袁學林
(淮北礦業(yè)集團蘆嶺煤礦)
多次采動影響下巷道圍巖穩(wěn)定性數(shù)值模擬研究
袁學林①
(淮北礦業(yè)集團蘆嶺煤礦)
采用數(shù)值模擬方法,分析了蘆嶺煤礦上部工作面多次采動對底板巷道圍巖穩(wěn)定性影響,包括上部8#煤、9#煤工作面重復采動影響下的圍巖應力分布規(guī)律,研究了軌道上山在采空區(qū)下方、停采線下方及煤柱下方的圍巖應力分布情況及巷道變形特征,計算結果與現(xiàn)場實際觀測一致。對于預測巷道的變形和破壞具有指導意義。
動壓巷道;多次采動;底板巷道;圍巖穩(wěn)定
淮北礦業(yè)集團蘆嶺煤礦屬煤與瓦斯突出礦井,主采8#煤、9#煤層,煤層自燃發(fā)火期較短,目前,該礦二水平開采深度590 m。為減小煤與瓦斯突出的危險性,該礦采用開掘底板巖石集中巷并預抽上部煤層瓦斯的方法,準備巷道基本上布置在距煤層30 m左右的底板巖層中,同時為防止留設的保護煤柱自燃發(fā)火,工作面巷道采用完全沿空掘巷并跨上山開采,8#煤、9#煤層平均厚度分別為10 m、2~3 m,8#煤與9#煤層間距為3.2 m。
針對8#煤、9#煤層瓦斯含量高,易自燃且具有突出危險,及兩層煤間距較小的特點,采用聯(lián)合布置的方法,回采工藝為:先在8#煤頂部開采2~3 m左右的頂分層,緊接著下部8#煤層采用放頂煤開采,最后開采9#煤,工作面回采巷道布置采用內(nèi)錯式。
采用該采煤方法后使得底板巷道在同一區(qū)段需經(jīng)受至少3次上部工作面采動影響,而且巷道允許修復周期很短,相應的維護難度極大。為此,該礦井投入了大量的人力物力,但即使這樣,由于巷道失修率高、巷道失修頻繁,巷道維護狀況仍難以維持礦井的安全高效生產(chǎn)[1-3]。針對多次采動對巷道的重復影響進行了研究,分析了重復采動影響破壞規(guī)律。
采用數(shù)值模擬方法,對上部工作面多次采動對底板巷道圍巖穩(wěn)定性影響進行詳細分析,包括上部8#、9#煤工作面重復采動影響下的圍巖應力分布規(guī)律,尤其是軌道上山在采空區(qū)下方、停采線下方及煤柱下方的圍巖應力分布情況及巷道變形特征。
根據(jù)現(xiàn)有地質(zhì)采礦條件和數(shù)值模擬研究的重點,為最大限度地降低邊界效應對模擬結果的影響,基于巖層控制的關鍵層理論和開采沉陷理論,模型的左右邊界根據(jù)巖層開采引起的巖層移動角規(guī)律確定,即模型左、右邊界范圍分別按巖層走向充分采動角和走向巖層移動角影響范圍以外。當模型中存在關鍵層時,應將模型的上邊界取至關鍵層以上,且達到充分采動[4-5]。
綜合考慮各方面因素,數(shù)值模擬模型尺寸(長×高)為:250 m×150 m。數(shù)值模擬模型劃分成250× 150共37 500個單元,見圖1,圖2。采用數(shù)值模擬采礦問題時,一般模型水平方向及底邊界,邊界條件為位移邊界,模型頂邊界可以為應力邊界或無邊界條件限制。本模型水平邊界為固定邊界,上邊界為應力邊界,受模型計算容量所限,在模型的頂部加9.8 MPa的等效載荷,相當于約500 m厚的上覆巖層。模型計算采用莫爾—庫侖屈服準則。根據(jù)模型的幾何尺寸劃分,給相應層位巖體賦予煤巖物理力學參數(shù),見表1。
表1巖層力學參數(shù)
圖1 數(shù)值分析模型
在圖1中,1、2、3位置分別對應為底板巷道中心線,其中上部工作面停采線位置為2,停采線距離模型邊界50 m,上部工作面推進長度為180 m。數(shù)值模擬分析流程為:建立初始模型→初始化應力場→原巖應力平衡→開挖巷道→開采8#煤頂分層→開采8#煤底分層→開采9#煤→模擬結束。
