馬茜濛,李世海,呂祥鋒
(1.石家莊鐵道大學(xué)土木工程學(xué)院,河北石家莊 050043;2.中國科學(xué)院力學(xué)研究所,北京 100190)
隨著我國淺部資源的減小和枯竭,深部地下資源開采日益加劇,開采深度也逐漸增加,開采安全和支護(hù)穩(wěn)定問題也日漸突出,深埋地下工程開采安全與支護(hù)穩(wěn)定的研究更加重要。我國研究工作者在采礦工程工作面開挖覆巖變形移動規(guī)律及支護(hù)對巷道穩(wěn)定影響方面開展了較多的研究工作,取得了一定的研究成果。馬元,何國軍等通過三維物理試驗(yàn)?zāi)M巷道的真實(shí)開挖、變形和破壞過程,研究了有、無支護(hù)體系形態(tài)下的圍巖變形,針對圍巖應(yīng)力以及位移變形破壞特征進(jìn)行深入分析,得出深埋高應(yīng)力巷道圍巖變形破壞及支護(hù)作用機(jī)理[1-2]。郭相參,戴俊等運(yùn)用理論計算分析和數(shù)值模擬研究方法,對深埋高地應(yīng)力隧道的卸壓支護(hù)技術(shù)進(jìn)行研究,達(dá)到了降低圍巖應(yīng)力和保護(hù)隧道的目的[3-5]。包海玲,孟益平等結(jié)合淮北臨渙礦有軟弱巖層交匯的特性,建立了三維有限元模型,系統(tǒng)的分析了地下傾斜巷道在自重應(yīng)力場下的位移和應(yīng)力情況,研究了傾斜煤層巷道圍巖變形破壞特征,指出軟弱巖層以及頂板、底板等關(guān)鍵部位的支護(hù)應(yīng)注意防止底鼓現(xiàn)象的產(chǎn)生[6-8]。但從目前的研究成果來看,主要研究工作集中在采礦工作面開挖對上覆巖層變形和應(yīng)力特征的實(shí)驗(yàn)分析以及巷道開挖后單獨(dú)考慮支護(hù)對圍巖巷道變形的影響[9-10],實(shí)際開采中超前支護(hù)隨工作面推進(jìn)不斷前移,而超前支護(hù)對工作面開采安全起到關(guān)鍵作用,至今未見到相關(guān)方面的研究報道,因此,研究深埋地下工程開采過程及其對回采工作面超前支護(hù)穩(wěn)定的影響,對地下工程開采安全和支護(hù)穩(wěn)定起到指導(dǎo)意義。
本文采用中國科學(xué)院力學(xué)所研發(fā)的基于連續(xù)介質(zhì)力學(xué)的離散元方法軟件GDEM進(jìn)行三維數(shù)值模擬,實(shí)現(xiàn)了回采工作面超前支護(hù)隨采隨移架的過程,模擬了深埋地下工程開采及對回采工作面超前支護(hù)的影響。以河南義馬煤田某回采工作面為例,計算模型和參數(shù)選擇分別根據(jù)當(dāng)?shù)氐刭|(zhì)資料和地應(yīng)力測試數(shù)據(jù)取值,并結(jié)合數(shù)值計算方法,將地質(zhì)模型進(jìn)行適當(dāng)簡化,數(shù)值計算模型尺寸長×寬×高為300m×150m×83m,矩形巷道截面尺寸為5m×4m。模型共分為五層,從上至下分別為:礫巖(厚35m)、堅硬頂板(厚15m)、煤-巖互層(厚6m)、厚煤層(厚6m)、煤-巖互層(厚6m)和底板(厚15m)。計算中,模擬模型距離地面為1000m,根據(jù)實(shí)際推進(jìn)速度,計算中工作面推進(jìn)速度為10m/d。工作面平面布置見圖1,煤巖層結(jié)構(gòu)見圖2。
圖1 工作面平面及測點(diǎn)布置圖(單位:m)Fig.1 Working face plane and measuring points
圖2 煤巖層結(jié)構(gòu)圖(1-1剖面,單位:m)Fig.2 Coal strata structure
計算中,采用Drucker-Prager屈服準(zhǔn)則,根據(jù)地質(zhì)資料取得計算模型各巖性材料參數(shù)見表1。
表1 計算模型材料參數(shù)Table 1 The model of material parameters
