馮國瑞,仲叢明,任亞峰,劉鴻福,康立勛
(太原理工大學(xué)礦業(yè)工程學(xué)院,太原 030024)
隨著土地資源的緊張以及安全儲備的需求,地下空間的開發(fā)愈來愈引起人們的重視,國內(nèi)外一些發(fā)達城市已有相關(guān)工程實踐,山西作為曾經(jīng)的能源重化工基地、現(xiàn)在的中部欠發(fā)達地區(qū)雖有很多相關(guān)規(guī)劃但至今仍沒有大型的成功實例,其中很重要的一個因素就是地下空間開挖往往要跨越采空區(qū)[1]。而地下空間開挖對采空區(qū)已穩(wěn)定覆巖必然會有影響,其受影響后又反作用于新開發(fā)的地下空間工程,使得地下空間工程的穩(wěn)定性問題更為復(fù)雜,其中最直接的地下空間開挖過采空區(qū)時覆巖移動變形是首先要遇到的問題,至今尚不明確??梢越梃b的相關(guān)領(lǐng)域研究僅有煤炭地下開采的上行開采,下部煤層已采后開采上部煤層,研究其對覆巖移動變形的影響,文獻[2-3]研究了地下空間開挖對上覆巖層的損傷范圍及采空區(qū)上方的安全施工距離,文獻[4]研究了采空區(qū)上方地下空間工程開挖的可行性判定條件。但該領(lǐng)域人們研究的熱點愈來愈趨向跨越采空區(qū)的地下空間工程穩(wěn)定性,不過到目前為止,根據(jù)相關(guān)文獻,地下工程施工時覆巖移動變形這個問題仍有報道,其與上行開采的覆巖移動變形本質(zhì)又不相同,前者是靜態(tài)的大體量開挖,后者是動態(tài)的小體量開挖,所以需要專門的有針對性的研究??紤]巖土工程的特點,縱觀目前的研究手段[5],數(shù)值模擬是該問題最直觀簡便快速的一種研究方法,所以本文以某大型地下空間工程過南坑礦8#煤采空區(qū)為研究對象,通過數(shù)值模擬的方法研究其采空區(qū)覆巖移動變形情況。以期為進一步開發(fā)研究地下空間開挖過采空區(qū)時的巖層控制技術(shù)提供理論基礎(chǔ)與技術(shù)支持。
擬開挖的大型地下空間工程將經(jīng)過南坑礦8#煤采空區(qū)上方,埋深150 m。8#煤底板為5 m厚砂巖,頂板為3.8 m石灰?guī)r,采高2 m;在8#煤采空區(qū)上方27.9 m處在6 m厚頁巖內(nèi)開挖1.7 m高度的空間(詳見圖1)。
圖1 開挖體與采空區(qū)層間巖層柱狀圖Fig.1 Bar chart between goaf and subsurface engineering excavation
根據(jù)實例中煤層的賦存條件,設(shè)定計算模型的邊界條件如下:
1)模型上邊界條件。區(qū)域頂面為自由頂,僅考慮在自重荷載作用形成的初始應(yīng)力場下進行模擬施工,該荷載主要為上覆巖層的自重產(chǎn)生的應(yīng)力,由下式計算:
q=∑γihi。
式中:γi和hi分別為第i層巖體的容重和厚度,上覆巖層總厚度為150 m。
實體模型建立后在該自重作用下計算平衡,由于實際中巖體固結(jié)已經(jīng)完成,所以模型在此時產(chǎn)生的位移清零,不計入其后的計算分析中。
2)模型下邊界條件。模型的下邊界為下層煤底板5 m厚砂巖,根據(jù)實際情況模型下邊界條件簡化為位移邊界,X和Y方向自由運動,Z方向固定約束。
3)兩側(cè)邊界條件。模型的兩側(cè)為實體煤層和巖體,根據(jù)實際情況簡化為位移邊界條件,Y和Z方向自由運動,X方向固定約束。
根據(jù)工程實際,建立的模型密度云圖見圖2。
為了監(jiān)控各巖層移動變形情況,縱向在每巖層設(shè)置監(jiān)控點監(jiān)控不平衡力及其位移量,橫向從開挖點開始,每隔10 m設(shè)置一點,布控范圍0~220 m,具體布置見圖3。
圖2 模型密度云圖Fig.2 The contour of density in physical models
圖3 模型監(jiān)控點布置示意圖Fig.3 The arrangement plan of monitory points in the model
采空區(qū)上方地下空間開發(fā)是在采空區(qū)覆巖移動變形穩(wěn)定后進行的,所以此處采空區(qū)覆巖位移只考慮開挖引起的,模型計算取值時下層煤開采產(chǎn)生的的位移量清零,這部分位移量只取地下空間開挖產(chǎn)生的位移增量[6-12]。
