李輝峰

(1.太原理工大學(xué)礦業(yè)工程學(xué)院,太原 030024;2.潞安礦業(yè)集團(tuán)余吾煤業(yè)有限責(zé)任公司,山西 長(zhǎng)治 046103)

順槽保護(hù)煤柱上覆巖層破斷規(guī)律的數(shù)值模擬研究

李輝峰1,2

(1.太原理工大學(xué)礦業(yè)工程學(xué)院,太原 030024;2.潞安礦業(yè)集團(tuán)余吾煤業(yè)有限責(zé)任公司,山西 長(zhǎng)治 046103)

為了進(jìn)一步研究煤柱上覆巖層的破斷規(guī)律以及條帶煤柱破壞失穩(wěn)機(jī)理和過(guò)程,運(yùn)用數(shù)值分析手段,建立煤柱兩側(cè)巷道開挖以后工作面開采前的數(shù)值模擬模型以及工作面開采后,煤柱上覆巖層破斷后向下的跨落角為+60°、-60°時(shí)(雙側(cè)采動(dòng))的數(shù)值模擬模型;通過(guò)分析以上各模型條件下巖層的應(yīng)力及位移變化規(guī)律,并且沿巷道頂板處取關(guān)鍵路徑并對(duì)路徑上各點(diǎn)的位移以及應(yīng)力進(jìn)行綜合分析,得出順槽煤柱上覆巖層壓力顯現(xiàn)特征。

保護(hù)煤柱;垮落;破斷;數(shù)值模擬

條帶壁式開采法在我國(guó)煤炭開采過(guò)程中創(chuàng)造了巨大的經(jīng)濟(jì)和社會(huì)效益,隨著生產(chǎn)規(guī)模的擴(kuò)大和國(guó)家可持續(xù)發(fā)展戰(zhàn)略的提出,我國(guó)正面臨著開發(fā)資源和保護(hù)環(huán)境的雙重挑戰(zhàn),以丟失資源和犧牲環(huán)境為代價(jià)的傳統(tǒng)開采方式必須改變,我們必須進(jìn)一步研究煤柱上覆巖層的破斷規(guī)律以及條帶煤柱破壞失穩(wěn)機(jī)理和過(guò)程,以實(shí)現(xiàn)在保護(hù)環(huán)境的同時(shí)有效合理地利用煤炭資源。

1 順槽煤柱上覆巖層跨落失穩(wěn)過(guò)程及機(jī)理

工作面上覆巖層受工作面開采的影響,由于煤層上部直接頂與老頂?shù)慕Y(jié)構(gòu)特征的差異性,當(dāng)煤層開采過(guò)后,煤層上部巖層的跨落失穩(wěn)特征具有很大的差異,使得順槽圍巖的礦壓顯現(xiàn)特征也不盡相同。進(jìn)而使得順槽煤柱壓力呈現(xiàn)出不同的特點(diǎn)。

煤層頂板巖層通常為泥巖、泥質(zhì)頁(yè)巖、沙質(zhì)泥巖等,其分層厚度較小,強(qiáng)度及剛度較低,在工作面開采的影響下易發(fā)生破碎,一旦懸露則易發(fā)生不規(guī)則冒落;老頂巖層通常為砂巖、石灰?guī)r等,其分層厚度較大,強(qiáng)度及剛度較高,在工作面開采的影響下不易發(fā)生破碎,而是破斷為較大的板塊體,板塊體體積的大小與老頂巖層的厚度、巖性、距煤層高度及直接頂?shù)暮穸鹊扔嘘P(guān),老頂懸露之后可能形成砌體梁式的平衡結(jié)構(gòu),結(jié)構(gòu)失穩(wěn)后則呈現(xiàn)為規(guī)則垮落狀態(tài)[1-4]。

上覆巖層老頂?shù)臄嗔盐恢脹Q定著采空側(cè)頂板巖層的結(jié)構(gòu)特征,從而決定著順槽煤柱的礦壓顯現(xiàn)特征。依據(jù)層狀巖層的斷裂特征,老頂巖層斷裂位置可概括為以下三種情況,斷裂位置處于采空區(qū)側(cè)、斷裂位置處于煤體內(nèi)(煤柱上方直接頂未完全跨落)、斷裂位置處于煤體內(nèi)(煤柱上方直接頂完全跨落)。