由于開挖巷道尺寸相對于模型尺寸為無限小,因此可忽略尺寸效應(yīng)。約束邊界條件設(shè)置為模型底面全約束,四周水平約束,頂面為自由面。模型距離地面為1000m,根據(jù)當(dāng)?shù)販y試得到地應(yīng)力數(shù)據(jù),取得初始地應(yīng)力為最大水平地應(yīng)力為20MPa,最小水平地應(yīng)力為18MPa,垂直地應(yīng)力為17MPa。計算中,實(shí)現(xiàn)先加載后開挖巷道,跺式液壓支架支護(hù)(超前支護(hù)為20m,工作面后方支架隨工作面推進(jìn)移架),然后開切眼,工作面(綜采液壓支架,隨工作面推進(jìn)移架)推進(jìn)速度為10m/d,開采至煤層終止位置。
工作面超前支護(hù)距離為20m,工作面后方支架隨工作面推進(jìn)不斷移向工作面方向,并保證超前支護(hù)距離不少于20m,每排單體支架為3個,間距為1.7m,液壓支架排距為1.0m,頂梁分別與巷道圍巖和支柱連接。單體液壓支柱選擇DWX35-250/100X(D代表單體液壓支柱,W代表外注式,35為支柱最大高度3.5m,250為支柱的額定工作阻力250kN,100為支柱的油缸直徑100mm,X為支柱的懸浮式技術(shù)原理),搭接所有支架必須架設(shè)牢固,柱徑為100mm的不得小于90kN,柱徑為80mm的不得小于60kN。巷道超前支護(hù)結(jié)構(gòu)示意見圖3。
圖3 巷道超前支護(hù)結(jié)構(gòu)示意圖(單位:m)Fig.3 The schematic of roadway forepoling
圖4給出了煤層開采過程煤層工作面及巷道應(yīng)力、變形和塑性區(qū)發(fā)展情況。由圖4(a)、(c)和(e)可知,開切眼后工作面推進(jìn)60m時,水平位移在回風(fēng)巷、運(yùn)輸巷與煤層交界處較大,當(dāng)推進(jìn)至120m時,水平位移逐漸向巷道邊幫方向轉(zhuǎn)移,繼續(xù)推進(jìn)至180m時,回風(fēng)巷、運(yùn)輸巷邊幫及周圍巖體水平位移較大,并向巷道內(nèi)側(cè)變形明顯。豎向位移計算結(jié)果見圖4(b)、(d)和(f),隨工作面的推進(jìn),豎向位移在工作面中心位置和巷道與煤層交界處變形集中較明顯,同時工作面底面有向上隆起的趨勢。圖4(g)和(h)表示工作面推進(jìn)過程中塑性區(qū)發(fā)展情況,隨著開采的推進(jìn),塑性區(qū)首先在巷道邊幫處出現(xiàn),并不斷向邊幫周圍巖體內(nèi)發(fā)展,同時在工作面煤層中心位置也出現(xiàn)塑性區(qū),隨工作面的推進(jìn)逐漸向兩端塑性發(fā)展。
圖4 煤層開采過程模擬計算結(jié)果Fig.4 The results of coal mining process
圖5給出了巷道測點(diǎn)水平位移和應(yīng)力結(jié)果,運(yùn)輸巷和回風(fēng)巷計算結(jié)果規(guī)律較一致,計算數(shù)值接近,從計算結(jié)果可知,隨著開采的推進(jìn),巷道邊幫水平應(yīng)力呈現(xiàn)逐漸增加趨勢,最大水平應(yīng)力值約為30MPa,由于無構(gòu)造應(yīng)力或其他外力作用,巷道邊幫水平位移值較小。
圖5 回風(fēng)巷測點(diǎn)結(jié)果Fig.5 The results of return airway measurement point
巷道頂板測點(diǎn)豎向應(yīng)力和下沉量數(shù)據(jù)結(jié)果見圖6,從圖6(a)可知,巷道變形量逐漸在增加,最終巷道中部測點(diǎn)變形量最大,下沉量最大值約為12cm;圖6(b)說明沿巷道方向應(yīng)力呈現(xiàn)先增加后減小的規(guī)律,與礦壓分布基本一致,同時,受煤層開采的影響,巷道測點(diǎn)應(yīng)力呈現(xiàn)“增大→減小→再增加”過程。