1)巷道位于采空區(qū)下方。圍巖垂直應力分布見
圖2 FLAC模型示意圖
針對軌道上山的實際地質(zhì)采礦條件,本文著重分析軌道上山位于采空區(qū)下方、停采線下方、煤柱下方三種情況下圍巖應力分布及巷道變形特征,為簡化起見,建立二維模擬模型,將三段巷道抽象為位于對應位置的單個巷道斷面,并在巷道頂板設置監(jiān)測線。圖3,當巷道位于采空區(qū)下方時,由于巷道處于低應力區(qū)且距8#煤頂分層工作面垂直距離約43 m,雖然巷道受工作面跨采引起的超前支承壓力作用,但跨采結束后,巷道周邊應力水平逐漸過渡至巷道掘進時的應力水平。8#煤底分層、9#煤工作面開采結束后,見圖4,此時巷道完全處于卸壓區(qū),雖然煤柱內(nèi)集中應力較高,但對底板巷道應力水平影響較小,巷道頂板垂直應力在9#煤開采后又有所降低,圍巖變形趨于穩(wěn)定。
圖3 巷道位于采空區(qū)下方時垂直應力示意圖
巷道處于不同位置時,頂板a-a監(jiān)測線上的垂直應力見圖4,巷道位于采空區(qū)下方時,8#煤頂分層開采結束后巷道上方頂板監(jiān)測線垂直應力值約1 MPa,而8#煤頂分層開采后該處應力值提高至2.5 MPa左右,主要與8#煤開采后巷道上方采空區(qū)逐漸壓實,導致應力水平有所增高。9#煤開采后該處應力值有所降低,達到1.5 MPa左右,9#煤的開采使得巷道完全處于卸壓區(qū)。
圖4 巷道位于采空區(qū)下方時頂板垂直應力示意圖
當巷道位于煤柱下方時,見圖5,8#煤頂分層開采結束后,巷道變形以煤柱側幫部內(nèi)移為主,伴一定底臌,隨著相對較厚的8#煤底分層的開采,在疊加支承壓力作用下,巷道右?guī)蛷娏覂?nèi)移,同時造成底板強烈臌起。8#煤開采結束后,底板巷道的變形趨于穩(wěn)定,見圖5,9#煤開采過程中巷道變形較穩(wěn)定。由此可見,巷道底臌主要是在高集中應力作用下底板巖層遭受強烈擠壓引起的。
圖5 底板巷道位于煤柱下方巷道變形量與位移場示意圖
2)巷道位于停采線下方。圍巖垂直應力分布見圖6,8#煤頂分層開采后,由于距停采線20 m范圍煤柱內(nèi)形成的高集中應力作用,巷道圍巖整體應力水平相對巷道位于采空區(qū)下方時有大幅升高。見圖7(a)所示,盡管巷道左幫存在受工作面開采后頂板形成的三角塊結構保護的低應力區(qū),但由于受工作面超前支承壓力和煤柱內(nèi)側向支承壓力疊加影響,應力水平整體偏高,同樣隨著8#煤底分層和9#煤工作面的開采煤柱內(nèi)應力集中程度更高,導致圍巖應力水平持續(xù)增高。
巷道位于停采線下方時,見圖7。8#煤頂分層開采結束后巷道上方頂板監(jiān)測線垂直應力值約4 MPa,而8#煤頂分層開采后該處應力值提高至6 MPa左右,主要與8#煤開采后巷道上方采空區(qū)逐漸壓實,導致應力水平有所增高。9#煤開采后該處應力值有所降低,達到4 MPa左右,顯然此處應力水平相對采空區(qū)下方有大幅提高。
當巷道位于停采線下方時,見圖8,巷道變形以右?guī)蛷娏覂?nèi)移為主,并且底臌強烈,但與巷道位于煤柱下方相比,巷道變形量相對較小。
3)巷道位于煤柱下方。圍巖垂直應力分布見圖9,由于巷道基本處于支承壓力峰值區(qū)正下方,此時巷道圍巖應力的主要影響因素是上部工作面開采后煤柱內(nèi)形成的疊加支承壓力,而工作面開采的動壓影響相對采空區(qū)下方和停采線下方位置時相對較小,但應力水平卻高于上述位置。見圖10,8#煤頂分層開采后,雖然煤柱內(nèi)已形成較高的支承壓力,但一方面由于初次采動形成的支承壓力峰值較小,另一方面距離巷道上部工作面垂直距離較遠,應力水平增高幅度較小,然而隨著8#煤底分層和9#煤工作面的開采,煤柱內(nèi)支承壓力疊加程度更高,尤其兩幫應力集中區(qū)應力增高明顯。而當巷道位于煤柱下方時,見圖10,相同巷道頂板垂直應力提高值10 MPa以上,應力水平最高。
