徐傳偉 蔣金泉 王 普 張培鵬 孔 朋 張國(guó)龍 劉緒峰

(山東科技大學(xué)礦山災(zāi)害預(yù)防控制省部共建國(guó)家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室培育基地,山東省青島市,266590)

逆斷層下盤不同采高工作面支承應(yīng)力演化規(guī)律研究?

徐傳偉 蔣金泉 王 普 張培鵬 孔 朋 張國(guó)龍 劉緒峰

(山東科技大學(xué)礦山災(zāi)害預(yù)防控制省部共建國(guó)家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室培育基地,山東省青島市,266590)

以逆斷層下盤不同采高工作面開采為背景,采用UDEC數(shù)值模擬方法,研究了下盤工作面向逆斷層推進(jìn)過程中不同采高下支承應(yīng)力的分布特征及演化規(guī)律。研究表明：下盤工作面向逆斷層推進(jìn)過程中,由于逆斷層松弛活化產(chǎn)生的阻隔效應(yīng),支承應(yīng)力分布特征發(fā)生演化,其峰值呈現(xiàn)先減小后增大的變化趨勢(shì),其明顯影響范圍不斷減小。下盤工作面3 m和5 m采高的支承應(yīng)力演化基本同步,支承應(yīng)力分布相似;當(dāng)煤層采高增大為7 m時(shí),受斷層采動(dòng)活化及煤柱的耦合作用影響,支承應(yīng)力峰值較高,采動(dòng)影響更為強(qiáng)烈。工作面前方逆斷層對(duì)支承應(yīng)力的影響較大,應(yīng)及時(shí)加強(qiáng)工作面及回采巷道支護(hù)。

逆斷層 下盤工作面 不同采高 數(shù)值模擬 支承應(yīng)力演化

我國(guó)大多數(shù)礦井地質(zhì)條件較復(fù)雜,采區(qū)內(nèi)斷層較發(fā)育,斷層對(duì)煤礦的開采設(shè)計(jì)、工作面布置、安全生產(chǎn)等有著重要的影響。針對(duì)斷層賦存條件下工作面開采支承應(yīng)力的演化規(guī)律,學(xué)者們進(jìn)行了大量的研究,但已研究成果大多通過數(shù)值模擬或相似材料試驗(yàn)單獨(dú)研究分析斷層活化、開采順序或斷層煤柱留設(shè)的支承應(yīng)力分布及演化,而對(duì)斷層賦存條件下煤層不同采高支承應(yīng)力演化規(guī)律的研究較少,研究逆斷層下盤不同采高下支承應(yīng)力的演化規(guī)律,可以為留設(shè)斷層煤柱、頂板支護(hù)提供科學(xué)依據(jù)。因此,本文通過UDEC數(shù)值模擬分析,研究了逆斷層下盤工作面不同采高、留設(shè)不同斷層煤柱時(shí)采動(dòng)支承壓力分布及其演化規(guī)律,研究結(jié)果對(duì)斷層附近支承應(yīng)力演化及留設(shè)煤柱、頂板支護(hù)提供了參考依據(jù)。

1 UDEC數(shù)值模型建立

1.1 UDEC數(shù)值計(jì)算選擇依據(jù)

UDEC數(shù)值模擬軟件是一種處理不連續(xù)介質(zhì)的二維離散元數(shù)值計(jì)算程序,能夠用于模擬非連續(xù)介質(zhì)承受靜載或動(dòng)載的響應(yīng),且允許塊體沿不連續(xù)面發(fā)生最大位移和轉(zhuǎn)動(dòng);在計(jì)算過程中能夠自動(dòng)識(shí)別新的接觸面;相對(duì)于三維模擬軟件,在同等條件下,UDFC數(shù)值模擬劃分網(wǎng)格較少,計(jì)算速度快,因此,UDEC二維數(shù)值模擬能夠滿足研究的實(shí)際需要。

