宽沟煤矿近距离煤层群开采覆岩变形破坏数值模拟研究.pdf

1702023 年第 8 期收稿日期 2023-02-02作者简介 关立国（1981），男，甘肃人，2011 年毕业于西安科技大学测绘工程专业，本科，工程师，现从事地质测量防治水技术管理工作。关立国等：宽沟煤矿近距离煤层群开采覆岩变形破坏数值模拟研究宽沟煤矿近距离煤层群开采覆岩变形破坏数值模拟研究关立国1 杨 伟1 党亚堃2（1.国能新疆宽沟矿业有限责任公司，新疆 昌吉 831299；2.中煤科工西安研究院（集团）有限公司，陕西 西安 710054）摘 要 为研究重复采动条件下覆岩变形破坏特征，采用数值模拟方法针对覆岩应力场、位移场、工作面超前支承压力分布特征进行分析，研究多次重复采动条件下围岩塑性区演化特征。结果表明：不同工作面的采空区同时形成应力拱壳结构；围岩支承压力峰值则整体呈现“先增大、后减小”的演化趋势。顶板下沉量受重复采动影响而不断增加，随着顶板塑性区与上层煤底板塑性区贯通，顶板产生大范围变形破坏。关键词 近距离煤层群；应力演化；重复采动；覆岩破坏中图分类号 TD325 文献标识码 A doi:10.3969/j.issn.1005-2801.2023.08.055Numerical Simulation Study on Deformation and Failure of Overlying Rock During Close Distance Coal Seam Group Mining in Kuangou Coal MineGuan Liguo1 Yang Wei1 Dang Yakun2(1.Guoneng Xinjiang Kuangou Mining Industry Co.,Ltd.,Xinjiang Changji 831299;2.China Coal Technology and Industry Xian Research Institute(Group)Co.,Ltd.,Shaanxi Xian 710054)Abstract:To study the deformation and failure characteristics of overlying rock under repeated mining conditions,numerical simulation methods are used to analyze the overlying rock stress field,displacement field,and distribution characteristics of advanced support pressure in the working face.The evolution characteristics of the plastic zone of the surrounding rock under multiple repeated mining conditions are studied.The results indicate that the goaf of different working faces simultaneously forms a stress arch shell structure;The peak value of surrounding rock support pressure shows an overall evolutionary trend of increasing first and then decreasing.The amount of roof subsidence is continuously increasing due to repeated mining,and as the plastic zone of the roof connects with the plastic zone of the upper coal floor,the roof undergoes large-scale deformation and failure.Key words:close distance coal seam group;stress evolution;repeated mining;overlying rock failure 上覆煤层开采结束后下伏煤层工作面所处的应力环境复杂，多次重复采动影响下造成工作面围岩变形量大，顶板大范围冒顶事故时有发生。