當(dāng)煤層上部直接頂巖層是由碎脹系數(shù)較高的巖體(如砂質(zhì)粘土和中硬巖石等)組成,且工作面寬度較小時(shí),下部煤層開采結(jié)束后,直接頂發(fā)生不規(guī)則冒落,由于老頂可以及時(shí)有效地接觸到冒落體上,故老頂巖層的彎曲回轉(zhuǎn)角較小,老頂?shù)臄嗔盐恢脤⑻幱诿褐戏?開采初期,工作面端頭尾未完全垮落,靠近順槽煤柱上方直接頂垮落及斷裂形式見圖1—圖2。

圖1 老頂斷裂位置處于采空區(qū)側(cè)Fig.1 Fracturing position of main roof at goaf

圖2 斷裂位置處于煤體內(nèi)(煤柱上方直接頂未完全跨落)Fig.2 Fracturing position in coal body (the direct roof does not collapse completely)

當(dāng)煤層上部直接頂巖層是由孔隙率較大的巖體(如泥巖,砂巖,泥灰?guī)r等)組成,且工作面寬度較大,采高較高,尤其是采用高放頂煤采煤方式進(jìn)行開采時(shí),煤層上部的冒落帶未能有效及時(shí)地填充采空區(qū),使得處于彎曲下沉帶中的老頂巖層其彎曲回轉(zhuǎn)角較大,老頂?shù)臄嗔盐恢脤⑻幱诓煽諅?cè),工作面推過(guò)后,順槽煤柱老丁斷裂位置逐步往煤柱上方移動(dòng),垮落后形成見圖3。

圖3 斷裂位置處于煤體內(nèi)(煤柱上方直接頂完全跨落)Fig. 3 Fracturing position in coal body (the direct roof collapses completely)

2 計(jì)算模型的建立

為了便于分析,建立開采前、+60°跨落(雙側(cè)開采)、-60°跨落(雙側(cè)開采)三個(gè)模型進(jìn)行分析,見圖4—圖6。三個(gè)模型其基本參數(shù)都設(shè)置相同:模型長(zhǎng)100 m,高為64.7 m,巷道寬5 m,高5.18 m,為保證在模擬過(guò)程中不出現(xiàn)煤柱破壞情況,煤柱寬度為30 m。

圖4 開采前單元?jiǎng)澐謭DFig.4 Unit division diagram before mining

圖5 +60°跨落單元?jiǎng)澐謭D(雙側(cè)開采)Fig.5 Collapsing unit division diagram with +60 degree (bilateral mining)

圖6 -60°跨落單元?jiǎng)澐謭D(雙側(cè)開采)Fig.6 Collapsing unit division diagram with -60 degree (bilateral mining)

邊界條件:模型底部鉛垂方向0位移約束,兩側(cè)邊界水平方向0位移約束;模型施加重力載荷并在上邊界施加均布載荷。上部受豎直向下的應(yīng)力為6.25 MPa。

巖層分布特征和材料的主要力學(xué)參數(shù),如表1、表2所示。

表1 巖層分布特征

表2 材料的主要力學(xué)參數(shù)

3 計(jì)算結(jié)果分析

圖7,圖8分別為開采前水平應(yīng)力云圖、開采前豎向應(yīng)力云圖。

圖7 開采前水平應(yīng)力云圖Fig.7 Horizontal stress nephogram before mining

圖8 開采前豎向應(yīng)力云圖Fig.8 Vertical stress nephogram before mining

分析圖7、圖8可知,在巷道開挖后,工作面未開采前,其水平及豎向應(yīng)力呈對(duì)稱分布,最大水平應(yīng)力發(fā)生在巷道靠近煤壁的頂、底板處,最大水平應(yīng)力為5 MPa,最小水平應(yīng)力出現(xiàn)在巷道頂?shù)装逄?最小水平應(yīng)力為4.25 MPa;巷道主幫(靠近工作面?zhèn)?上下隅角處出現(xiàn)應(yīng)力集中現(xiàn)象,此處豎向應(yīng)力最大,其值約為19.4 MPa,最小豎向應(yīng)力出現(xiàn)在順槽煤柱靠近巷道兩側(cè),其值為2.74 MPa,沿著煤柱寬度方向呈逐漸增大趨勢(shì),由2.74 MPa到5.12 MPa,再到7.51 MPa(接近原巖應(yīng)力7.33 MPa)。