距離模型左邊界100 m處一組監(jiān)控點(圖3中Ⅰ,Ⅱ,Ⅲ,Ⅳ點)監(jiān)控開挖過程中該點位移增量,監(jiān)控點Z方向位移增量與開挖推進曲線關(guān)系見圖4。開挖破壞了層間巖層的穩(wěn)定狀態(tài),開挖距離監(jiān)控點較遠時(推進10~50 m),各監(jiān)控點位移增量較小且差異不大,說明巖層此時并未發(fā)生明顯的離層和分帶現(xiàn)象,只在自重及開挖引起的應(yīng)力作用下整體下移;距離該組監(jiān)控點較近(推進60~90 m)時,各監(jiān)控點位移增量開始增大且位移量開始出現(xiàn)差異,說明發(fā)生明顯的離層和分帶現(xiàn)象,此時,采空區(qū)覆巖主要在應(yīng)力作用下向下移動;當開挖推進到監(jiān)控點上部時,Ⅱ點(2.5 m石灰?guī)r)隨開挖向前推進不再發(fā)生移動,結(jié)合應(yīng)力云圖可以發(fā)現(xiàn):此時該點巖層處于Z方向的小壓應(yīng)力范圍,應(yīng)力變化未失去整體性及連續(xù)性,主要在自重及X方向的應(yīng)力作用下產(chǎn)生移動變形,該層應(yīng)為控制層;Ⅱ點、Ⅲ點和Ⅳ點位移量均不相同并且依次增大,說明開挖過程中層間巖層確實有控制層在起作用,同時也發(fā)生了離層;隨著開挖面離該點越遠,位移量越大,位移增量越小,直至重新達到穩(wěn)定狀態(tài),這是因為在開挖未達到該點上部時,該點受開挖集中應(yīng)力作用向下移動,而當開挖通過后,壓應(yīng)力前移,自重及X方向應(yīng)力重新起主導(dǎo)作用,使其產(chǎn)生位移,且位移量逐漸趨于相同,直至巖層重新壓實。
圖4 監(jiān)控點Z方向位移增量與開挖推進關(guān)系圖Fig.4 Settlment graph of monitoring points flowing advance of upper coal face
開挖完成后各層間巖層最大位移增量曲線見圖5,開挖應(yīng)力隨開挖推進逐漸作用于巖層,使各巖層產(chǎn)生位移、變形。其中,34.5 m線(開挖底板2.5 m厚石灰?guī)r)位移量明顯小于下層巖層,說明開挖底板2.5 m厚石灰?guī)r與下層巖層發(fā)生離層,最大離層位置為距離模型左邊界140~150 m處,最大離層距離為10 cm,2.5 m厚石灰?guī)r應(yīng)為控制層??刂茖釉谖撮_挖時其最大位移量出現(xiàn)在110 m處,而開挖后最大位移量出現(xiàn)在距離模型左邊界160 m處,通過應(yīng)力云圖和監(jiān)控點應(yīng)力曲線圖可知,在開挖前進方向上層間巖層壓應(yīng)力相對集中,集中壓應(yīng)力主要由控制層承擔,造成其豎直方向位移最大的位置向前移動,而其下部的巖層Z方向位移最大的位置向前移動的相對較小(出現(xiàn)在150 m處);9.8 m線與28.9 m線(采空區(qū)頂板3.8 m厚石灰?guī)r和3 m厚砂巖)向下運動幾乎平行,而與34.5 m線相差較大,說明距離模型底板9.8~28.9 m巖層整體移動,而與34.5m線移動步調(diào)不一致,進一步說明2.5 m厚石灰?guī)r層為控制巖層。結(jié)合應(yīng)力云圖可知9.8~28.9 m巖層處于小壓應(yīng)力范圍內(nèi),且位于控制層下部,內(nèi)應(yīng)力拱內(nèi)部,承受的控制層傳遞的壓應(yīng)力較小,所以該巖層應(yīng)主要在自重及X方向應(yīng)力作用下移動,最大位移位置為距離模型左邊界140 m處,也進一步說明控制層確實在開挖過程中起了控制作用。
圖5 開挖后層間巖層最大位移增量曲線圖Fig.5 Settlement graph of strata between coal seams after upward mining
見圖6。
圖6 監(jiān)控點隨上行開發(fā)X方向位移增量曲線圖Fig.6 Horizontal displacement graph of monitoring points flowing advance of upper coal face
