不同采高采場受力特征的數(shù)值模擬

侯鳳才

(黑龍江科技大學(xué) 安全工程學(xué)院， 哈爾濱 150022)

不同采高采場受力特征的數(shù)值模擬

侯鳳才

(黑龍江科技大學(xué) 安全工程學(xué)院， 哈爾濱 150022)

為了研究不同采高采場受力特征，采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件分析不同采高單元體塑性區(qū)分布特征、煤體應(yīng)力分布特征。結(jié)果表明：隨著采高增加，采場周圍出現(xiàn)塑性破壞的范圍越來越大，超前支撐壓力峰值位置向煤層深部轉(zhuǎn)移，支撐壓力影響范圍逐漸增大。隨著采高增加，煤壁發(fā)生片幫的概率和片幫深度增大，故支承壓力峰值位置即是煤層的塑性區(qū)與彈性區(qū)分界點(diǎn)。

采高； 塑性區(qū)； 支撐壓力； 數(shù)值模擬

0 引 言

煤炭作為我國的支柱性能源，在我國經(jīng)濟(jì)建設(shè)中占有不可替代的作用。在煤炭生產(chǎn)總量中，厚煤層產(chǎn)量約占45%，實(shí)踐證明，厚煤層一次采全高是提高工作面開采強(qiáng)度，減少資源損失的有效途徑。但隨著采高的增加，勢(shì)必會(huì)導(dǎo)致頂板活動(dòng)范圍、支撐壓力影響范圍、煤壁穩(wěn)定性等發(fā)生變化。謝廣祥等[1]通過現(xiàn)場實(shí)測，發(fā)現(xiàn)采高增加導(dǎo)致老頂所形成的懸臂梁彎矩和頂板所能移動(dòng)的區(qū)域面積都在增加。范苑等[2]通過實(shí)驗(yàn)?zāi)M和現(xiàn)場調(diào)研，發(fā)現(xiàn)增加采高后頂板支點(diǎn)向煤層內(nèi)部移動(dòng)，頂板來壓強(qiáng)度出現(xiàn)增大趨勢(shì)，煤壁變形隨采高增加而增加。葛勇勇等[3]通過實(shí)測和相似模擬研究得出超前支撐壓力影響范圍會(huì)隨著采高增加而不斷增加的結(jié)論。吳浩等[4]采用壓桿理論分析大采高綜采工作面煤壁的撓度特征，得出煤壁容易發(fā)生片幫的位置在煤壁的中上部的結(jié)論[4]。

該研究以某礦綜三工作面為背景，該工作面實(shí)際情況：采用走向長壁后退式綜采，煤層厚度3.56～3.80 m，平均厚度3.70 m，一次采全高，工作面沿傾斜長180 m，沿走向長460 m，煤層傾角平均15°。直接底為4 m厚的細(xì)砂巖，直接頂為厚3.3 m的粉砂巖(較破碎)，老頂為厚15 m的細(xì)砂巖。筆者依據(jù)綜三工作面建立數(shù)值計(jì)算模型，對(duì)不同采高采場受力特征進(jìn)行數(shù)值模擬。

1 三維數(shù)值模型的建立

1.1 FLAC3D軟件

該數(shù)值模擬軟件是由美國Itasca公司開發(fā)的三維有限差分程序，軟件提供了開挖模型、摩爾-庫侖模型、應(yīng)變硬化/軟化摩爾-庫侖模型等11種材料本構(gòu)模型，能夠模擬計(jì)算三維巖土體及其他介質(zhì)的三維結(jié)構(gòu)受力特性和塑性破壞等，在巖土工程、地質(zhì)工程、采礦工程等領(lǐng)域應(yīng)用比較廣泛。

近年來，許多煤礦領(lǐng)域的學(xué)者利用該軟件進(jìn)行了采場圍巖應(yīng)力分布規(guī)律、采場覆巖破壞狀態(tài)、采場支承壓力分布規(guī)律等研究，取得了顯著的成果[5-9]。

