大采高厚煤层采场覆岩结构与运动分析

张　蓓

(山西省国新能源发展集团有限公司，山西 太原 030006)

采选技术

大采高厚煤层采场覆岩结构与运动分析

张蓓

(山西省国新能源发展集团有限公司，山西 太原 030006)

摘要：覆岩结构及运移特征受工作面采出空间影响较大，其对工作面围岩矿压显现程度起主要控制作用。以某煤矿2-106大采高综采工作面采高对上覆岩层结构及运动特征影响的问题为背景，采用数值计算和现场实测相结合的方法，对不同采高时的覆岩结构及其运动特征进行了研究，得到了工作面覆岩运动特征、冒落带高度及离层量受采高变化影响的规律。结果表明：随着采高增大，上覆岩层运动更加剧烈，采动影响范围增大，冒落带高度非线性上升，煤壁片帮的趋势增加，裂隙带的高度、离层最大值增加。研究结果在现场实测中得到了验证。

关键词：大采高；非线性；覆岩结构

钱鸣高等[1-2]首次提出了采场上覆岩层活动中的关键层理论，并根据关键层的作用特性，描述了上覆岩层活动中的整体结构形态。弓培林等人在关键层理论的基础上确定了垮落带及断裂带高度与覆岩关键层的分布特征密切相关[3]。刘金凯、陶连金等人应用数值模拟软件分析了综放采场上覆岩层的运动特征，研究了覆岩位移变化规律[6-8]。但针对大采高综采中不同采高对上覆岩层结构及运动特征方面的研究却很少。为此，本文利用数值计算模型模拟分析了不同采高时上覆岩层结构及运动特征，并进行了现场验证。

1工程地质概况

山西某矿2-106回采工作面地表位于工业广场西南部，地表形态属低山黄土丘陵，以黄土梁、垣特征，黄土冲沟发育，工作面地表大部为农田耕地，无建筑物，黄土覆盖厚度20～80m，基岩厚430～490m。工作面井下相对位置为+80水平一采区的右翼，西南至三采区回风巷保安煤柱，东北至一采区轨道巷保安煤柱边界，西北、东南目前均未开采。工作面地表标高为530～638m，工作面标高为75～125m。2-106工作面煤层平均厚度4.3m，倾角2～8°，工作面沿煤层倾向布置，属于倾斜长壁工作面，采高在3.8～5.35m之间，工作面沿底推进，采用倾斜长壁全部垮落、一次采全高的采煤方法。

2数值计算模型的建立

为了对大采高采场上覆岩层变形破坏及运动规律进行研究，采用UDEC2D计算程序，建立如图1所示的数值计算力学模型。

模型几何尺寸为200m×100m，模型底部边界约束竖直方向位移，左右两边边界约束水平方向位移，设模型上部边界以上覆岩转化为均布载荷作用于模型上部边界，计算采用莫尔-库仑屈服准则。

岩层赋存情况及岩石物理力学参数见表1。

表1　煤岩力学性质

建立不同采高采场数值分析模型来分析上覆岩层结构及运动规律，探求大采高采场的覆岩运动特点。UDEC数值模型见图2。

图2　UDEC数值模型示意图

工作面从左向右推进，依次推进5m，总共开挖13步，推进65m。比较分析采高分别为2m、3m、4m、5m、6m、7m时，采场上覆岩层的运动规律。在工作面上方，布置3条水平测线监测距离采空区垂直距离为h=4m，8m，14m位置处竖直位移分布情况，进而分析冒落带、裂隙带和弯曲下沉带的分布[1-2]。

为便于比较研究不同采高采场采动后上覆岩层结构及运动情况，建立以下六个UDEC数值模型：①煤层厚度2m；②煤层厚度3m；③煤层厚度4m；④煤层厚度5m；⑤煤层厚度6m；⑥煤层厚度7m。

模型计算的具体目标如下：根据岩层移动变形规律和破坏程度，上覆岩层受采动影响后大致分为三个不同的开采影响带，即冒落带、裂隙带和弯曲下沉带[1-3]。从数值模拟工作面推进过程中覆岩移动及其破坏情况，得出冒落带、裂隙带和弯曲下沉带的高度；比较普通采高和大采高开采下覆岩运动及破坏规律的不同，得出大采高采场上覆岩层运动及破坏的特征。