圖6 巷道頂板測點(diǎn)結(jié)果Fig.6 The results of roadway roof measuring point
圖7表示煤層開采中隨工作面推進(jìn)移架過程支架應(yīng)力變化規(guī)律。根據(jù)支架測定應(yīng)力可知,支架應(yīng)力最大值約為30MPa,也即支架受力約為300kN,約為柱徑100mm支柱額定工作阻力的1.2倍,此時支架受力不再增加,滿足支柱正常工作要求。各排支架測點(diǎn)變形規(guī)律和數(shù)值較接近,出現(xiàn)先增加后突然減小,原因在于工作面推進(jìn)過程支架應(yīng)力增加,同時變形量也不斷增加,當(dāng)隨工作面支架移動時,支架上應(yīng)力將卸除,相應(yīng)變形量也迅速降低。
圖7 支架測點(diǎn)結(jié)果Fig.7 The results of bracket measuring point
圖8給出了煤層工作面開采過程中上覆巖層豎向位移和塑性區(qū)發(fā)展計算結(jié)果。當(dāng)工作面推進(jìn)60m時,上覆巖層整體變形下沉量較小,當(dāng)工作面繼續(xù)推進(jìn)時,上覆巖層下沉變形量增加,整體變形量最大值約為16cm,且變形量分布逐漸向開采煤層中部移動。
圖8 工作面推進(jìn)過程計算結(jié)果Fig.8 The results of working face to promote the process
圖9給出了煤層上覆巖層變形下沉量和應(yīng)力測點(diǎn)結(jié)果,由圖9(a)可知,隨著工作面推進(jìn),煤層上覆巖層下沉變形量逐漸增加,且沿推進(jìn)方向覆巖下沉變形量增加,在中心位置處變形量最大,整體呈現(xiàn)出中心下沉變形量最大,兩端變形量稍小的趨勢。從圖9(b)可以看出,隨工作面的推進(jìn),覆巖應(yīng)力呈現(xiàn)出增加后迅速減小,主要原因在于開采使得應(yīng)力產(chǎn)生集中,最大應(yīng)力值約為40MPa,工作面開采后應(yīng)力集中區(qū)得到有效釋放所致。由于覆巖存在一定變形擠壓,煤層上覆巖層應(yīng)力開采后未減小至零。
圖9 煤層覆巖測點(diǎn)結(jié)果Fig.9 The results of seam overburden measuring points
基于連續(xù)介質(zhì)力學(xué)的離散元方法,實(shí)現(xiàn)了回采工作面超前支護(hù)隨采隨移架的過程,模擬了深埋地下工程開采及對回采工作面超前支護(hù)的影響,得到以下主要研究結(jié)論:
(1)工作面中心位置和巷道與煤層交界處變形集中較明顯,同時工作面底面有向上隆起趨勢;巷道邊幫水平應(yīng)力呈現(xiàn)逐漸增加趨勢,最大水平應(yīng)力值約為30MPa,巷道兩幫相對移近量范圍約15mm,圍巖總體收斂量不大,超前支護(hù)作用較好;巷道頂板測點(diǎn)應(yīng)力呈現(xiàn)“增大→減小→再增加”過程,頂板最大下沉量范圍在12cm以內(nèi),頂板支護(hù)圍巖較穩(wěn)定。
(2)隨工作面支架移動時,支架上應(yīng)力將卸除,相應(yīng)變形量也迅速降低,支架壓力分布規(guī)律與實(shí)際一致,支架最大受力約為300kN,是額定工作阻力的1.2倍,符合支柱正常工作要求,開采與支護(hù)均較穩(wěn)定。
(3)工作面推進(jìn)過程中,應(yīng)力集中區(qū)得到有效釋放使得覆巖應(yīng)力呈現(xiàn)出增加后迅速減小,工作面采動支承壓力分布同監(jiān)測數(shù)據(jù)規(guī)律一致,超前影響范圍約35m,最大采動支承壓力發(fā)生在工作面前方約20m處;上覆巖層下沉變形量增加,整體變形量最大值約為16cm。
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