圖11 底板巷道位于采空區(qū)下方巷道變形量示意圖
當巷道位于采空區(qū)下方時,見圖11,巷道變形特征以幫部變形為主,伴有一定底臌,但與巷道位于停采線下方及煤柱下方時不同之處在于巷道所處的位移場方向。在該位移場作用下,巷道右?guī)图肮安咳菀装l(fā)生較大的變形。
蘆嶺煤礦主采8#煤、9#煤層,為減小煤與瓦斯突出的危險性,采用開掘底板巖石集中巷并預抽上部煤層瓦斯的方法,采用的采煤方法后使得底板巷道在同一區(qū)段需經(jīng)受至少3次上部工作面采動影響,巷道維護難度極大。本文針對多次采動影響對巷道的重復影響進行了數(shù)值分析研究,分別研究了巷道位于采空區(qū)下方、停采線下方和煤柱下方垂直應力及巷道變形量關系,對于預測巷道的變形和破壞具有指導意義。
[1] 翟新獻.放頂煤工作面頂板巖層移動相似模擬研究[J].巖石力學與工程學報,2002,21(11):1667-1671.
[2] 顏立新,趙軍.多次動壓影響巷道支護技術及護巷煤柱留設[J].煤礦開采,2009,14(1):60-63.
[3] 蘇士龍,梁軍起,靖洪文.多次采動煤巷圍巖穩(wěn)定控制原理及應用[J].礦業(yè)研究與開發(fā),2008,28(3):11-13.
[4] 高明中.急傾斜煤層開采巖移基本規(guī)律的模型試驗[J].巖石力學與工程學報,2004,23(3):441-445.
[5] 高明中,余忠林.厚沖積層急傾斜煤層群開采重復采動下的開采沉陷[J].煤炭學報,2007,32(4):347-352.
Study on Stability of Roadway Surrounding Rock Influenced by Repeated Mining by Numerical Simulation
Yuan Xue-lin
There are some roadways of Luling coal mine was influenced by repeated mining of top 8#coal seam and 9#coal seam.In the paper,the stability of the roadways including a entry rise under the goaf,terminal line and coal pillar,and stress distributions and deformation of them was analyzed in detail by means of numerical simulation.Results of the calculation are concordant with in-situ measurement.
Dynamic pressure roadway;Multiple mining activites;Floor roadway;Stability of surrounding rock
book=5,ebook=162
TD322
B
1672-0652(2010)05-0011-05
2010-03-19
袁學林 男 1983年出生 2005年畢業(yè)于安徽理工大學 助理工程師 宿州 234113