3大采高厚煤层采场覆岩运动与结构数值计算结果分析

3.1覆岩运移规律

根据上述建立的数值计算模型，工作面开始回采，模拟工作面自开切眼回采至70m，由于篇幅有限，文中仅给出工作面老顶初次断裂时的覆岩示意图，由计算结果可知，当工作面推进至35m时，老顶初次断裂，因此选取工作面推进35m时的覆岩运移状态进行分析，采高为2m、3m、4m、5m、6m、7m等条件下的采场覆岩运移状态见图3。

图3　工作面推进35m不同采高采场覆岩位移云图

由图3知，工作面推进35m时，老顶初次破断，此时采高不同上覆岩层结构及运动表现出差别。

测线1#层位处，位移最大值位于采空区中部，采高为2m时，位移最大值为1.4m。随着采高加大，最大位移值增大，采高7m时，达到6.5m。该层位岩层位移值均较大，结合位移云图可知，进入垮落带，采高2～7m，1-2号岩层均为垮落带。

测线2#层位处，位移最大值位于采空区中部，采高为2m时，位移最大值为8cm，采高为3m时，最大位移值为10cm。当采高增加到4m时，位移值突然增加，采高4m时，最大位移值达到3.2m；采高5m时，最大位移值为4.3m；采高6m时，最大位移值为5.2m；采高7m时，达到6m，表明采高大于4m时该层位岩层垮落。采高较小时，该层位岩体作为基本顶弯曲下沉后与采空区矸石接触，并作为结构继续承载。采高增大后，不能形成结构，断裂、垮落，进入垮落带[1]。

测线3#层位处，位移最大值位于采空区中部，采高为2m时，位移最大值为6cm；采高3m时，位移最大值为8cm；采高4m时，位移值为10cm；表明该层位岩层未进入垮落带。随着采高加大，位移值增大，采高为5m时，位移值突然增加，达到4m；采高6m时，达到4.8m；采高7m时，达到5.5m，表明采高大于5m后，该层位岩层进入垮落带。

采高为2m时，冒落带高度为4m；采高3m时，冒落带高度为4m；老顶破断后与下方已冒落直接顶接触，冒落带不再向上发育，其上方有离层发育。采高大于4m后，老顶破断后不能形成结构，其上软岩层随之向下运动，进入垮落带，冒落带高度增加。采高4m时，冒落带高度为9m(1-4号岩层)；采高5m时，冒落带高度为13m(1-6号岩层)；采高6m时，冒落带高度为13m(1-6号岩层)；采高7m时，冒落带高度为16m(1-7号岩层)。

由以上分析可知，工作面推进35m时，老顶初次破断，小采高时，老顶岩块能形成结构继续承载；采高增大后，原可作为结构的老顶不能自身平衡进入垮落带，其上软岩随之进入垮落带。采高增大后，上覆岩层运动更加剧烈，采动影响的范围加大且上覆岩层结构发生变化。

3.2不同采高的工作面覆岩结构对比分析

3.2.1冒落带

根据前面的分析，得到冒落带高度随采高变化示意图见图4。

由图4可知，采高增大后，冒落带高度升高，直接顶厚度增加，但是冒落带高度与采高关系不是线性的，而是呈现出折线的特点，在拐点处的突变与上覆岩层的关键层控制作用有关[6]。

3.2.2离层

离层最大值随采高的变化情况见图5。

由图5可知，从整体上而言，裂隙带的高度、离层最大值随着采高的增加而增加[6]，原因在于采高增大后，为上覆岩层的运动破坏提供了足够的运动空间，覆岩运动的范围和剧烈程度加大[2-3]。

图4　冒落带高度随采高变化示意图

4现场探测

通过在2-106大采高工作面顶板布置煤岩深基点的方法，研究回采过程中覆岩运移规律。观测设备主要由山东尤洛卡仪器公司生产的围岩移动检测仪和手工制作的深基点锚爪两部分组成。如图6所示。在切眼前方煤层顶板内布置监测基点，布置方案如表2所示。