1.2 模型范圍與約束條件的確定

模型的建立以某礦綜三工作面為原型，為了消除數(shù)值模擬過程中邊界效應(yīng)的影響，煤層模擬開挖時(shí)沿煤層走向和傾向各預(yù)留60 m邊界。因此，建立的模型沿走向長180 m，沿傾斜寬300 m，模型高度為170 m，煤層及頂?shù)装鍍A角取煤層平均傾角15°，工作面傾斜長度180 m，分步開挖，開挖步距為2 m。整個(gè)模型由12萬個(gè)單元體、近14萬個(gè)節(jié)點(diǎn)組成。建成后的三維模型如圖1所示。

圖1 三維模型

為了研究不同采高d采場煤體受力特征，在保持各煤巖層的巖體力學(xué)參數(shù)以及邊界條件不變的前提下，分別建立了煤層厚度為1.7、2.7、3.7、4.7、5.7、6.7 m的六種模型。

模型側(cè)邊界施加水平約束，底板施加水平與垂直約束，根據(jù)該礦綜三工作面實(shí)際情況，計(jì)算得出模型頂部距地表的距離約為460 m，故在模型頂部施加11.5 MPa垂直載荷模擬上覆巖層的重量[8-9]。

1.3 模型巖體力學(xué)參數(shù)的確定

采用FLAC3D軟件提供的十種基本模型中的摩爾-庫侖模型，該模型進(jìn)行數(shù)值模擬需提供各煤巖層的厚度h、體積模量Kv、剪切模量G、抗拉強(qiáng)度σt、密度ρ、黏聚力c、內(nèi)摩擦角ψ等物理力學(xué)參數(shù)值，此次模擬根據(jù)經(jīng)驗(yàn)數(shù)據(jù)確定上覆巖層和底部巖層的物理力學(xué)參數(shù)[10-11]，其它煤巖層的物理力學(xué)參數(shù)為實(shí)測結(jié)果。此模型各煤巖層的物理力學(xué)參數(shù)值見表1。

表1 各煤巖層物理力學(xué)參數(shù)值

隨著工作面逐步開挖，模型中單元體應(yīng)力重新分布，一些單元體由于應(yīng)變的增加會(huì)出現(xiàn)塑性破壞，這些出現(xiàn)塑性破壞單元體的力學(xué)性質(zhì)會(huì)發(fā)生改變，黏聚力和內(nèi)摩擦角會(huì)逐漸變小，但此改變需在運(yùn)算程序中用相應(yīng)的命令來實(shí)現(xiàn)[12-13]。

2 數(shù)值模擬結(jié)果分析

2.1 不同采高單元體塑性區(qū)分布特征

通過提取不同采高(由于篇幅有限，文中只給出采高2.7、3.7、4.7、5.7 m圖)沿走向開挖16 m時(shí)的單元體塑性區(qū)分布特征見圖2。由圖2可知：

a 采高2.7 m

b 采高3.7 m

c 采高4.7 m

d 采高5.7 m

Fig. 2 Plastic zone distribution in different mining height

(1)在相同開采進(jìn)尺條件下，隨著采高增加，煤層頂?shù)装宄霈F(xiàn)塑性破壞的面積都在增加，工作面煤體出現(xiàn)塑性破壞的深度也在增加，表明隨著采高增加煤層及頂?shù)装宄霈F(xiàn)塑性破壞的范圍逐漸擴(kuò)大，因此大采高煤層更應(yīng)注意加強(qiáng)頂板災(zāi)害及煤壁片幫事故的預(yù)防措施。

(2)采高小于3.7 m時(shí)，老頂?shù)捻敳繘]有出現(xiàn)塑性破壞的區(qū)域，采高大于等于3.7 m時(shí)，老頂?shù)捻敳砍霈F(xiàn)塑性破壞且進(jìn)入塑性破壞的單元體數(shù)量隨著采高的增加而逐步增多，表明隨著采高增加老頂初次來壓步距將減小，煤層頂板破壞范圍逐漸增大，因此大采高開采更應(yīng)加強(qiáng)礦壓監(jiān)測工作以確保安全生產(chǎn)。

