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    常村煤礦區(qū)段煤柱尺寸數(shù)值模擬研究

    2017-03-12 08:52:07籍志強(qiáng)閆晉峰韓庚彪
    山西煤炭 2017年6期
    關(guān)鍵詞:測(cè)站煤柱區(qū)段

    籍志強(qiáng),閆晉峰,董 飛,韓庚彪

    (山西潞安礦業(yè)(集團(tuán))有限責(zé)任公司 常村煤礦,山西 長(zhǎng)治 046102)

    長(zhǎng)壁開(kāi)采在我國(guó)得到廣泛應(yīng)用,留設(shè)區(qū)段煤柱是其主要的護(hù)巷手段[1]。區(qū)段煤柱一方面將采空區(qū)隔離,另一方面承載開(kāi)采引起的支撐壓力,煤柱過(guò)窄將引起漏風(fēng)和巷道支護(hù)困難,煤柱過(guò)寬將導(dǎo)致資源回收率降低[2-3]。如何確定合理區(qū)段煤柱尺寸成為亟待解決的問(wèn)題。

    文獻(xiàn)[4]采用理論分析、數(shù)值模擬與現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)的方法,對(duì)急傾斜工作面煤柱進(jìn)行深入研究,得出煤柱主要受傾向剪應(yīng)力而發(fā)生臺(tái)階破壞。文獻(xiàn)[5]對(duì)平朔井工三礦區(qū)段煤柱進(jìn)行研究,結(jié)果表明煤柱寬度大于極限值時(shí),應(yīng)力呈現(xiàn)雙峰分布,否則呈單峰分布。文獻(xiàn)[6]針對(duì)極近距煤層區(qū)段煤柱進(jìn)行分析,給出了上下煤層合理的煤柱寬度。文獻(xiàn)[7]針對(duì)大傾角特厚煤層進(jìn)行數(shù)值模擬分析,給出了合理的煤柱寬度。

    以常村煤礦2207工作面為研究對(duì)象,采用FLAC3D建立了考慮上、下工作面采動(dòng)影響的數(shù)值模型,對(duì)煤柱及巷道圍巖進(jìn)行分析,給出了煤柱應(yīng)力、煤柱塑性破壞、巷道圍巖應(yīng)力、巷道圍巖塑性破壞及巷道圍巖變形的分布以及隨工作面推進(jìn)的變化規(guī)律。

    1 工程背景

    2207工作面布局如圖1所示,潞安集團(tuán)常村煤礦2207工作面位于井田邊界,其南部為郭莊煤礦采空區(qū),邊界煤柱(與區(qū)段煤柱性質(zhì)相近)寬度27 m。該工作面傾斜長(zhǎng)度210 m,地層傾角0°~7°,煤層平均厚度5.95 m,采高3.0 m±0.1 m,采放比1.1:1。

    為預(yù)測(cè)本工作面煤柱穩(wěn)定性、軌道順槽(與煤柱相鄰)圍巖變形量,以及對(duì)后續(xù)工作面煤柱尺寸進(jìn)行優(yōu)化,采用數(shù)值模擬手段對(duì)煤柱及順槽圍巖進(jìn)行研究。

    圖1 工作面布局示意圖Fig.1 Working face layout

    2 數(shù)值模擬

    2.1 模型概況

    2.1.1模型建立

    采用FLAC3D中Extrusion模塊,建立尺寸為x(工作面長(zhǎng)度方向)×y(工作面推進(jìn)方向)×z(重力方向)=557 m×402 m×60 m的數(shù)值模型。為提高研究區(qū)域精度并使網(wǎng)格數(shù)量控制在合理范圍之內(nèi),采用局部加密方式劃分網(wǎng)格,模型共228 990網(wǎng)格,253 760節(jié)點(diǎn)。圍巖采用莫爾-庫(kù)倫模型進(jìn)行分析計(jì)算,并考慮重力加速度g=9.81 m/s2。模型邊界條件為:底部固支,側(cè)面限制水平位移,頂部采用應(yīng)力邊界模擬上覆巖層載荷。建立好的數(shù)值模型如圖2所示。