取距離模型左邊界100 m處一組監(jiān)控點(圖3中Ⅰ,Ⅱ,Ⅲ,Ⅳ點),作其X方向位移增量和開挖面推進距離之間的關(guān)系曲線。在開挖面距離監(jiān)控點較遠時,巖層并未產(chǎn)生水平方向上的位移,結(jié)合此時的X方向應(yīng)力云圖可知:開挖在橫向造成的影響范圍相對較小,基本集中在開挖面前方2~10 m;當開挖面距離監(jiān)控點較近時,巖層在開挖面前方集中應(yīng)力作用下產(chǎn)生移動,且各巖層移動量及方向明顯不同,巖層間開始出現(xiàn)橫向錯動。開挖體頂板監(jiān)控點Ⅰ在開挖面經(jīng)過后處于臨空狀態(tài),在自重及上覆巖層的應(yīng)力作用下向開挖區(qū)移動,除向下移動外,也在開挖面前集中的應(yīng)力及其后部由于外應(yīng)力拱后移造成的低應(yīng)力的負壓作用影響下橫向移動;監(jiān)控點Ⅱ位于2.5 m石灰?guī)r控制層中,該層在開挖過程中承載了主要X方向集中應(yīng)力,并在該應(yīng)力作用下向開挖前進方向移動,當開挖面經(jīng)過后該點處于穩(wěn)定狀態(tài),不再發(fā)生位移,直至后應(yīng)力拱拱腳臨近該點繼續(xù)前移,這是因為在開挖到160 m時,控制層在控制點處X方向上的應(yīng)力不再是平衡狀態(tài),左側(cè)大于右側(cè),此時控制層形成懸壁梁結(jié)構(gòu),該結(jié)構(gòu)將控制層承受的壓應(yīng)力轉(zhuǎn)移至右側(cè)實體圍巖中,致使X方向應(yīng)力相對減小,控制層X方向失衡;監(jiān)控點Ⅲ處在內(nèi)應(yīng)力拱的影響范圍內(nèi),開挖經(jīng)過后在內(nèi)應(yīng)力拱的作用下向開挖前進方向移動,且移動量大于控制層移動量;監(jiān)控點Ⅳ在開挖到達時處于內(nèi)應(yīng)力拱中下部,主要在自重及上部巖層傳遞X方向應(yīng)力作用下向開挖前進的反方向移動,當開挖面距離較遠時,應(yīng)力拱拱腳到達該點,該點又向開挖前進方向移動,并且移動量大于其自身之前的移動量和控制層的移動量,繼續(xù)前移,整體的移動過程為“先左后右”;所有以上的移動變形都會在一段時間后巖層重新穩(wěn)定時停止。
開挖后層間巖層X方向位移增量曲線見圖7。
采空區(qū)頂板9.8 m線在兩側(cè)內(nèi)應(yīng)力共同作用下,經(jīng)歷了上述在開挖過程中先左后右的動態(tài)過程后,最終位移增量如圖7所示,左側(cè)拱腳為動態(tài)影響,隨開挖面推進而前進,影響范圍明顯大于右側(cè)拱腳,拱腳經(jīng)過后巖層就幾乎停止了移動,最大位移量為2.8 cm,而另一側(cè)始終處在拱腳應(yīng)力的影響下,位移增量較大,為6.3 cm;28.9 m線所受應(yīng)力情況與9.8 m線除方向外幾乎相同,但是由于所受應(yīng)力大小及巖石力學(xué)性質(zhì)差異的影響,28.9m線最大位移增量大于9.8 m線,左右兩側(cè)分別為3.3 cm和6.6 cm;34.5 m線為控制層,由應(yīng)力分析可知,該巖層在水平方向上承受的應(yīng)力要大于其下部巖層,但是相反其水平方向上的移動卻明顯小于下部巖層,進一步說明了該巖層的控制作用。
圖7 開挖后層間巖層X方向位移增量曲線圖Fig.7 Horizontal displacement graph of strata between coal seams after upward mining
1)采空區(qū)上方開挖地下空間工程過程中,控制層在應(yīng)力作用下向下縱向移動,在開挖面經(jīng)過一段時間后停止移動,而非控制層在應(yīng)力作用下繼續(xù)移動,導(dǎo)致離層產(chǎn)生;在開挖面未到達時,巖層橫向幾乎不發(fā)生移動,開挖面到達后,各巖層出現(xiàn)錯動現(xiàn)象。
2)采空區(qū)上方開挖地下空間工程后,采空區(qū)覆巖橫向發(fā)生不同程度的錯動,總體上是兩側(cè)巖層向中間移動,因兩側(cè)受力不同,移動量不同,開挖前進方向巖層移動量大于背離方向,同時水平方向零位移點各層也各不相同,控制層明顯滯后于非控制層,相反,縱向最大位移增量點控制層較非控制層靠前。
3)在采空區(qū)上方開挖地下空間工程過程中,控制層的穩(wěn)定性對巖層的移動變形有重要作用??刂茖臃€(wěn)定存在時,可以明顯地承載上部載荷,導(dǎo)致其上部巖層不會產(chǎn)生向下的大變形。
[1] FENG Guorui,WANG Xianxia,KANG Lixun.A probe into“mining technique in the condition of floor failure”for coal seam above longwall goafs[J].Journal of Coal Science&Engineering ,2008,14(1):19-23.