圖9為沿巷道頂板取關(guān)鍵路徑其上應(yīng)力的分布曲線,可知,煤柱在巷道開挖后,工作面未開采前,其豎向應(yīng)力、水平應(yīng)力呈對(duì)稱分布,剪應(yīng)力呈反對(duì)稱分布。水平應(yīng)力在巷道兩幫分布較集中,最大水平應(yīng)力分布在巷道副幫一定范圍之內(nèi),最大值接近6 MPa,在巷道頂板處出現(xiàn)水平拉應(yīng)力,最大拉應(yīng)力為4 MPa;最大剪應(yīng)力出現(xiàn)在巷道主幫(靠近工作面?zhèn)?位置處,最大值為5 MPa;最大豎向應(yīng)力出現(xiàn)在巷道主幫位置處,其值為12.6 MPa,順槽煤柱上豎向應(yīng)力分布呈馬鞍狀,巷道頂板處出現(xiàn)拉應(yīng)力,最大拉應(yīng)力為2 MPa。中間約有10 m的彈性核。

圖9 開采前沿巷道頂板取關(guān)鍵路徑其應(yīng)力分布曲線Fig.9 Critical paths and stress distribution along roof before mining

雙側(cè)開采上部巖層跨落后呈+60°沿巷道頂板取關(guān)鍵路徑其應(yīng)力分布曲線,見圖10。分析圖10,可知上覆巖層發(fā)生跨落后,其豎向應(yīng)力、水平應(yīng)力呈對(duì)稱分布,剪應(yīng)力呈反對(duì)稱分布。水平應(yīng)力較小,最大水平應(yīng)力為2 MPa;最大剪應(yīng)力出現(xiàn)在巷道兩幫的位置處,最大值可達(dá)3.5 MPa;最大豎向應(yīng)力出現(xiàn)在巷道兩側(cè),最大豎向應(yīng)力值為10 MPa,順槽煤柱上豎向應(yīng)力分布呈馬鞍狀,沿煤柱寬度呈對(duì)稱分布。兩側(cè)巷道頂板處豎向應(yīng)力最低,其值約為0.5 MPa。順槽煤柱上出現(xiàn)約5 m寬度的彈性核。

圖10 雙側(cè)開采上部巖層跨落后呈+60° 沿巷道頂板取關(guān)鍵路徑其應(yīng)力分布曲線Fig.10 Critical path and stress distribution along roof after upper strata collapsing with +60 degree of bilateral mining

圖11 雙側(cè)開采上部巖層跨落后呈-60°沿巷道頂板 取關(guān)鍵路徑其應(yīng)力分布曲線Fig.11 Critical paths and stress distribution along roof after upper strata collapsing with -60 degree of bilateral mining

圖11為雙側(cè)開采上部巖層跨落后呈-60°沿巷道頂板取關(guān)鍵路徑其應(yīng)力分布曲線。分析圖11,可知上覆巖層發(fā)生跨落后,其豎向應(yīng)力、水平應(yīng)力呈對(duì)稱分布,剪應(yīng)力呈反對(duì)稱分布。水平應(yīng)力在巷道兩幫分布較集中,最大水平應(yīng)力分布在巷道兩幫處,其值超過(guò)7 MPa,巷道頂板處出現(xiàn)水平拉應(yīng)力,最大值接近6 MPa,順槽煤柱上方水平應(yīng)力均為壓應(yīng)力,煤柱兩側(cè)邊緣處水平應(yīng)力較大;最大剪應(yīng)力出現(xiàn)在巷道兩幫,最大值可達(dá)6 MPa;最大豎向應(yīng)力出現(xiàn)在巷道兩幫位置處,最大值為15 MPa,順槽煤柱上豎向應(yīng)力分布呈馬鞍狀,由于開采后上覆巖層跨落的影響,順槽煤柱上的靠近下采區(qū)側(cè)的最大豎向應(yīng)力值(15 MPa)較上區(qū)段開采側(cè)的最大豎向應(yīng)力值(9.8 MPa)偏大,說(shuō)明開采后上覆巖層的跨落對(duì)順槽煤柱上豎向應(yīng)力的分布產(chǎn)生了很大的影響,兩側(cè)巷道頂板處均出現(xiàn)拉應(yīng)力,最大拉應(yīng)力值約為3 MPa。順槽煤柱上出現(xiàn)約6 m的彈性核,彈性核內(nèi)煤柱豎向應(yīng)力較原巖應(yīng)力有一定的升高。