针对重复采动条件下围岩变形破坏规律是近距离煤层安全高效生产的前提问题，杨伟等1基于弹性半无限体理论和实测数据确定了石圪节煤矿近距离煤层群联合开采条件下工作面错距的确定方式以及对应的修正措施。谢广祥等2-4基于数值分析和实测研究了上覆煤层开采后下伏煤层工作面矿压显现规律，揭示了近距离煤层群综采工作面支承压力演化叠加机制，并提出相关煤层群工作面开采技术体系。朱卫兵5采用数值模拟、物理模拟试验、现场实测等方法，研究了神东矿区浅埋近距离煤层重复采动条件下覆岩关键层结构演化模式，提出了大柳塔煤矿近距离煤层重复采动覆岩结构失稳控制措施。本文采用数值模拟方法，研究单次、多次重复采动下围岩应力、位移演化特征，分析推进不同阶段时工作面超前支承压力、顶板下沉量分布特征，揭示重复采动条件围岩变形破坏的演化机理。1 工程概况宽沟煤矿井田面积约 20.13 km2，井田总体形态为一向北倾的缓倾斜单斜构造，地层倾角1712023 年第 8 期关立国等：宽沟煤矿近距离煤层群开采覆岩变形破坏数值模拟研究10 18左右，平均倾角 14，矿井设计生产能力 1.2 Mt/a，采用斜井开拓方式。宽沟煤矿可采煤层为 B42 煤、B2 煤、B1 煤。B42 煤平均厚度 3.1 m，采用综合机械化一次采全高采煤法；B2 煤平均厚度12.44 m，采用综合机械化放顶煤采煤法；B1 煤平均厚度 6 m，采用综合机械化放顶煤采煤法。宽沟煤矿顶、底板物理力学参数见表 1。表 1 煤岩物理力学参数岩石名称容重/（kg/m3）体积模量/GPa剪切模量/GPa抗拉强度/MPa黏结力/MPa内摩擦角/（）泥岩25001.76.701.501.7038砂质泥岩25838.85.101.502.3034砂砾岩26002.79.103.904.0042粗粒砂岩25003.27.103.002.0042B42 煤14005.43.601.531.7835中砾砂岩25004.295.001.501.8038B2 煤14005.40.361.531.7835B1 煤14005.40.361.731.9838细粒砂岩24006.95.001.084.00382 数值模拟计算根据实际工程地质条件建立 FLAC3D三维数值计算模型，模型 X、Y、Z 方向尺寸分别为 400 m、500 m、400 m。工作面推进方向沿 Y 轴方向，推进距离300 m，工作面长度100 m，推进步距为10 m/步。固定模型前、后、左、右、下表面的位移，顶部施加 3.5 MPa 载荷，模拟上覆岩层载荷作用。图 1 数值模型3 覆岩垂直应力演化特征从图2可以看出：B42煤开采过程中，采空区顶、底板一定范围内出现“拱形”分布形态的应力释放区，同时在采空区后方和工作面煤壁前方出现应力集中区，且应力集中区范围和最大垂直应力随着工作面不断推进而增大。而在 B2 煤开采过程中，B2煤工作面和 B42 煤工作面围岩应力“拱壳”共同存在，其中 B2 煤工作面垂直应力“拱壳”壳体位于B42、B2 煤层之间的岩层中，壳基位于 B2 煤采空区两侧。受 B2 煤重复开采扰动影响，B2 煤和 B42煤采空区顶、底板岩层垂直应力同时降低。B1 煤开采过程中，顶、底板围岩应力释放区域为“扁平拱”型，其拱脚位于 B1 煤采空区两侧，拱顶位于 B1 煤采空区中心位置处顶、底板岩层。采空区顶、底板岩层部分区域垂直应力由“压应力”演变为“拉应力”，顶板岩层“拉应力”范围随着工作面的推进而变大。（a）B42 煤开采围岩应力演化特征（b）B2 煤开采围岩应力演化特征（c）B1 煤开采围岩应力演化特征图 2 宽沟煤矿开采结束后覆岩应力演化特征由图 3 可知，B1 煤推进过程中，工作面前方超前支承压力峰值从 12.1 MPa 增加至 19.5 MPa，支承压力集中系数由 2.09 增加到 3.36，增幅为60.7%。受 B42 煤工作面开采卸荷影响，B2 煤开采过程中的工作面超前支承压力小于原岩应力，而在B42 煤工作面煤壁前方应力集中区的影响下，支承压力沿工作面走向 400 m 位置处数值升高。当工作面推进距离大于 260 m 后，B2 煤工作面开始靠近上层煤采空区应力集中区，导致工作面超前支承压力峰值、集中系数、支承压力影响范围逐渐增加；当工作面推进距离等于 300 m 时，超前支承压力峰值突增至 12.73 MPa，与采空区后方煤壁侧支承压1722023 年第 8 期力峰值相等。