1.2 UDEC模型建立

根據(jù)研究需要,并考慮邊界效應(yīng),建立走向長(zhǎng)度為360 m,高度為110 m的數(shù)值計(jì)算模型,模型分上盤、斷層和下盤三部分,模擬工作面開采煤層為近水平煤層,厚度分別為3 m、5 m和7 m,采用大采高一次采全厚綜采工藝;工作面埋深為800 m,左側(cè)切眼留設(shè)70 m煤柱,從下盤左端向逆斷層推進(jìn),其中逆斷層落差為5 m,斷層帶寬度為10 m,斷層傾角為30°。UDEC數(shù)值計(jì)算模型如圖1所示。

圖1 數(shù)值計(jì)算模型

根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)地質(zhì)資料,煤層頂?shù)装宥酁樯皫r,依據(jù)巖石力學(xué)試驗(yàn)和模擬經(jīng)驗(yàn),并考慮巖體富含節(jié)理和弱面,確定頂?shù)装鍘r層的物理力學(xué)參數(shù),而斷層帶巖層較破碎,巖石力學(xué)強(qiáng)度低,模擬參數(shù)較頂?shù)装鍘r層進(jìn)行適當(dāng)弱化。煤巖層物理力學(xué)參數(shù)見表1。

表1 煤巖層物理力學(xué)參數(shù)

1.3 數(shù)值計(jì)算邊界條件

計(jì)算模型上部為應(yīng)力邊界,根據(jù)煤層埋深為800 m,補(bǔ)償上覆未模擬巖層,模型頂部補(bǔ)償垂直應(yīng)力為21.12 MPa,左右兩側(cè)邊界施加水平應(yīng)力25.4 MPa,地應(yīng)力側(cè)壓系數(shù)為1.2。模型底部采用全約束條件,左右兩側(cè)為速度邊界條件,為X方向固定、Y方向自由的邊界條件。模型塊體本構(gòu)關(guān)系為Mohr-Coulomb塑性模型,節(jié)理模型為接觸—庫(kù)侖滑移模型。

2 數(shù)值模擬結(jié)果及分析

工作面與斷層距離較遠(yuǎn)時(shí),受斷層影響較小,工作面支承應(yīng)力呈現(xiàn)常規(guī)演化特征,研究意義較小。因此,在煤層上方直接頂10 m位置處設(shè)置一條應(yīng)力監(jiān)測(cè)線,研究并分析下盤工作面向逆斷層推進(jìn)且斷層煤柱寬度分別為50 m、40 m、30 m、 20 m和10 m時(shí),在斷層影響下工作面采高分別為3 m、5 m和7 m時(shí)支承應(yīng)力的演化規(guī)律,如圖2所示。

由圖2可知,采高為3 m、5 m和7 m時(shí)工作面在留設(shè)不同寬度斷層煤柱時(shí)切眼處支承應(yīng)力峰值變化較小,均穩(wěn)定在60 MPa左右,支承應(yīng)力影響范圍基本保持不變,采高對(duì)切眼處支承應(yīng)力分布影響較小。

由圖2(a)可知,當(dāng)逆斷層煤柱寬度為50 m時(shí),3 m和5 m采高工作面支承應(yīng)力峰值和應(yīng)力影響范圍基本相同,應(yīng)力峰值集中系數(shù)為2.73,表明3 m和5 m采高在斷層煤柱為50 m時(shí)支承應(yīng)力影響差異較小;當(dāng)采高增加至7 m時(shí),工作面開采使上方覆巖縱向受影響范圍增大,使支承應(yīng)力集中顯著,應(yīng)力峰值明顯增大,應(yīng)力峰值集中系數(shù)為3.14,支承應(yīng)力影響范圍增加,且偏向于工作面煤壁側(cè),表明7 m采高較3 m和5 m采高對(duì)支承應(yīng)力有更明顯的影響。

