有无承压水作用下采场底板矿压显现特征数值模拟研究

蔡庆生，付宝杰

（安徽理工大学能源与安全学院，安徽淮南232001）



有无承压水作用下采场底板矿压显现特征数值模拟研究

蔡庆生，付宝杰

（安徽理工大学能源与安全学院，安徽淮南232001）

采场底板稳定性影响因素很多，其中高承压水作用是底板隔水层裂隙发生、发育、扩展及造成底板失稳的关键因素之一。我国华北型矿区均受石炭二叠纪煤系底部的太灰、奥灰含水层影响，为此，对比分析有无承压水作用下采场底板矿压显现规律意义重大。通过水-岩耦合数值仿真模拟，分析有无承压水作用下底板岩层受力、变形及破坏情况，结果表明：水-岩耦合作用下，底板隔水层明显卸载区范围增大，承载能力降低，端部破坏裂隙与承压含水层间水力联系趋势增强。研究结果可为承压水上开采底板失稳机理研究提供参考。

水-岩耦合；采场底板；矿压显现；稳定性

原岩应力状态下煤层及围岩处于应力平衡状态，煤层或岩层的开挖，引起应力的重新分布，并使之产生变形与破坏。大量理论及实践研究表明:顺着工作面推进方向，煤层底板因受力而产生变形，根据受力变形特征可以将其划分为5个区，即原岩应力区、压缩区、过渡区、膨胀卸压区以及重新压实区。底板岩层的每个地方都要经受3个过程，即 “压缩—应力解除—再压缩”的过程。由于这些应力的作用导致了底板岩层裂隙率发生了变化，在底板岩层中产生了层向裂隙、剪切裂隙、竖向张裂隙3种，部分底板岩层由于这些裂隙而丧失了承载能力，破坏了底板岩层结构。岩体在渗流场中，一方面岩体上方受到载荷作用的原因，导致岩体内部的应力场重新分布，影响了岩体的内部结构，引起岩体中水的作用范围、作用强度以及作用形式发生改变；另一方面由于工程体出现在岩体内，形成的人为干扰下的水渗流场反过来又作用于岩体之上，最终岩体的稳定性受到影响。无论哪一个是主要因素，都会导致岩体介质渗透特性和应力状态相互影响。

为得出有无承压水作用采场底板受力变形特征，本文采用FLAC3D流固耦合计算模型，对比分析底板受力、变形及破坏规律，为承压水上开采底板失稳机理研究提供参考。

1　流固耦合力学模型［7-8］

FLAC3D模拟软件适合模拟非线性、大变形问题更有效，用此软件模拟岩体的流固耦合机理时，将岩体看作多孔介质，流体在孔隙介质中流动时满足Biot流固耦合方程，其方程为:

式中，λ，G为lame常数；p为孔隙水压力；εv为体应变；xj，uj，fxj分别为j向坐标、位移及体积力；K为渗透系数；⋰为拉普拉斯算子；S为弹性释水系数。

上式是基于Biot渗流理论的表达方程式。当中∂p/∂xj反映了渗流场影响到了固体骨架，固体骨架的变形本质是由固体骨架的有效应力受到流体流动时产生的孔隙压力的影响而引起的；∂εv/∂t项反映了渗流场受到固体骨架体积变形的影响。

2　数值模型建立与分析

2.1地质原型条件

A组煤中A1和A3两层是淮南矿业集团潘谢矿区的主采煤层，煤层平均倾角为10°，A1煤层煤厚为1.56～7.77m，平均煤厚为2.8m；A3煤层煤厚为2.09～9.17m，平均煤厚5.8m。两煤层之间距离为1～5m，局部距离较小合并为一层。奥陶系灰岩和太原组灰岩的强含水层赋存在煤层底板中，其中太原组灰岩水C3（下）为强含水层，距A3煤层底板35.5m处，对A组煤开采具有潜在的水害威胁。C3（下）含水层厚6.3m，最大水压5.0MPa。考虑到厚煤层开采对底板破坏较大，A3煤层分层开采，上分层层厚3.0m，工作面倾斜长度120m。A3煤层顶底板各岩层物理力学性质见表1。

表1　顶底板岩层物理力学参数

2.2应力分布规律

针对潘谢矿区A组煤赋存条件，对比研究采场底板在有无水压作用下应力分布特征，由图1分析可知，煤层底板在无承压水时，最大主应力随着与底板距离的增加而呈逐渐增高趋势。愈靠近煤层卸载应力愈明显，并随开采范围的增加，同等应力水平所圈定的卸压区范围增大。工作面推进40m时，底板4.2m明显卸压区范围最大主应力-0.1～-0.5MPa；工作面推进80m时，底板4.6m范围最大主应力为0～0.06MPa；推进120m时，底板7.2m范围最大主应力为0～0.1MPa。