(3)該礦綜三工作面采高為3.7 m，由數(shù)值模擬結(jié)果(見圖2b)可判斷該工作面老頂初次來壓步距為16 m左右，現(xiàn)場實(shí)際情況是老頂初次來壓步距為18 m，數(shù)值模擬與現(xiàn)場實(shí)際一致性程度較高，說明此數(shù)值模擬中煤巖體物理力學(xué)參數(shù)的選取比較合理可靠。2.2 不同采高煤體應(yīng)力分布特征

通過提取開挖16 m時(shí)煤壁前方煤體單元體的szz(即垂直方向應(yīng)力)值，可繪制出如圖3所示的采高與垂直方向應(yīng)力的關(guān)系曲線，以及如圖4所示的采高與破裂區(qū)寬度關(guān)系，由圖3得出如下結(jié)論：

(1)采高逐漸增加導(dǎo)致工作面的支承壓力系數(shù)隨之逐漸增加，但增加幅度不大。

(2)隨著采高增加，支承壓力峰值點(diǎn)位置逐漸前移，支承壓力影響范圍逐漸增大。因此，大采高工作面應(yīng)適當(dāng)加長工作面上下巷的超前支護(hù)距離。

(3)隨著采高增加，支承壓力峰值點(diǎn)的位置越來越遠(yuǎn)離工作面煤壁，當(dāng)采高為1.7 m時(shí)，支承壓力峰值點(diǎn)位于煤壁處，而當(dāng)采高達(dá)到6.7 m時(shí)，支承壓力峰值點(diǎn)位于煤壁前方15 m處，分析其原因是采高增加使采場周圍發(fā)生塑性破壞的范圍越來越大，尤其是相對(duì)軟弱的煤體發(fā)生塑性破壞的范圍越來越大，從而導(dǎo)致支承壓力峰值位置向煤層深部轉(zhuǎn)移。

(4)通過與單元體塑性區(qū)分布特征圖對(duì)比，可以認(rèn)為支承壓力峰值點(diǎn)位置就是煤層的塑性區(qū)與彈性區(qū)的分界點(diǎn)。

圖3 采高與垂直方向應(yīng)力關(guān)系曲線

Fig. 3 Stress relationship curve in mining height and vertical directions

由圖4可知，采高與破裂區(qū)的寬度b呈線性關(guān)系，即采高越大煤壁前方煤體破裂區(qū)越寬，則煤壁發(fā)生片幫概率和片幫深度越大。因此，大采高煤層更應(yīng)加強(qiáng)防止煤壁片幫的措施。

圖4 采高與破裂區(qū)寬度關(guān)系

Fig. 4 Relation graph of mining height and fractured zone width

3 結(jié) 論

(1)隨著采高增加，煤體和頂?shù)装宄霈F(xiàn)塑性破壞的面積都在增加，因此，大采高煤層更應(yīng)注意加強(qiáng)頂板災(zāi)害及煤壁片幫事故的預(yù)防措施。

(2)采高增加使支承壓力峰值點(diǎn)位置逐漸前移，支承壓力影響范圍逐漸增大，原因是隨著采高的增加工作面前方煤體的破裂區(qū)范圍逐漸增加，導(dǎo)致支承壓力峰值點(diǎn)的位置前移。

(3)采高越大煤壁前方煤體破裂區(qū)越寬，煤壁發(fā)生片幫概率和片幫深度越大。

(4)研究認(rèn)為支承壓力峰值點(diǎn)就是煤層的塑性區(qū)與彈性區(qū)的分界點(diǎn)。

[1] 謝廣祥， 王 磊． 工作面支承壓力采厚效應(yīng)解析[J]．煤炭學(xué)報(bào)， 2008， 33(4)： 361-363.