[2] 馮國瑞,閆永敢,楊雙鎖,等.長壁開采上覆巖層損傷范圍及上行開采的層間距分析[J].煤炭學(xué)報,2009,34(8):1032-1036.(FENG Guorui,YAN Yonggan,YANG Shuangsuo,et al.Analysis on the damage zone of overlying strata and safety layer distance on the upward mining above the longwall goaf[J].Journal of China Coal Society,2009,34(8):1032-1036.(in Chinese))
[3] 馮國瑞.煤礦殘采區(qū)上行開采基礎(chǔ)理論與實踐[M].北京:煤炭工業(yè)出版社,2010.(FENG Guorui.The theory and its practice of the upward mining of the left-over coal[M].Beijing:China Coal Industry Publishing House,2010.(in Chinese))
[4] 馮國瑞,張緒言,李建軍,等.刀柱采空區(qū)上方遺棄煤層上行開采可行性判定[J].煤炭學(xué)報,2009,34(6),726-730.(FENG Guorui,ZHANG Xuyan,LI Jianjun,et al.Feasibility on the upward mining of the left-over coal above goaf with pillar supporting method[J].Journal of China Coal Society,2009,34(6),726-730.(in Chinese))
[5] 錢鳴高,石平五.礦山壓力與巖層控制[M].徐州:中國礦業(yè)大學(xué)出版社,2003.(QIAN Minggao,SHI Pingwu.Underground pressure and strata control[M].Xuzhou:China University of Mining and Technology Press,2003.(in Chinese))
[6] 馮國瑞,閆旭,王鮮霞,等.上行開采層間巖層控制的關(guān)鍵位置判定[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報,2009,28(S2):3721-3726.(FENG Guorui,YAN Xu,WANG Xianxia,et al.Determination of key positions of strata controlling in rocks between coal seams for upward mining[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2009,28(S2):3721-3726.(in Chinese))
[7] 許家林,錢鳴高.覆巖關(guān)鍵層位置的判別方法[J].中國礦業(yè)大學(xué)學(xué)報,2000,29(5):463-467.(XU Jialin,QIAN Minggao.Method to distinguish key strata in overburden[J].Journal of China University of Mining and Technology,2000,29(5):463-467.(in Chinese))
[8] SU Wen H,PENG Syd S,HSIUNG S M.Interactions in multiple-seam mining Engineering Health and Safety in Coal Mining.Proceedings of the Symposium held at the SME Annual Meeting.USA:New Orleans,LA,Soc.of Mining Engineers Littleton Co.,1986.
[9] 馮國瑞,鄭婧,任亞峰,等.垮落法殘采區(qū)上行綜采技術(shù)條件判定理論及方法[J].煤炭學(xué)報,2010,35(11):1863-1867.(FENG Guorui,ZHENG Jing,REN Yafeng,et al.Decision theory and method on feasibility on the upward fully mechanized mining of the left-over coal above gob area mined with caving method[J].Journal of China Coal Society,2010,35(11):1863-1867.(in Chinese))
[10] 馬立強,汪理全,喬京利,等.平四礦近距煤層上行開采研究[J].采礦與安全工程學(xué)報,2008,25(3):357–360.(MA Liqiang,WANG Liquan,QIAO Jingli,et al.Study of ascending mining of short-range-seams in Pingdingshan coal mine No.4[J].Journal of Mining and Safety Engineering,2008,25(3):357-360.(in Chinese))
[11] Kripakov N P,Beckett L A,Donato D A.Loading on underground mining structures influenced by multiple seam interaction[C]//International Symposium on Application of Rock Characterization in Mine Design.Proceedings of the Symposium held at the SME-AIME Annual Meeting.USA:New Orleans,LA,Soc.of Mining Engineers of AIME Littleton Co.,1986.
[12] 石永奎,莫技.深井近距離煤層上行開采巷道應(yīng)力數(shù)值分析[J]. 采礦與安全工程學(xué)報,2007,24(4):474-476.(SHI Yongkui,MO Ji.Numerical Analysis of Road Stress in Ascending Mining Close Distance Coal Seams in Deep Coal Mining[J].Journal of Mining and Safety Engineering,2007,24(4):474-476.(in Chinese))