图1　底板无承压水时采场围岩应力分布

如图2所示，底板赋存5MPa承压水时，受水-岩耦合作用，煤层开采后采场底板亦呈现卸载状态，但以含水层为界形成上、下两个卸载区，上部尤其靠近煤层底板区域卸载明显，工作面推进40m时，底板4.2m明显卸压区范围最大主应力-0.5～-0.05MPa；工作面推进 80m时，底板8.2m范围最大主应力为0～0.02MPa；推进120m时，底板11.4m范围最大主应力为0～0.07MPa。

为了表现有无水压作用下工作面推进120m后底板岩层受力特征，分别在靠近切眼位置及采场中间位置布置2条测线，用以监测由煤层底板开始竖直向下65m范围内底板岩层最大主应力变化趋势。

图2　底板有承压水时采场围岩应力分布

图3　有无底板水情况下底板最大主应力变化曲线

伴随着煤层开采结束，采空区上下围岩均出现不同程度的压力释放，采场顶底板卸压范围与开采范围呈正比关系，底板的最大主应力呈一定下降趋势，这种趋势是循序渐进的，应力值表现为一条由煤层底板向深部不断增加的曲线，正如图3（a）、图3（b）中2条无承压水作用的曲线所示；对比分析承压水存在时采场中部底板应力变化规律，很容易发现由于采动的影响，工作面中部位置测线在底板一定范围内出现明显卸压，但由于存在含水层，底板应力在水-岩耦合作用下又显著提高，而随之与底板距离增加应力又开始下降，底板应力呈现由低到高再降低的变化过程，具体如图3（b）所示；采场端头位置竖向测线在底板一定范围也会呈现最大主应力由低变高的趋势，表现岩层受采动破坏影响由不能承载到能承载的过程，承载集中区应力开始下降，下降后由于受水-岩耦合作用又出现上升趋势，有无承压水作用的2条应力曲线随与煤层距离加大而出现重合状态（见图3（a））。

2.3变形规律

为对比分析有无水-岩耦合作用时煤层底板变形规律，在底板3.0m（3煤底板）、7.5m（粉砂岩）、16.2m（砂质泥岩）、25.2m（3灰上）布置测线，得出各层位底板位移变化情况，见图4。

图4　工作面长度120m无承压水作用底板变形规律

由图4可知，无承压水时，沿工作面推进方向底板位移曲线整体呈上凸状，最大值出现在工作面中间，而在两侧实体煤受采动集中应力作用，底板岩层受压挠度为负。随工作面推进距离的增加，各层位底鼓变形量不断增大，如底板3.0m处，推进40m，80m，120m时最大底鼓变形量分别为37mm，98mm，200mm。距离煤层越远，该层位岩石底鼓变形量越小，如图4（c）所示，底板3.0m，7.5m，16.2m，25.2m所对应的最大底鼓变形量分别为200mm，198mm，181mm，174mm。整个底板挠曲线较平滑，说明底板没有受到采场上覆岩层垮落的影响，底板岩层整体承载性能较好。

与无承压水时底板岩层变形规律对比，水-岩耦合作用下，位移曲线整体形态大体相同。随工作面推进距离的增加，各层位底鼓变形幅度加大，如底板3.0m处，推进40m，80m，120m时最大底鼓变形量分别为40mm，118mm，554mm。开采范围增加到一定程度后，采场顶、底板相互作用显著，致使靠近煤层底板的煤岩体破坏，承载能力下降，同时受压变形量增大，出现底板浅部位移低于其深部岩层位移，如图5（c）所示，底板3.0m，7.5m所对应的最大底鼓变形量分别为554mm，572mm。底板7.5m以下各岩层挠曲线平滑，说明承载性能较好。

图5　工作面长120m，水压5MPa底板变形规律

2.4塑性区分布规律

煤层开采后，底板隔水层承载状态发生了变化，由受压状态转变为受拉状态，采场后方一定范围内靠近煤层底板岩体受拉随工作面推进距离的增加而愈加明显，当岩体抗拉强度不能满足拉应力时将出现局部拉破坏。而采场两侧煤壁附近煤层底板隔水层承受的是压剪作用，压应力随推进距离增加而逐渐升高，导致压剪作用强度不断增大，当超出岩体自身强度时，底板岩体将产生压剪破坏。