B1 煤开采过程中，当工作面距离小于260 m 时，工作面超前支承压力峰值、集中系数、支承压力影响范围呈现“先增大、后减小”的演化趋势；当工作面推进距离大于 260 m 时，在 B42 煤、B2 煤开采形成的应力集中区的影响下，B1 煤工作面煤壁前方支承压力及其峰值呈突增趋势；当工作面推进距离等于 300 m 时，其超前支承压力峰值和应力集中系数最大，分别为 12.53 MPa、2.16 MPa。（a）B42 煤开采围岩支承压力演化规律（b）B2 煤开采围岩支承压力演化规律（c）B1 煤开采围岩支承压力演化规律图 3 推进不同阶段围岩支承压力演化特征4 覆岩位移演化规律由图 4 中位移变化趋势云图可以看出：工作面推进过程中，采空区顶板垂直位移和底板底鼓量不断增大。随着工作面的推进，采空区顶、底板岩层变形、运移范围不断增大。B42 煤推进过程中，顶、底板垂直位移峰值不断增大，且围岩垂直位移峰值位置逐渐向采空区中心迁移。采空区岩层垂直位移峰值中顶板远大于底板。B2 煤采空区顶、底板垂直位移量随工作面推进而增大，且顶板下沉量远大于B42 煤单一开采过程中顶板下沉量。同时，受重复采动影响，B42 煤采空区顶板下沉量不断增加。而B1 煤推进过程中，围岩变形破坏范围进一步增加，顶板下沉量峰值迁移至 B1 煤采空区中心位置处。（a）B42 煤推进 300 m 时位移分布特征（b）B2 煤推进 300 m 时位移分布特征（c）B1 煤推进 300 m 时位移分布特征图 4 宽沟煤矿开采结束后覆岩应力演化特征为深入分析数值计算过程中顶板垂直位移变化趋势，在模型中部，B42 煤、B2 煤、B1 煤上表面布置测线，分析各工作面推采结束后煤层顶板垂直位移变化趋势，如图 5 所示。B42 煤推采结束后，采空区顶板下沉量峰值为-2.11 m，距离采空区开切眼煤壁水平距离为 155.3 m；B2 煤推采结束后，采空区顶板下沉量峰值为-9.96 m，距离采空区开切眼煤壁水平距离为 155.3 m，顶板下沉量峰值增幅为350.1%；B1 煤开采结束后，采空区顶板下沉量峰值为-11.79 m，距离采空区开切眼煤壁水平距离为131.5 m，增幅为 18.37%。结合各工作面推采结束后顶板下沉量数据可以看出：受重复开采扰动影响，采空区顶板下沉量不断增加。其中由于 B2 煤工作面采高远大于 B1 煤和1732023 年第 8 期关立国等：宽沟煤矿近距离煤层群开采覆岩变形破坏数值模拟研究B42 煤，导致顶板下沉量峰值在开采过程中 B2 煤远大于 B42 煤。同时，受 B1 煤开采影响，围岩累计破坏程度和顶板下沉量都达到最大。图 5 推进不同阶段后顶板下沉量5 覆岩变形破坏特征B42 煤开采过程中，采空区顶、底板岩层出现拉伸破坏，工作面煤壁侧和开切眼煤壁顶、底板岩层主要产生剪切破坏，围岩塑性破坏分布形态整体呈现“两边高、中间低”的马鞍型。B42 煤推采结束后，顶板塑性破坏平均破坏高度为 19.46 m，其底板受B2煤重复开采作用下的破坏深度不断加大，B2 煤采空区上方顶板岩层塑性破坏高度不断上升。当工作面推进 160 m 时，B2 煤采空区两侧与 B42煤工作面的塑性区相贯通，表明 B2 煤与 B42 煤之间的间隔岩层大范围变形破坏。B2 煤推采结束后，顶板垮落带高度为 57.65 m。B1 煤推进过程中，采空区两侧煤壁主要发生剪切破坏，采空区中心顶、底板岩层主要发生拉伸破坏。受 B1 重复开采扰动影响，B42 煤和 B2 煤采空区底板塑性区发育深度不断增加。当工作面推进260 m 时，B1 煤采空区顶板岩层塑性区与 B2 煤采空区底板塑性区大面积贯通，此时围岩受到的重复开采扰动作用最强，B1 煤开采结束后顶板垮落带高度为 26.8 m。结合宽沟煤矿推进不同阶段的塑性区演化特征可以得出（图 6）：当 B2 煤、B1 煤分别推进 160 m和260 m时，围岩所承受的“重复采动”作用最大，此时应当注意加强对顶板的支护作用，避免采空区上覆岩层大范围变形破坏诱发围岩灾变事故。