时，应力开始迅速增大，说明煤柱的影响范围在10～20m。当工作面进入煤柱下方时，在煤柱集中应力和超前支承应力的影响下，最大垂直应力达到了极值。根据现场的观测，工作面支架正是在此范围内发生了压架事故，以至于被迫重开切眼，造成了严重的经济损失。当工作面出煤柱后压力急剧降低。

图5 y=194m监测线最大垂直应力与工作面推进距离的关系

图6为工作面推进到50m时，6煤层的垂直应力分布图。由图可知，在煤柱下方6煤形成明显的应力集中，工作面中上部压力比下部压力大，垂直应力峰值出现在工作面靠煤柱一侧，说明开采50m时，煤柱对12226工作面煤层的垂直应力影响十分明显，由于集中应力的影响，工作面发生了压架及支架损坏事故。

图6 工作面推进50m时垂直应力三维构造图

3.2.3 工作面不同推进距离下沿走向围岩应力变化规律

图7 y=140m剖面围岩应力与推进距离的关系

图7(a)，(b)为沿工作面中部做的一条剖面。由图可看出，由于受上覆8煤开采的影响，12226工作面顶底板有明显的增压区和降压区，工作面从开切眼开始即受到上覆煤柱集中应力的影响，当工作面推进到45m时，在煤柱集中应力和超前支承压力的影响下，6煤层最大垂直应力已与8煤柱上的支承压力比较接近。当推进到65m即位于煤柱正下方时，工作面最大支承压力达到极值，同时注意到由于6煤的开采，原来8煤柱上的集中应力有不同程度的释放，影响范围有所减小。

4 结束语

通过运用数值模拟软件，模拟了不同推进距离上覆复杂采空区对下层煤开采的影响，主要分析了下层煤顶板塑性破坏深度及破坏形式及工作面直接顶初次垮落与基本顶初次来压的动态变化，并得出了工作面直接顶初次垮落步距和基本顶初次垮落步距，着重研究了开采工作面支承压力的分布特点及支承压力随工作面推进的变化规律。对于上覆复杂的采空区，合理的工作面布置显得尤为重要，在煤柱和工作面超前支承压力的共同作用下应力集中明显。因此，工作面在开采前要选择阻力合适的液压支架，保证回采过程中支架的稳定性和安全性。

［1］陈炎光，钱鸣高.中国煤矿采场围岩控制［M］.徐州:中国矿业大学出版社，1994.

［2］谢文兵，陈晓祥，郑百生.采矿工程问题数值模拟研究与分析［M］.徐州:中国矿业大学出版社，2005.

［3］施龙青，宋振琪.采场底板“四带”划分理论研究 ［J］.焦作工学院学报 (自然科学版)，2000，19(4):241－245.

［4］肖福坤，段立群，等.采煤工作面底板破裂规律及瓦斯抽放应用 ［J］.煤炭学报，2010，35(3):417－419.

［5］靳钟铭，徐林生.煤矿坚硬顶板控制［M］.北京:煤炭工业出版社，1994.

［6］宋振琪.实用压力控制［M］.徐州:中国矿业大学出版社，1988.

［7］蒲 海，缪协兴.综放采场覆岩冒落与围岩支承压力动态分布规律的数值模拟［J］.岩石力学与工程学报，2004，23(7):1122－1126.

［8］靳钟铭，魏锦平，等.放顶煤采场前支承压力分布特征［J］.太原理工大学学报，2001，32(3):216－218.

［9］钱鸣高，刘听成.矿山压力及其控制［M］.北京:煤炭工业出版社，1992.

Numerical Simulation of Complex Gob's Influence on Coal Mining

ZHOU Guang-fei，HUA Xin-zhu，QIAN Biao
(Anhui Province and Education Ministry Co-construct Key Laboratory of Mine Safety and High-efficiency Mining，Anhui University of Science＆ Technology，Huainan 232001，China)

Applying FLAC3Dto simulating coal mining under the condition of complex gob，the influence of different mining lengths on plastic failure area of basic roof and abutment pressure distribution was analyzed.First weighting pace of immediate roof，periodical weighting pace of basic roof，mining length when roof connected overlying broken strata，and mining place where powered supports were easy to be crushed.Numerical simulation could fully reveal roof plastic failure characteristic and range，and abutment pressure distribution characteristic under the condition of complex gob.It was suitable for selecting and optimizing design projection，and finding rational location of mining face under gob.

complex gob;plastic failure;abutment pressure;numerical simulation

TD325.3

A

1006-6225(2012)03-0009-04

2011－12－31

周广飞 (1986－)，男，山东荷泽人，在读硕士研究生，主要从事矿山压力与岩层控制方面研究。

［责任编辑于海湧］

基础研究