圖2 不同斷層煤柱寬度時(shí)不同采高工作面支承應(yīng)力分布

由圖2(b)和圖2(c)可知,當(dāng)逆斷層煤柱為40 m、30 m時(shí),由于逆斷層傾向工作面推進(jìn)方向上采動(dòng)影響誘使斷層帶松弛活化,使上盤覆巖載荷傳播受到影響,致使工作面支承應(yīng)力有所降低。7 m采高工作面支承應(yīng)力峰值系數(shù)逐漸減小為2.78,3 m采高工作面支承應(yīng)力峰值集中系數(shù)由2.73逐漸降為2.36,5 m采高工作面支承應(yīng)力峰值集中系數(shù)由2.73逐漸降為2.47,降低幅度相對(duì)7 m采高時(shí)小,表明此時(shí)傾向工作面推進(jìn)方向的逆斷層帶松弛活化使支承應(yīng)力峰值降低。

由圖2(d)可知,當(dāng)逆斷層煤柱為20 m時(shí),斷層受工作面采動(dòng)影響使得支承應(yīng)力升高,其中3 m、5 m采高工作面支承應(yīng)力峰值集中系數(shù)分別增加至2.57、2.60,而7 m采高工作面支承應(yīng)力增加幅度較大,應(yīng)力峰值集中系數(shù)增加至3.04,此時(shí)斷層帶阻隔作用對(duì)支承應(yīng)力分布產(chǎn)生明顯影響。

由圖2(e)可知,當(dāng)逆斷層煤柱為10 m時(shí),隨斷層煤柱持續(xù)減小,由于受斷層切割阻礙作用, 3 m、5 m和7 m采高工作面支承應(yīng)力影響范圍均減小,且應(yīng)力峰值距工作面煤壁距離也減小; 3 m、5 m采高工作面支承應(yīng)力峰值集中系數(shù)又恢復(fù)到2.6,7 m采高工作面受斷層劇烈活化影響,支承應(yīng)力峰值迅速增大至86.6 MPa,應(yīng)力峰值集中系數(shù)達(dá)到3.9,此時(shí)工作面支承應(yīng)力表現(xiàn)為斷層構(gòu)造及煤柱支承應(yīng)力疊加的結(jié)果。

綜上所述,隨斷層煤柱的減小,受逆斷層松弛活化及阻隔影響,不同采高工作面支承應(yīng)力的影響范圍均不斷向煤壁縮小,且應(yīng)力峰值位置距煤壁距離不斷減小;隨斷層煤柱寬度的減小,3 m、5 m采高工作面支承應(yīng)力演化基本同步,變化幅度較小,而7 m采高工作面支承應(yīng)力演化與3 m、5 m采高工作面有較大差異,應(yīng)力變化幅度大。

為更加直觀的呈現(xiàn)出逆斷層對(duì)不同采高工作面開采支承應(yīng)力影響,提取3 m、5 m和7 m采高工作面不同斷層煤柱寬度支承應(yīng)力峰值,繪制出支承應(yīng)力峰值隨斷層煤柱寬度減小的變化曲線,如圖3所示。

由圖3可知,受逆斷層影響,隨斷層煤柱寬度減小,3 m、5 m和7 m采高工作面支承應(yīng)力峰值均呈現(xiàn)先減小后增大的變化趨勢(shì)。3 m、5 m采高工作面支承應(yīng)力峰值變化幅度較小,變化趨勢(shì)較為平緩,而7 m采高工作面應(yīng)力峰值總體大于3 m、5 m采高工作面,在逆斷層煤柱小于20 m時(shí),逆斷層松弛活化及阻隔對(duì)工作面支承壓力產(chǎn)生顯著影響,支承應(yīng)力峰值迅速增大。

圖3 不同斷層煤柱寬度與采高下工作面支承應(yīng)力峰值變化

3 結(jié)論

(1)在下盤工作面向逆斷層推進(jìn)的過程中,隨著斷層煤柱寬度的不斷減小,由于逆斷層松弛活化使上盤覆巖荷載的傳播受到影響,且受斷層阻隔作用與煤柱效應(yīng)的影響,支承應(yīng)力分布特征發(fā)生演化,其峰值呈現(xiàn)先減小后增大的變化趨勢(shì),其明顯影響范圍不斷減小。斷層活化與阻隔作用對(duì)支承應(yīng)力的影響較大,應(yīng)及時(shí)加強(qiáng)工作面及回采巷道支護(hù),減輕斷層采動(dòng)應(yīng)力對(duì)工作面煤壁及巷道的的影響。

