杨柳煤矿10煤层底板的采动破坏特征

时间：2024-08-31

杨志，王来斌，杨晓彤

(安徽理工大学地球与环境学院，安徽淮南232001)

煤层开挖会导致围岩原始应力重新分布，产生应力集中。当应力超过围岩所能承受的极限时，会发生位移、开裂、断裂直至破碎。因此，采空区底板在一定深度范围内出现应力异常，形成底板采动破坏带。具体表现为底板原有裂隙的扩张和连通以及新裂隙的发育，从而增大底板岩体的渗透性，减小抵抗应力场与水压力场的强度，降低其隔水能力［1－4］。由于华北地区10煤层底板保护层完整性较差，10煤层下伏的太原组灰岩与巨厚的奥陶系灰岩含水层水压高、水量大，煤层受到底板太原组灰岩水与奥陶系灰岩水的威胁更加严重［5－6］，所以极容易诱发突水事故。

杨柳煤矿为典型华北型煤田，其下组煤(10煤)受底板灰岩水的威胁，严重制约了煤炭的安全高效生产。依据杨柳煤矿10煤层底板实际情况，笔者采用塑性理论，计算10煤层底板岩体的最大扰动破坏深度，利用FLAC3D进行数值模拟分析，以获取底板采动矿压分布特征及破坏范围，得出煤层底板采动破坏最大深度。

1 杨柳煤矿地质特征

杨柳煤矿地处童亭背斜东翼的北端，为童亭背斜转折端。地层在浅部以南北走向为主，是向东倾斜的单斜构造，倾角为15°～20°。深部次一级褶皱发育并且受到断层切割的影响，地层总体向东倾，倾角变化比较大，平均在5°～25°。区内断层较为发育，据统计，落差大于5 m的断层总计165条，断层走向多为北东向。

10煤底板即10煤层底到太原组第一层灰岩(简称一灰)顶这段岩层。根据杨柳矿现有的钻孔资料，10煤底板至一灰顶的间距33.90～69.68 m，平均59.16 m。该隔水层段岩层主要由粉砂岩、泥岩组成，其中夹杂着层厚较薄的细砂岩和砂岩，有的地段含有砂泥岩互层。根据底板岩石样品的抗拉强度实验结果，抗拉强度最大值15.8 MPa，最小值5.9 MPa，平均8.9 MPa。

2 10煤层底板破坏深度计算

根据弹塑性理论［7－8］，工作面底板下一定范围内的岩体，当支承压力达到导致部分岩体完全破坏的最大载荷时，支承压力作用区域周围的岩体塑性区将连成一片，致使采空区内底板向上隆起，已发生塑性变形的岩体会向采空区内部移动，此时底板岩体所受的采动破坏最大。

根据全国各煤矿实测结果，底板破坏深度一般为6～20 m，最大达38 m［9］。杨柳煤矿10煤层平均埋深H=496 m，平均采高M=3.1 m，煤层上覆岩层平均容重γ1=26.49 kN/m3，煤的内摩擦角φ1=33.8°，煤层底板岩层以泥岩、细砂岩为主，综合考虑取内摩擦角φ0=41°。

根据弹塑性理论，将上述参数带入式(1):

式中:K1、F——煤层相关计算参数。煤层屈服区长度La:

底板岩层最大破坏深度Hm:

煤层底板岩体最大破坏深度到工作面端部的水平距离L2为

采空区内底板破坏区沿水平方向的最大长度L1为

依据上述计算结果，绘制杨柳矿10煤层底板破坏带分布形态，如图1所示。

3 模型建立与参数确定

3.1 计算模型

以杨柳煤矿的实际地质资料为基础，借助FLAC3D［10］分析软件，模拟杨柳煤矿10煤层底板采动应力场及破坏特征，建立沿倾斜煤层工作面倾向长壁开采三维数值计算地质模型，如图2所示。数值计算模型倾斜长度(x)250 m，走向长度(y)250 m，垂直高度(z)147 m。模拟工作面埋深496 m，煤层厚度2.5 m，平均倾角15°。整个模型为长方体，共划分320 000个网格、332 469个节点，模拟过程中，设置模型的边界条件为底部全固定、周边的水平方向固定、顶部不受约束，模型深度范围以上的上部岩层及松散层作为外部载荷施加于模型的上边界。为消除左右边界效应，将采空区置于模型中间，同时两侧留取足够宽度的岩柱(走向和倾向两端各留50 m)。杨柳煤矿10煤层埋深在500 m以下，考虑承受底板水压力5.5 MPa。

图2 地质模型Fig.2 Geological model

3.2 岩体力学参数

模型计算参数的选择直接影响模拟结果的可靠性。以实验测试的岩石物理力学指标为基础，结合Mohr－Columb屈服准则，确定合理、有效的岩体物理力学参数，如表1所示。

