时间:2024-08-31
张周鑫, 张缓缓
(1.淮南矿业集团 朱集东煤矿, 安徽 淮南 232001; 2.安徽理工大学 地球与环境学院, 安徽 淮南 232001)
深部承压水上煤层开采底板的破坏特征
张周鑫1,张缓缓2
(1.淮南矿业集团 朱集东煤矿, 安徽 淮南 232001; 2.安徽理工大学 地球与环境学院, 安徽 淮南 232001)
淮南煤田潘谢新区A3煤层受底板承压水威胁,为研究其在深部开采条件下的底板破坏特征,根据井田水文工程地质条件,采用FLAC3D分析软件建立数值计算模型,模拟分析不同承压条件及开采进度时底板的破坏深度和应力重分布特征。结果表明:A3煤层底板的采动效应随开采步距增大发生规律性变化,底板破坏影响深度约16 m,应力重分布的峰值点在停采线前约11 m和开切眼后6~8 m处。煤层回采以后,采区四周发生剪切破坏,中部发生拉伸破坏,容易出现底臌。该研究为潘谢新区深部A组煤的安全开采和矿井水害防治提供了依据。
深部开采; 承压底板; 破坏深度; 应力分布; 数值模拟
我国深部煤层开采的力度和规模逐年增大,水文地质、工程地质等开采技术条件更加复杂,进而导致突发性工程灾害和重大恶性事故时有发生。煤层受采动影响,顶底板应力状态发生变化,造成顶底板岩体发生位移变形甚至破坏,给安全生产带来威胁。因此,研究煤层底板的应力重分布规律和变形破坏特征[1-2],尤其是受底板水害威胁严重的煤层,对于矿井安全生产具有重要意义。多年来,学者们针对此类问题开展了大量的理论研究、现场测试及模拟研究工作[3-5],得到了诸如原位张裂与零位破坏理论、关键层理论等研究成果。数值分析方法对于模拟分析承压水上采煤工程底板变形、破坏及应力重分布等问题具有很好的应用价值[6-8]。淮南矿区A组煤开采受底部太原组与奥陶系灰岩承压水水害影响,底板发生破坏。笔者根据地质资料,采用FLAC3D数值计算软件对深部承压水条件下的煤层开采安全性进行分析与评价,为开采工作提供一定的依据。
2.1计算模型
根据钻孔揭露地层情况,采用FLAC3D数值计算软件对潘二矿11223工作面A3煤层工作面底板采动效应进行数值模拟。假设如下:采用补偿荷载代替初始应力;煤岩组视为均匀连续材料介质。根据煤层综合柱状图(图1)和开采情况,建立三维数值计算模型,如图2所示。
图1 3煤层底板煤岩层柱状简图Fig. 1 Columnar diagram of 3 coal floor strata
图2 数值计算模型Fig. 2 Numerical calculation model
文中建立的计算模型走向长度(y方向)、水平宽度(x方向)、垂直高度(z方向)分别为200 、100 、70 m。受采煤工艺限制,煤层采厚取5 m,岩层法向上取37 m,共划分出195 000个单元、206 040个单元节点。
2.2边界条件与参数选择
边界条件是控制地质体内外应力联合作用效应的外部因素,模拟模型底部为固定x、y方向的全约束边界;顶部为自由边界;左、右两侧为固定x、y方向的自由边界。该类边界条件的选择有利于计算精度和计算时间的均衡。初始应力按相关修正理论公式,模型顶部施加至地表的岩体自重荷载,底板竖向应力按照岩体自重和承压水压力(pw)共同确定。取边界系数0.3计算水平应力,由此确定的补偿荷载为12 MPa,水平应力为4.8 MPa。天然岩体由于受采动影响,产生弱化,力学性质有所降低,文中采用胡克-布朗岩体强度准则计算:
式中:σ1、σ3——最大、最小主应力;
σc——完整岩石(体)单轴抗压强度;
m、S——岩体质量的无量纲常数,m的范围为高度破碎岩石的0.001至完整坚硬岩石的25,S从完整岩石的1至破碎岩石的0。
对取样岩块测试参数进行校正,结果见表1。
表1 岩体力学参数Table 1 Mechanical parameters of rock mass
由于岩石(体)具有较高的剪切模量和较低的抗拉强度,其应力-应变关系亦呈现复杂的非线性特征,因此,计算模型本构关系选择的合理性关系到结果的准确性,此次选取理想的弹塑性本构模型,采用Mohr-Coulomb屈服准则进行模拟分析。
2.3模拟计算
为使模拟计算符合承压水上采煤工程实际,消除边界效应,根据采区开采设计方案,要求开挖尺寸不大于两端到模型边界的距离。拟定开挖步距20 m,共设计五步开拓,底板承压水压力为3.8 MPa。图3为模型开挖60 m过程中最大不平衡力(Fmax)动态变化过程。图3表明,开挖到60 m之后,最大不平衡力基本达到一个稳定的有规律变化状态。
图3 开挖进程中最大平衡力变化
Fig. 3Changes of unbalanced force in excavation process
2.4结果分析
2.4.1采动底板应力分布特征
煤层开采过程中,底板应力分布基本包含应力集中区、应力释放区和应力恢复区三个区域。图4为开挖100 m时垂直应力分布情况。由图4可知,工作面前后煤壁部位出现两个应力增高区,随着回采长度的增加,应力值也相应增大,当推进至100 m时,工作面两端煤壁竖向应力最大值达到16.4 MPa,较之原岩13.5 MPa的应力值有所增加,工作面前方煤壁处应力最大值较后方大,且分别出现在停采线前约11 m和开切眼后6~8 m处。在倾向方向上,两帮煤壁垂向最大应力值达到17.1 MPa,这也较之天然应力值大。同时,在煤层底板内形成了反拱形的卸压区。这与文献[9-10]所述理论相一致。
图4 开挖100 m垂直应力分布
Fig. 4Vertical stress distribution after excavating 100 m
模拟计算过程也清晰的表现出,受采动效应及底板3.8 MPa的承压水水压影响,随着工作面开采长度的增加煤层出现了拉剪应力区。在煤层顶板未垮落之前,拉应力区分布在采空区中部的较大范围内,在底板中影响深度约为11 m。当工作面继续推进,顶板垮落充填采空区并逐渐压实,此时拉应力区则转移至工作面两端,影响范围也较小,并逐渐出现明显的应力集中。拉应力区域的形成与发展控制着受拉屈服塑性区的发育,且与顶板垮落步距相一致。回采过程中,在工作面煤壁四周同时形成了一个剪应力带,这个剪切带是煤层底板岩层受破坏最严重的部位。随采过程中剪应力的分布基本与工作面的开挖步距中垂线相对称,在开切眼和停采线附近出现剪应力集中情况,该位置较易发生剪切屈服破坏,导致剪切裂隙的形成,从而形成导水通道。实际生产中应密切监测剪应力集中部位的水情变化。
2.4.2采动底板塑性区破坏特征
考虑到地层倾角,采用沿岩层倾斜方向切片的方法来分析底板的塑性区分布。图5为煤层底板不同深度塑性区发育切面。受采动影响,底板岩层一般会经历压缩—膨胀—再压缩的变形破坏过程。由图5可知,底板塑性破坏程度随着深度增加逐渐变小,由采空区中间拉张破坏、四周剪切破坏的面状破坏形式逐渐演变为仅四周剪切破坏的点状破坏形式。