(2)隨逆斷層煤柱的減小,下盤工作面3 m和 5 m采高的支承應(yīng)力演化基本同步,支承應(yīng)力分布相似;當(dāng)煤層采高增大為7 m時(shí),受斷層采動(dòng)活化及煤柱的耦合作用,支承應(yīng)力峰值較高,逆斷層影響下的采動(dòng)影響更為強(qiáng)烈。

[1] 孫少龍,孫小楊,王源.深埋大采高綜放采場(chǎng)超前支承壓力分布規(guī)律[J].中國(guó)煤炭,2015(8)

[2] 譚輔清,昝東峰,周楠等.巨厚礫巖層下工作面過斷層覆巖運(yùn)動(dòng)規(guī)律研究及應(yīng)用[J].中國(guó)煤炭,2011 (9)

[3] 鄭朋強(qiáng),李成成,張兆民.斷層附近回采工作面采動(dòng)應(yīng)力分布規(guī)律研究[J].煤,2011(2)

[4] 蔣金泉,武泉林,曲華.硬厚巖層下逆斷層采動(dòng)應(yīng)力演化與斷層活化特征[J].煤炭學(xué)報(bào),2015(2)

[5] 蔣金泉,武泉林,曲華.硬厚覆巖正斷層附近采動(dòng)應(yīng)力演化特征[J].采礦與安全工程學(xué)報(bào),2014(6)

[6] 翟曉蓉,吳基文,彭濤等.斷層對(duì)煤層開采應(yīng)力分布影響的數(shù)值模擬分析[J].煤礦開采,2013(5)

[7] 盧興利,尤春安,孫鋒等.斷層保護(hù)煤柱合理留設(shè)的數(shù)值模擬分析[J].巖土力學(xué),2006(增1)

[8] 張國(guó)慶,黃霆.某礦UDEC數(shù)值模擬研究[J].煤,2010(6)

[9] 翟曉蓉,吳基文,彭濤等.斷層對(duì)煤層開采應(yīng)力分布影響的數(shù)值模擬分析[J].煤礦開采,2013(5)

Research on evolution law of bearing stress in working face with different mining height in reverse fault footwall

Xu Chuanwei,Jiang Jinquan,Wang Pu,Zhang Peipeng, Kong Peng,Zhang Guolong,Liu Xufeng
(State Key Laboratory of Mining Disaster Prevention and Control Co-founded by Shandong Province and the Ministry of Science and Technology,Shandong University of Science and Technology,Qingdao,Shandong 266590,China)

Taking the working face with different mining height in footwall of reverse fault as engineering background,the distribution characteristics and revolution law of bearing stress in footwall face with different mining height during advancing to the reverse fault were studied.The results showed that because of the barrier effect caused by reverse fault relaxation and activation, the distribution of bearing stress changed during the face advancing,the peak of bearing stress decreased first then increased,obvious influence range shrank.The bearing stress evolutions of footwall face with 3 m height and 5 m height were basically synchronous,and the distributions of bearing stress were similar;when the height of face increased to 7 m,the peak of bearing stress was higher and the mining influence was more intense under the influence of fault activation and coupling effect of coal pillar.In front of working face,the influence of reverse fault on bearing stress was greater,so strengthening the supporting in working face and roadway was necessary.

reverse fault,footwall face,different mining height,numerical simulation, bearing stress evolution

TD323

A

徐傳偉(1990-),男,山東新泰人,山東科技大學(xué)在讀研究生,從事礦山安全工程方面的研究。

(責(zé)任編輯 郭東芝)

國(guó)家自然基金(51574155),泰安市科技發(fā)展規(guī)劃(201560699)