表1 模型的力学参数Table 1 Mechanical parameters of model

4 结果分析

模型上顶面原岩初始应力为9.1 MPa，下底面原岩初始应力为13.4 MPa，10煤层底板原岩应力为10.5 MPa，承受静水压力5.5 MPa。

4.1 采动应力重分布特征

4.1.1 走向垂直应力分布

煤层开采是破坏底板应力原始平衡状态的主要原因，具体体现为煤壁前方底板垂直应力的升高和煤壁后方采空区底板应力的降低。煤层回采过程中围岩位移的变化是随着采空区范围的变大而呈现完整的“拱形”形态，且最大影响带高度也在发生变化［11］。图3显示了不同步距时走向垂直应力的变化。

图3 不同步距时走向垂直应力变化云图Fig.3 Nephograms of vertical stress to direction of strike with different steps

由图3可见，工作面上方拉应力呈现由小变大再变小的特征，当工作面推进至60 m以后，应力值及特征形态基本上保持不变，体现出明显的规律性。由此说明，在随后的开挖中煤层底板的破坏深度基本保持不变，在工作面推进到100 m时，应力状态达到极限稳定状态。工作面推进到100 m时，煤层底板下方1、5、10、13、20、50 m处应力值为－5.59、－7.13、－8.56、－8.67、－8.65、－8.66 MPa(压应力为负，拉应力为正，下同)。由上述数据可知，距离底板越近，应力越集中，到底板下方13 m后，底板应力变化趋于平缓。

4.1.2 倾向垂直应力分布

工作面推进不同步距时，倾向重直应力变化见图4。分析图4可知，由于煤层具有15°的倾角，所以煤层的上下两端受力是不同的。随着工作面往前推进，垂直应力主要集中在煤层的上下两个端口附近，并且下端口集中的应力要比上端口大。主要表现为:

一是，在老顶初次周期来压期间(20 m)，底板基本形成“拱形”卸压区。工作面推进步距至40 m时，卸压区拱形趋于明显，与顶板卸压区呈明显的对称分布。

其二，煤层底板倾向垂直应力处于不断降低的状态，在采空区上端和下端两处形成应力集中，当工作面不断推进步距至100 m时，倾向垂直应力最大值－28.7 MPa。工作面推进20、40、60、80、100 m时，倾向垂直应力的最大值分别为－23.8、－27.3、－28.2、－28.6、－28.7 MPa。

三是，随着模型开挖步距的不断增加，倾向垂直应力的最大值不断增加，煤壁上、下两端处的支承压力影响范围逐渐减小。当工作面推进步距至100 m时，最大应力值略有下降，应力集中区域范围逐渐趋于稳定。

4.2 底板采动破坏演化特征

4.2.1 走向破坏规律

工作面推进20 m，采空区底板岩层因底臌产生变形破坏，底板破坏深度约在5.3 m，以剪切破坏为主。工作面向前推进40 m，工作面前方和开切眼下部，支撑压力对底板岩层的作用加剧，对底板破坏深度加大，底板破坏深度扩展至7.7 m处，底板靠近工作面中心位置发生剪切以及拉伸破坏，周围发生剪切破坏。工作面继续向前推过60 m以后，走向方向破坏区域继续发展，采空区底板因顶板冒落的岩石逐渐被压实，使得工作面前方支撑压力并没有较大的增长，底板岩层的破坏深度趋于稳定，其破坏深度值稳定在12.3 m左右。推进不同步距时，底板岩体塑性区域分布及工作面走向破坏深度如图5所示。

图4 不同步距时倾向垂直应力变化云图Fig.4 Nephograms of vertical stress to direction of dip with different steps

图5 不同步距底板岩体走向塑性破坏区分布Fig.5 Plastic failure region coal mine’s floor todirection of strike with different steps

图6 不同步距底板岩体倾向塑性破坏区分布Fig.6 Plastic failure region of coal mine’s floor to direction of dip with different steps

当采空区范围较小时，底板是以剪切形式破坏，当采空区范围较大时，会同时存在剪切破坏和拉张破坏两种形式，而工作面中心区域为剪切及拉张破坏，周围为剪切破坏形式。

4.2.2 倾向破坏规律

工作面底板岩体倾向塑性破坏区分布见图6。由图6可知，工作面的侧向支撑压力可分解为沿着底板岩层方向斜向下的剪切力和垂直于底板岩层的正压力，致使煤层底板的破坏深度的位置主要分布在工作面的下端附近，最大塑性破坏深度出现在工作面中下部。当工作面推进步距20 m时，底板破坏深度5.3 m左右，随着工作面不断向前推进，底板塑性破坏范围不断扩大，当推进到40 m时，顶板经历初次周期来压，底板塑性破坏深度增加到7.7 m，当工作面步距推进60 m后，底板的破坏深度基本趋于稳定，采空区底板因顶板冒落的岩石逐渐被压实，使得工作面前方支撑压力并没有明显增长，煤层底板岩体的破坏深度逐渐趋于平稳，其最大破坏深度值稳定在13.6 m左右。