FLAC3D是通过莫尔-库伦准则判断单元是否进入塑性变形，但岩层塑性破坏并不能预示其导水裂隙的形成，本文赋予塑性变形单元应变软化特性［9-10］，并通过重复破坏状态判断其是否具备导水能力。无承压水作用时，两端头底板8.6m深度范围出现压剪破坏，采场底板中部6.6m出现明显拉破坏；在5MPa水压作用下，两端头底板17.4m深度范围出现压剪破坏，采场底板中部5.8m出现明显拉破坏。对比可知，水-岩耦合作用使得底板破坏范围增加，破坏程度加大，破坏裂隙与承压含水层间水力联系趋势增强，如图6所示。

图6　塑性分布规律

3　结 论

（1）煤层开采后采场底板亦呈现卸载状态，承压水存在时，以含水层为界形成上、下两个卸载区，上部靠近煤层底板区域卸载明显。

（2）对有无承压水作用下工作面底板端头位置、中间位置受力情况进行对比分析表明，在承压水含水层附近，无水压作用时底板应力低于有水压作用；中间位置呈现一次波峰变化形态，而端部高出的应力呈现2次波峰变化形态。

（3）受水-岩耦合作用，同层位底鼓变形量较无承压水作用时要大，且随开采范围增加变形幅度增大。随采场顶、底板相互作用增强，底板破坏煤岩体承载能力下降，受压变形量增加，底板浅部位移较深部岩层位移量小。

（4）水-岩耦合作用使得底板破坏范围增加，破坏程度加大，破坏裂隙与承压含水层间水力联系趋势增强。

［1］施龙青，韩 进.底板突水机制及预测预报［M］.徐州:中国矿业大学出版社，2004.

［2］虎维岳，尹尚先.采煤工作面底板突水灾害发生的采掘扰动力学机制［J］.岩石力学与工程学报，2010，29（1）: 3344-3348.

［3］左宇军，李术才，秦泗凤，等.动力扰动诱发承压水底板关键层失稳的突变理论研究［J］.岩土力学，2010，31（8）: 2361-2366.

［4］刘树才.煤矿底板突水机理及破坏裂隙带演化动态探测技术［D］.徐州:中国矿业大学，2008.

［5］弓培林，胡耀青，赵阳升，等.带压开采底板变形破坏规律的三维相似模拟研究［J］.岩石力学与工程学报，2005，24（23）:4396-4402.

［6］虎维岳.矿山水害防治理论与方法［M］.北京:煤炭工业出版社，2005.

［7］彭文斌.FLAC3D实用教程［M］.北京:机械工业出版社，2007.

［8］陈育民.FLAC/FLAC3D基础与工程实例［M］.北京:中国水利水电出版社，2008.

［9］周家文，徐卫亚，等.岩石应变软化模型在深埋隧洞数值分析中的应用［J］.岩石力学与工程学报，2009，28（6）: 1116-1127.

［10］胡 军，朱巨建.应变软化模型在FLAC3D二次开发中的应用［J］.水电能源科学，2009，27（3）:120-123.

［责任编辑：潘俊锋］

Numerical Simulation Studying of Stope Floor Pressure Behavior under Confined Aquifer or Not

CAI Qing-sheng，FU Bao-jie
（Energy and Safety School，Anhui University of Science&Technology，Huainan 232001，China）

The stability of stope floor is influenced by many factors，and high confined aquifer is the one key elements that induced fractures development in floor water-resisting layer and floor broken.All mine district of North China in home are influenced by Taiyuan limestone aquifer and Ordovician limestone aquifer，which located in bottom of Carbono-Permian coal series.So the stope floor pressure behavior under confined aquifer or not is important.According water-solid coupling numerical simulation，the stress state in floor，deformation and broken under confined aquifer or not was analyzed，the results showed that the unloading zone scope of floor water-resisting layer increased under water-solid coupling action，but loading capacity decreased，connection trend increased between end region broken fractures and confined aquifer.The results reference for instability principle studying of mining upper the confined aquifer.

water-solid coupling；stope floor；pressure behavior；stability

TD823.83

A

1006-6225（2016）04-0115-04

2016-01-18

［DOI］10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2016.04.029

国家自然科学基金项目（51574007，51421003）；中国矿业大学深部岩土力学与地下工程国家重点实验室开放基金项目（SKLGDUEK1509）

蔡庆生（1987-），男，内蒙古扎兰屯人，在读研究生，主要从事矿山压力与岩层控制方面的研究。

［引用格式］蔡庆生，付宝杰.有无承压水作用下采场底板矿压显现特征数值模拟研究［J］.煤矿开采，2016，21（4）：115-118，137.