随着工作面的推进,煤层底板下10 m内,采空区底板中间拉张、四周剪切,呈面状破坏;煤层底板下15 m时,只有采空区四周及每一步开挖迎头位置发生剪切破坏;而至煤层底板下16 m时,采动矿山压力对煤层底板的影响已很微弱,从图上已无法看到任何的点状破坏。然而,由于A3煤层底板承压水一般都是从软弱面进入工作面,因此,在判断底板破坏最大深度时应以点状破坏临界深度为准。由此判断11223工作面底板最大破坏深度为16 m左右。
图5煤层底板下不同深度塑性区分布切面
Fig. 5Transverse figure of plastic zone distribution under different depth of coal floor
2.4.3采动底板位移变化特征
图6为底板破坏位移云图。从图6的煤层开采底板岩层移动变形情况可以看出,初次来压之前顶板未垮落,工作面底板岩层压缩变形量较小而膨胀变形量较大;当回采至60 m时经历了初次来压和周期来压之后,顶板垮落压实工作面区域,压缩变形量较大而膨胀变形量较小。据相关经验和实验总结,一般认为中硬岩体受力垂向变形z≥0.05 m时发生破裂。从走向与倾向垂直位移变化云图上可以看出, 在采动过程中,采空区四周岩体结构发生了较为复杂的移动和变形,破坏范围在底板下15~16 m区域。随着工作面不断回采,受采动影响的围岩范围不断扩大,形态上表现为采空区中央最大、两侧逐渐减小的盆状分布。受集中应力作用,工作面底板受采动影响所积累的势能发生周期性的释放,导致每次开挖前方的膨胀量最大,在该部位应注意加强观测。
图6 底板破坏位移云图Fig. 6 Displacement nephogram of coal floor
(1)根据采动底板应力特征模拟结果,随回采长度增加,应力场分布特征基本不变,并有规律向前移动,工作面前方11 m和后面6~8 m位置为应力值最大区域。
(2)通过塑性区域与垂直位移变化的分析,得出底板破坏深度在16 m左右,局部受煤层变异及构造影响,该值略有变化,变化幅度约为1.5 m。
(3)煤层回采以后,工作面煤壁上产生了高于原岩应力的支承压力,致使采区四周产生剪切破坏,中部出现拉伸破坏,容易发生底臌。
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(编辑荀海鑫)
Simulation study on floor failure above confined water in deep coal mining
ZHANGZhouxin1,ZHANGHuanhuan2
(1.Huainan Mining Industry (Group) Co.Ltd., Zhujidong Coal Mine, Huainan 232001, China; 2.School of Earth Science & Environmental Engineering, Anhui University of Science & Technology, Huainan 232001, China)
This paper is devoted to a novel study of features of floor failure resulting from a deeper mining in A3coal seam in Panxie mining in Huainan coal field when exposed to the floor confined water. This study is performed by establishing numerical calculation model based on hydrology and engineering geological conditions and using FLAC3Danalysis software, and simulation analysis the characteristics of floor failure depth and stress redistribution induced by different confined condition and mining progress. The results show that an increase in mining drawing pace leaves the floor strata of A3mine typically subjected to the deformation and failure process of compression-inflation-recompression, with the floor failure depth of about 16 m, and the stress redistribution peak of approximately 11 m in front of the stopping line and 6~8 m after the starting cut; and the coal seam mining is followed by the occurrence of shear failure surrounding the mining area and tensile failure in the central, with a higher likelihood of floor heave. The research may provide a basis for safety mining operation and water disaster prevention and control group A deep seams in Panxie new coal field.
deep mining; pressurized floor; depth of failure; stress distribution; numerical simulation
2014-11-04
张周鑫(1988-),男,安徽省安庆人, 助理工程师,硕士,研究方向:矿井地质,E-mail:zhxzhang88@163.com。
10.3969/j.issn.2095-7262.2015.01.003
TD325
2095-7262(2015)01-0011-05
A
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