图5　最大离层值随采高变化示意图

表2　深基点测点参数

将在线监控系统收集的深基点测点位移随时间变化的数据与工作面推进距离随时间变化的数据相拟合，得到的深基点测点随工作面推进度的位移变化曲线见图7。

图6　围岩移动传感器结构组成示意图

图7　测点位移变化曲线

安装过程中，当工作面推进至距开切眼15m位置，工作面后方的直接顶开始发生塌落，但是支架的在线监测系统显示支架的工作阻力没有明显的大幅度攀升，因此推断15m只是直接顶初次垮落的极限距离，而不是老顶的初次断裂步距。如图7所示，深基点S50安装在距离开切眼22m、距离煤层顶板10m高的顶板内部，当工作面推进至距离开切眼29m时，S50测点的位移突然增大，直至最大量程300mm，并保持不变。初步推断工作面老顶的初次来压步距为30m；当工作面推进至30m时，煤层顶板上方10m处的深基岩已有位移，且呈突然增大趋势，说明此处的岩块是突然下沉的，所以认定冒落带已发展至顶板上方10m处，与数值模拟计算结果相近。

5结论

本文以某煤矿2-106大采高工作面为工程背景，通过数值计算及现场观测，得出了以下结论。

1)对模拟结果进行对比分析可知，采高增大后，上覆岩层运动更加剧烈，采动影响范围增大，冒落带高度非线性上升。随着采高增大，煤壁片帮的趋势增加，裂隙带的高度、离层最大值随着采高的增加而增加。

2)通过现场测试可以得知，102工作面老顶初次破断距为30m，冒落带高度不小于10m，与数值计算结果相近，证明了数值计算的可行性。

参考文献

[1]钱鸣高，缪协兴，许家林.岩层控制中的关键层理论研究[J].煤炭学报，1996，21(3)：225-230.

[2]钱明高，缪协兴.采场上覆结构的形成与受力分析[J].岩石力学与工程学报，1995，14(2)：97-106.

[3]弓培林，靳钟铭.大采高采场覆岩结构特征及运动规律研究[J].煤炭学报，2004，29(1)：7-11.

[4]陶连金，王泳嘉.大倾角煤层采场上覆岩层的运动与破坏[J].煤炭学报，1996，21(6)：582-585.

[5]杜计平，孟宪锐.采矿学[M].徐州：中国矿业大学出版社，2009：389.

[6]刘金凯，张春雷，霍利杰，等.近水平煤层大采高综放开采冒落带高度研究[J].煤矿安全，2014，07 (7)：23-25.

[7]赵经彻，陶廷云，刘先贵，等.关于综放开采的岩层运动和矿山压力控制问题[J].岩石力学与工程学报，1997，16 (2)：132-1391.

[8]陶连金，邢纪波.Ⅱ级老顶采场上覆岩层运动的DEM模拟[J].矿山压力与顶板管理，1993(3-4)：36-40.

Analysis of the structure and movment of the overlying strata in the large mining height and thick coal seam

ZHANG Bei

(Shanxi Provincial Guoxin Energy Development Group Co.，Ltd.，Taiyuan 030006，China)

Abstract:Overlying strata structure and movement characteristics influenced by the working face mining space play an important role in the strata behavior of workface.Based on the problem that overlying strata structure and movement characteristics influenced by mining height in 2-106 fully-mechanized working face with large mining height，overlying strata structure and movement characteristics of different mining heights were studied with the method combined numerical calculation with field measurement.Laws of overlying strata movement characteristics，height of caving zone and separation value changing with different mining heights were obtained.The results show that：as with the mining height increasing，the overlying strata movement is more intense，mining influence range increases，height of caving zone nonlinear rises，tendency of coal wall spalling increases，fractured zone height and maximum of separation value also increases.The research results have been verified in the field test.

Key words：large mining height；nonlinear；overlying strata structure

收稿日期：2015-12-04

作者简介：张蓓(1987-)，男，山西河津人，博士，主要从事矿山压力及岩层控制方面的研究。E-mail：zhangbei_cumt@126.com。

中图分类号：TD353

文献标识码：A

文章编号：1004-4051(2016)06-0075-04