    2.1.2開(kāi)挖步驟

    數(shù)值模型開(kāi)挖步驟,如圖3所示,首先在測(cè)站位置布置煤柱應(yīng)力測(cè)線(間隔每米1個(gè)測(cè)點(diǎn),共27個(gè))后,對(duì)郭莊煤礦工作面進(jìn)行回采,以形成2207工作面回采前的煤柱初始條件與邊界條件;接著布置2207工作面順槽與切眼;最后對(duì)2207工作面進(jìn)行回采,共推進(jìn)300 m,前250 m每循環(huán)5 m,后50 m每循環(huán)2 m,推至測(cè)站處結(jié)束。

    圖2 數(shù)值模型圖Fig.2 Numerical simulation model

    3-a 郭莊煤礦回采

    3-b 常村礦2207工作面回采圖3 數(shù)值模型開(kāi)挖步驟Fig.3 Digging procedure with numerical simulation

    2.2 煤柱分析

    2.2.1煤柱應(yīng)力分析

    由圖4和圖5可知,測(cè)站處回采巷道在報(bào)廢時(shí)(即工作面推進(jìn)至測(cè)站時(shí)),煤柱兩側(cè)的采空區(qū)形態(tài)不同(左側(cè)僅左后方為采空區(qū),右側(cè)全部為采空區(qū)),進(jìn)而導(dǎo)致其受力狀態(tài)及破壞深度不同,煤柱左側(cè)應(yīng)力峰值深度約為5 m,達(dá)32 MPa,煤柱右側(cè)應(yīng)力峰值深度約為9 m,達(dá)37 MPa;測(cè)站距工作面約50 m處開(kāi)始,煤柱垂直應(yīng)力隨測(cè)站與工作面距離減小而增大,應(yīng)力增大速率也不斷增大;自煤柱兩側(cè)均進(jìn)入采空區(qū)開(kāi)始算起,煤柱約滯后工作面60 m達(dá)到應(yīng)力峰值60 MPa,左右兩側(cè)應(yīng)力發(fā)展為對(duì)稱(chēng)分布。

    圖4 煤柱垂直應(yīng)力云圖Fig.4 Vertical stress nephogram of coal pillars

    圖5 煤柱垂直應(yīng)力監(jiān)測(cè)結(jié)果Fig.5 Monitoring data of vertical stress of coal pillars

    2.2.2煤柱塑性破壞區(qū)分析

    由圖6和圖7可知,測(cè)站處回采巷道在報(bào)廢時(shí),煤柱兩側(cè)塑性破壞范圍亦不同,煤柱左側(cè)破壞深度5 m,煤柱右側(cè)破壞深度9 m,彈性核寬度約13 m,彈塑性區(qū)交界均位于垂直應(yīng)力峰值處;測(cè)站距工作面約50 m處開(kāi)始,煤柱左側(cè)塑性破壞范圍隨測(cè)站與工作面距離減小而快速增大,煤柱右側(cè)塑性破壞范圍緩慢增大;自煤柱兩側(cè)均進(jìn)入采空區(qū)開(kāi)始算起,煤柱塑性破壞范圍約滯后工作面50 m達(dá)到最大,左右兩側(cè)塑性破壞區(qū)發(fā)展為對(duì)稱(chēng)分布。

    圖6 煤柱塑性破壞區(qū)Fig.6 Plastic failure zones of coal pillars

    圖7 采場(chǎng)塑性破壞區(qū)Fig.7 Plastic failure zones in mining areas

    2.3 巷道分析

    2.3.1巷道圍巖應(yīng)力分析

    由圖8和圖9可知,測(cè)站距工作面約50 m處開(kāi)始,巷道圍巖應(yīng)力水平隨測(cè)站與工作面距離減小而快速增大,采場(chǎng)支撐壓力及巷道頂板水平應(yīng)力不斷由工作面煤壁向煤柱轉(zhuǎn)移,巷道應(yīng)力峰值不斷向圍巖深部轉(zhuǎn)移;巷道圍巖應(yīng)力降低區(qū)包絡(luò)了所有錨桿全長(zhǎng),這減弱了錨桿對(duì)圍巖裂隙的強(qiáng)化作用及其對(duì)圍巖的錨固能力,對(duì)充分發(fā)揮錨桿的支護(hù)能力不利。

