孫永強(qiáng)

（運(yùn)城職業(yè)技術(shù)學(xué)院，山西 運(yùn)城 044000）

我國西北礦區(qū)沖溝縱橫交錯的地形地貌特征[1-3]，使井下工作面礦壓顯現(xiàn)新的特征，造成不利影響?？v觀國內(nèi)外研究成果，地表起伏對礦壓顯現(xiàn)的影響已有較為系統(tǒng)的研究[4-12]，但主要限于沖溝下淺埋煤層的背溝開采，對向溝開采覆巖移動特征仍需進(jìn)行研究。本文采用程序UDEC2.0，模擬向溝開采覆巖垮落動態(tài)過程，得出覆巖垮落特征。本次模擬以納林廟煤礦二號井煤系地層為模型（主要為侏羅系地層），上覆第三紀(jì)巖層及第四紀(jì)松散層，煤厚3.18～4.50 m、平均4.12 m?；鶐r厚度84.5 m，上覆黃土層厚5～40 m。井田內(nèi)的哈業(yè)烏蘇溝坡體角度約30°，垂深81.5 m。

1 數(shù)值模型建立

1）地質(zhì)條件及煤巖參數(shù)：采用UDEC數(shù)值模擬軟件，模型沿煤層走向剖面，工作面沿煤層傾向布置，走向長310 m，煤層采高4 m，基本頂厚度15 m，模型內(nèi)各巖層厚度和力學(xué)參數(shù)，如表1所示。

表1 巖層厚度和力學(xué)參數(shù)

2）實(shí)驗(yàn)方案：設(shè)計(jì)3個模擬模型方案，如表2所示。

表2 模擬方案設(shè)計(jì)

3）測線布置：測線布置情況，見圖1，設(shè)置兩條應(yīng)力監(jiān)測線，分別位于基本頂上方的覆巖內(nèi)部和基本頂內(nèi)部。

圖1 測線布置情況

2 頂板跨落特征的數(shù)值模擬分析

1）未進(jìn)入坡體段淺埋煤層開采的頂板垮落特征：圖2-a為未采動模型。工作面推進(jìn)20 m時，直接頂發(fā)生初次垮落，見圖2-b，垮落高度約4 m。隨后的在工作面推進(jìn)過程中直接頂隨采隨冒。工作面推進(jìn)40 m時，基本頂發(fā)生初次來壓步距40 m，由于少量縱向裂隙與地表貫通，地表形成微小的臺階下沉，見圖2-c。工作面推進(jìn)60 m時，基本頂發(fā)生首次周期，來壓步距約20 m，見圖2-d。

圖2 未進(jìn)入坡體時淺埋煤層開采頂板垮落特征

2）進(jìn)入坡體后淺埋煤層向溝開采的頂板垮落特征：工作面推進(jìn)60 m后開始進(jìn)入沖溝坡體。工作面推進(jìn)70 m時，工作面第二次周期來壓步距為10 m，導(dǎo)致頂板破壞較重，更多縱向裂隙發(fā)育、貫通至地表，甚至形成一定的地表切落，且在坡體上部左側(cè)出現(xiàn)拉伸裂縫，見圖3-a。工作面推進(jìn)80 m時，第三次周期來壓，頂板破壞更為嚴(yán)重，拉伸裂縫增大，成“V”字形；采動坡體有沿全厚切落的趨勢，見圖3-b。工作面推進(jìn)90 m時，見圖3-c，此時覆巖內(nèi)裂隙與拉伸裂隙貫通，采動坡體沿全厚切落，坡體底部出現(xiàn)滑移區(qū)，坡體發(fā)生順坡滑移。

圖3 沖溝坡體下淺埋煤層向溝開采頂板垮落特征

3）進(jìn)入坡體前后的工作面頂板垮落特征對比分析：①由模擬知：未進(jìn)入坡體時，頂板彎曲下沉并不明顯，覆巖基本處于裂隙帶和冒落帶中。進(jìn)入坡體后，覆巖情況發(fā)生變化，伴隨著覆巖內(nèi)的裂痕顯著發(fā)育，來壓時覆巖破壞很嚴(yán)重，甚至地表出現(xiàn)了明顯的臺階下沉現(xiàn)象。進(jìn)入坡體后，即向溝開采的過程中，坡體上部左側(cè)出現(xiàn)明顯的拉伸裂縫；工作面推進(jìn)至坡體底部時，拉伸裂縫與覆巖內(nèi)很發(fā)育的縱向裂縫貫通，坡體發(fā)生順坡滑移。②工作面基本頂?shù)某醮蝸韷翰骄?0 m，第一次周期來壓步距20 m，第二次周期來壓步距10 m；第二次周期來壓步距僅是第一次周期來壓步距的一半。由實(shí)驗(yàn)知，第一次周期來時工作面未進(jìn)入坡體，而第二次周期來壓時工作面已完全進(jìn)入了坡體；工作面進(jìn)入坡體后即向溝開采時，來壓步距小于未進(jìn)入坡體時的來壓步距。