（a）B42 煤推进 300 m 时覆岩塑性区（b）B2 煤推进 160 m 时覆岩塑性区 （c）B2 煤推进 300 m 时覆岩塑性区 （d）B1 煤推进 160 m 时覆岩塑性区（e）B1 煤推进 160 m 时覆岩塑性区图 6 宽沟煤矿推进不同距离覆岩变形破坏规律6 结论1）宽沟煤矿重复采动影响下，B42 煤、B2 煤和B1煤采空区形成“拱形”应力释放区，且在B2煤、B1 煤推进过程中形成壳基位于空区两侧和壳体位于间隔岩层的应力“拱壳”。1742023 年第 8 期3）煤柱均缩小到 10 m 时，FD105 也未发生塑性破坏，DF53 有零星接触。DF53 断层煤柱留设 5 m 时，发生大面积贯通。综合可得：DF53 及FD105 断层煤柱宽度分别约为 10 m、5 m 时能实现工作面安全开采。【参考文献】1 李全生，李晓斌，许家林，等.岩层采动裂隙演化规律与生态治理技术研究进展 J.煤炭科学技术，2022，50（01）：28-47.2）工作面推进过程中，围岩支承压力峰值整体呈现“先增大、后减小”的演化趋势。B42 煤推采结束后围岩支承压力峰值最大值为 19.5 MPa，而在 B2 煤和 B1 煤推采结束后，在上层煤采空区两侧覆岩载荷叠加影响下，围岩支承压力“突增”达到最大，分别为 12.73 MPa 和 12.53 MPa。3）工作面推进过程中，沿工作面走向，围岩垂直位移峰值不断增加，围岩垂直位移峰值位置逐渐向采空区中心“迁移”。受重复采动影响，顶板下沉量不断增加，B42煤、B2煤、B1煤开采结束后，顶板下沉量峰值分别为-2.11 m、-9.96 m、-11.79 m，顶板下沉量峰值增幅分别为 350.1%、18.37%。4）B1 煤推进过程中，顶板垮落带高度为 19.46 m，当 B2 煤和 B1 煤分别推进 160 m 和 260 m 时，顶板塑性区向上扩展并与上层煤底板塑性区贯通，说明围岩所受“重复采动”作用最大。B2 煤和 B1煤推采结束后，顶板垮落带高度分别为 57.65 m 和26.8 m。【参考文献】1 杨伟，刘长友，黄炳香，等.近距离煤层联合开采条件下工作面合理错距确定 J.采矿与安全工程学报，2012，29（01）：101-105.2 谢广祥，唐永志，王磊.高瓦斯煤层群“时间-空间-强度”协调开采技术 J.煤炭科学技术，2014，42（11）：1-4.3 杨科，孔祥勇，陆伟，等.近距离采空区下大倾角厚煤层开采矿压显现规律研究 J.岩石力学与工程学报，2015，34（S2）：4278-4285.4 汪锋，许家林，谢建林，等.上覆煤层开采后下伏煤层卸压机理分析 J.采矿与安全工程学报，2016，33（03）：398-402.5 朱卫兵.浅埋近距离煤层重复采动关键层结构失稳 机 理 研 究 J.煤 炭 学 报，2011，36（06）：1065-1066.（上接第 166 页）5 结 语1）完成了煤矿地面主通风智能保护器的功能设计、硬件设计以及软件设计，完成试验验证分析。结果表明，该主通风智能保护器满足设计要求，解决了原主通风系统存在的实时性差、保护动作迟缓等问题。2）有效提升了煤矿地面主通风系统的智能化水平，达到了节能降耗的目的，保障了煤矿安全、高效、稳定生产。【参考文献】1 张庆华，姚亚虎，赵吉玉.我国矿井通风技术现状及智能化发展展望 J.煤炭科学技术，2020，48（02）：97-103.2 邹云龙，徐雪战.超声波传感技术的矿用多通道智能风速风向仪 J.传感器与微系统，2017，36（06）：108-111.3 郝海鹏.基于 PLC 的通风机随瓦斯浓度自动调速系统研究 J.江西煤炭科技，2015（03）：81-83.4 常新明，陈国栋，李相，等.矿井局部通风机变频控制系统的设计研究 J.能源与环保，2021，43（05）：227-232.5 李作泉，张应芳，马瑞峰，等.矿井通风智能化管控系统设计 J.煤矿安全，2022，53（09）：226-232.6 程晓之，王凯，郝海清，等.矿井局部通风智能调控系统及关键技术研究 J.工矿自动化，2021，47（09）：18-24.（上接第 169 页）2 吴俊达，李腾辉，武守鑫.断裂构造复杂区探查与灾害防治技术研究 J.煤炭技术，2021，40（06）：115-118.3 张鹏，朱学军，孙文斌，等.采动诱发充填断层活化滞后突水机制研究 J.煤炭科学技术，2022，50（03）：136-143.4 刘磊磊.大型断层煤岩柱合理留设技术研究 D.合肥：安徽建筑工业学院，2012.5 孟令鲁.底板内次生断层采动活化影响作用研究D.青岛：山东科技大学，2017.