    2.3.2巷道圍巖塑性破壞分析

    由圖10可知,測(cè)站距工作面約50 m處開(kāi)始,巷道兩幫塑性破壞范圍隨測(cè)站與工作面距離減小而快速增大,而頂?shù)装逅苄云茐膮^(qū)基本不變;工作面幫塑性破壞初始范圍較煤柱幫小,但增速較煤柱幫大,測(cè)站距工作面6 m時(shí),工作面幫整體進(jìn)入塑性破壞區(qū);巷道圍巖塑性破壞區(qū)亦包絡(luò)了所有錨桿全長(zhǎng),亦對(duì)充分發(fā)揮錨桿的支護(hù)能力不利。

    圖8 巷道圍巖垂直應(yīng)力云圖Fig.8 Vertical stress nephogram of surrounding rocks

    圖9 巷道圍巖水平應(yīng)力云圖Fig.9 Horizontal stress nephogram of surrounding rock

    圖10 巷道圍巖塑性破壞區(qū)Fig.10 Plastic failure zones of surrounding rocks

    2.3.3巷道圍巖變形分析

    由圖11和圖12可知,回采前巷道煤柱幫移近量已達(dá)110 mm,明顯較工作面幫移近量77 mm大,這表明郭莊煤礦的采空區(qū)已對(duì)整個(gè)寬度的煤柱造成擾動(dòng);測(cè)站距工作面約50 m處開(kāi)始,巷道圍巖變形量隨測(cè)站與工作面距離減小而快速增大,工作面幫及底板增速明顯大于煤柱幫,底鼓量一直很小;測(cè)站處回采巷道在報(bào)廢時(shí)(即工作面推進(jìn)至測(cè)站時(shí)),巷道頂板下沉量達(dá)到233 mm,底鼓量達(dá)到16 mm,工作幫移近量達(dá)到212 mm,煤柱幫移近量達(dá)到167 mm。

    圖11 巷道圍巖位移云圖Fig.11 Displacement nephogram of surrounding rocks

    圖12 巷道圍巖位移監(jiān)測(cè)結(jié)果Fig.12 Monitoring results on the displacement of surrounding rocks

    3 結(jié)論

    1)回采巷道在報(bào)廢時(shí),煤柱兩側(cè)的采空區(qū)形態(tài)不同(左側(cè)僅左后方為采空區(qū),右側(cè)全部為采空區(qū)),進(jìn)而導(dǎo)致其受力狀態(tài)及破壞深度不同,煤柱左側(cè)應(yīng)力峰值深度約5 m,達(dá)32 MPa,煤柱右側(cè)應(yīng)力峰值深度約9 m,達(dá)37 MPa。

    2)煤柱寬度27 m條件下,回采巷道在報(bào)廢時(shí)煤柱彈性核寬度為13 m,大于2倍平均采高5.95 m×2=11.9 m。但數(shù)值模擬難以考慮煤層厚度的變化、巖層節(jié)理及局部構(gòu)造,因此在考慮安全系數(shù)1.3的情況下,建議煤柱寬度增加至35 m。

    3)工作面超前壓力較明顯的影響范圍為50 m~60 m,此時(shí)煤柱應(yīng)力及塑性破壞區(qū)開(kāi)始快速增大,巷道變形量也開(kāi)始快速增大,因此回采巷道超前支護(hù)距離應(yīng)大于60 m。

    4)回采過(guò)程中,巷道圍巖塑性破壞范圍包絡(luò)了錨桿全長(zhǎng),對(duì)錨桿支護(hù)能力的發(fā)揮不利,建議增加幫錨索,適當(dāng)增加頂錨桿長(zhǎng)度保證其錨入巖層,適度增大錨桿預(yù)緊力。

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