4 結(jié)論

1)順槽開挖后,由于硐壁處的徑向應(yīng)力減小,切向應(yīng)力增大,使得順槽煤柱邊緣出現(xiàn)了一定范圍的塑性區(qū)和松動(dòng)區(qū),根據(jù)數(shù)值分析可知塑性區(qū)的分布范圍為距離煤柱邊緣3 m～5 m處。上覆巖層跨落后可形成三種穩(wěn)定的結(jié)構(gòu)模型,在不同的結(jié)構(gòu)模型條件下,煤柱的塑性區(qū)和松動(dòng)區(qū)的范圍也有一定的差別,以-60°模型時(shí)塑性區(qū)和松動(dòng)區(qū)范圍較小。

2)由于煤層上部直接頂和老頂?shù)慕Y(jié)構(gòu)差異、組成差別、工作面寬度、采高及巖層力學(xué)性質(zhì)等的不同,導(dǎo)致了上部巖層在開采過(guò)程結(jié)束后,其跨落失穩(wěn)特征具有很大的差異,進(jìn)而使得順槽煤柱上的壓力顯現(xiàn)不同的特征。

3)通過(guò)對(duì)不同情況下順槽煤柱的受力分析可知,水平應(yīng)力和剪應(yīng)力對(duì)順槽煤柱的受力狀態(tài)有較大的影響,因此在對(duì)煤柱進(jìn)行受力分析時(shí),不可忽視其對(duì)煤柱穩(wěn)定性的影響。

[1] 徐永圻. 采礦學(xué)[M].徐州:中國(guó)礦業(yè)大學(xué)出版社, 2003.

[2] 楊雙鎖.回采巷道圍巖控制理論及錨固結(jié)構(gòu)支護(hù)原理[M].北京:煤炭工業(yè)出版社,2004.

[3] 錢鳴高, 石平五.礦山壓力與巖層控制[M].徐州:中國(guó)礦業(yè)大學(xué)出版社, 2003.

[4] 孫淼.松軟厚煤層長(zhǎng)壁綜放工作面順槽穩(wěn)定性控制理論技術(shù)研究[D].太原:太原理工大學(xué),2010.

NumericalSimulationonFracturingLawofOverlyingStrataofProtectiveCoalPillars

LIHuifeng1,2

(1.CollegeofMiningEngineering,TaiyuanUniversityofTechnology,Taiyuan030024,China; 2.YuwuCoalCo.,Ltd.,Lu’anGroup,Changzhi046103,China)

To further study the fracturing law of overlying strata as well as the mechanism and process of failure and instability of strip coal pillars, we established two numerical simulation models of mining face before and after mining, respectively. The latter model is about the bilateral mining with caving angles (+60 degree and -60 degree) after the overlying strata fracturing. On the analysis of stress and displacement of the two models, we could select the critical paths and then studied the displacement and stress of each point on the paths along the roof. Finally, the synthetic analysis achieved the pressure behavior of the overlying strata of the coal pillars.

protective coal pillars;collapsing;fracturing;numerical simulation

1672-5050(2017)02-0004-04

10.3919/j.cnki.issn1672-5050sxmt.2017.04.002

2016-11-06

李輝峰(1976-),男,山西長(zhǎng)治人,工程師,在讀工程碩士,從事采礦工程相關(guān)的技術(shù)與管理工作。

TD322

A

(編輯:武曉平)