4）工作面的支承壓力變化特征：①圖4為基本頂初次來壓時煤壁附近各測點(diǎn)隨工作面推進(jìn)距離變化曲線；測點(diǎn)13位于煤壁后3 m，測點(diǎn)14位于煤壁正上方，測點(diǎn)15位于煤壁前3 m。但由圖4可知，當(dāng)工作面推進(jìn)40 m時基本頂初次來壓，此時煤壁后方的測點(diǎn)13的垂直應(yīng)力值3.51 MPa，煤壁正上方的測點(diǎn)14的垂直應(yīng)力4.5 MPa，煤壁前方的測點(diǎn)15的垂直應(yīng)力4.86 MPa。可見工作面未進(jìn)入坡體時，前支承應(yīng)力峰值位于煤壁前側(cè)，煤壁后支承壓力相對較小。②工作面推進(jìn)60 m時，已進(jìn)入沖溝坡體內(nèi)，基本頂?shù)谝淮沃芷趤韷?，見圖5。此時位于煤壁后方3 m處的測點(diǎn)19出現(xiàn)峰值，3.3 MPa，煤壁正上方的測點(diǎn)20的垂直應(yīng)力峰值4.40 MPa，煤壁前方3 m的測點(diǎn)21的垂直應(yīng)力峰值4.33 MPa。對比圖4初次來壓可知，第一次周期來壓時，工作面覆巖內(nèi)的支承壓力分布有所變化：煤壁前3 m處與煤壁處的支承壓力基本相同，說明煤壁上方支承應(yīng)力更加集中，前支承壓力峰值應(yīng)該位于煤壁前方3 m以內(nèi)。而初次來壓時（由圖4知）峰值位于煤壁前3 m以外，初步推測，工作面進(jìn)入坡體后，前支承壓力峰值向煤壁后方移動了，前支承壓力影響區(qū)域也向煤壁后方移動了。③工作面推進(jìn)70 m時，第二次周期來壓，步距減小到10 m。見圖6，此時位于煤壁后方3 m的測點(diǎn)22的垂直應(yīng)力曲線出現(xiàn)峰值3.75 MPa，煤壁正上方的測點(diǎn)23的垂直應(yīng)力出現(xiàn)峰值5.42 MPa，煤壁前方3 m的測點(diǎn)24的垂直應(yīng)力出現(xiàn)峰值2.53 MPa。相比第一次周期來壓，煤壁正上方支承壓力已大于煤壁前方3 m處的支承壓力，煤壁處應(yīng)力更加集中；煤壁后方3 m處覆巖支承壓力也大于煤壁前3 m處的支承壓力。可見，第二次周期來壓（與第一次周期來壓相比），前支承壓力峰值及影響范圍進(jìn)一步向煤壁后方移動，由于此時來壓強(qiáng)度大，且前支承應(yīng)力峰值在煤壁附近，導(dǎo)致工作面支護(hù)難度增加，頂板較易破碎，容易出現(xiàn)冒頂及支架滑到事故。④上述三種來壓情況可知：隨著工作面推進(jìn)至沖溝坡體內(nèi)，前支承壓力影響區(qū)域及峰值漸向煤壁后方移動。這是因?yàn)楣ぷ髅媸茄叵驕戏较蛲七M(jìn)，坡體一側(cè)臨空，在采動影響下，坡體有向右側(cè)翻轉(zhuǎn)的趨勢；這就導(dǎo)致工作面進(jìn)入坡體內(nèi)部后，前支承應(yīng)力峰值及影響范圍漸向煤壁后方發(fā)生移動。

圖4 初次來壓垂直應(yīng)力變化曲線

圖5 第一次周期來壓煤壁附近測點(diǎn)垂直應(yīng)力變化曲線

圖6 第二次周期來壓煤壁附近測點(diǎn)隨工作面推進(jìn)距離變化曲線

3 結(jié)束語

①工作面向溝推進(jìn)中，坡體地表出現(xiàn)拉伸裂縫，隨工作面的推進(jìn)，拉伸裂縫漸與覆巖內(nèi)縱向裂縫貫通，采動坡體發(fā)生順坡滑移。②工作面進(jìn)入坡體后，來壓步距小于未進(jìn)入坡體時來壓步距。③工作面進(jìn)入坡體后，前支承壓力峰值及影響區(qū)域向煤壁后方發(fā)生移動，導(dǎo)致煤壁處及工作面支護(hù)區(qū)域應(yīng)力集中程度增大，從而易引起頂板破碎程度增大，給工作面的支護(hù)帶來很大難度，容易造成煤壁片幫、冒頂?shù)仁鹿省?/p>

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