[2] 范 苑， 孔德中， 王兆會(huì)．仰采大采高工作面煤壁片幫影響因素分析及控制措施研究 [J]． 煤炭工程， 2013(7)： 51-53.

[3] 葛勇勇， 楊建立， 張斌川．大采高綜放支架的承載特征及適應(yīng)性分析[J]． 煤礦開采， 2013， 18(3)： 128-131.

[4] 吳 浩， 宋選民． 8.5m大采高綜采工作面煤壁穩(wěn)定性的理論分析[J]． 煤炭科學(xué)技術(shù)， 2015， 43(3)： 22-25.

[5] 江 雷． 丁集礦1272(3)大采高工作面采場圍巖運(yùn)動(dòng)及礦壓顯現(xiàn)規(guī)律研究[D]． 淮南： 安徽理工大學(xué)， 2016： 21-47.

[6] 付永剛， 李英明， 徐先勝．松軟厚煤層大采高仰采工作面煤壁片幫機(jī)理研究[J]． 煤炭科學(xué)技術(shù)， 2014， 42(8)： 15-18.

[7] 李興華， 林安娜． 千米深井不同采高下圍巖應(yīng)力分布規(guī)律研究[J]． 煤炭技術(shù)， 2016， 35(3)： 1-3.

[8] 楊創(chuàng)奇， 展國偉， 張 鑫．FLAC3D中覆巖破壞狀態(tài)方式分析及應(yīng)用[J]．四川理工學(xué)院學(xué)報(bào)， 2008， 21(1)： 111-113.

[9] 胡國偉， 靳鐘銘． 基于FLAC3D模擬的大采高采場支承壓力分布規(guī)律研究[J]． 山西煤炭， 2006， 26(2)： 10-12.

[10] 魯志強(qiáng)． 巖質(zhì)高邊坡穩(wěn)定性數(shù)值模擬與巖體力學(xué)參數(shù)反分析[D]． 武漢： 武漢理工大學(xué)， 2009： 54-79.

[11] 劉諦康， 渾寶炬， 王之東，等．東歡坨礦近距離煤層上行開采覆巖變形[J]．河北聯(lián)合大學(xué)學(xué)報(bào)：自然科學(xué)版， 2015， 37(3)： 22-28.

[12] 劉 波， 韓彥輝． FLAC原理、實(shí)例與應(yīng)用指南[M]．北京： 人民交通出版社， 2005.

[13] 彭文斌． FLAC3D實(shí)用教程[M]． 北京： 機(jī)械工業(yè)出版社， 2008.

(編輯 晁曉筠 校對(duì) 李德根)

Numerical simulation on stress characteristics behind mining height stope

HouFengcai

(School of Safety Engineering, Heilongjiang University of Science & Technology, Harbin 150022, China)

This paper seeks to delve into the stress characteristics behind different mining height stope by analyzing the characteristics behind the distribution of plastic zone and the stress distribution of coal in different mining height units using FLAC3Dnumerical simulation software. The research demonstrates that along with the increase in mining height comes an increasingly larger range of plastic damage around the stope, resulting in the peak position of abutment pressure being transferred to the deeper part of coal seam and thus producing an increase in the effect scope of abutment pressure；and an increase in mining height is followed by an increase in the probability of coal wall spalling and the depth film. The study points to the conclusion that the peak position of abutment pressure is the dividing line between plastic zone and elastic zone of coal seam.

mining height; plastic zone; abutment pressure; numerical simulation

2016-12-01

侯鳳才(1977-)，男，吉林省農(nóng)安人，高級(jí)工程師，碩士，研究方向：采動(dòng)圍巖災(zāi)變與控制，E-mail：houfengcai220122@sina.com。

10.3969/j.issn.2095-7262.2016.01.007

TD322

2095-7262(2016)01-0031-04

A