APP下载

深部强冲击地压易发矿区厚煤层开采解放层卸压效果数值模拟

2011-12-22潘一山李忠华阎海鹏史鹏翔

中国地质灾害与防治学报 2011年1期
关键词:原岩煤壁顶板

唐 治 ,潘一山,李忠华,阎海鹏,史鹏翔,冯 瑞

(辽宁工程技术大学 力 学与工程学院,辽宁 阜 新 1 23000)

0 引言

冲击地压是一种特殊的矿山压力现象,也是煤矿井下复杂动力现象之一,是指矿井高应力区内煤体、岩体及断层在受外界扰动瞬间失稳破坏时,释放出很大能量而引起的以猛烈震动和爆发式破坏为特征的矿山动力现象。当冲击地压发生时,煤、岩体内所积聚的能量大多以动能形式向外释放,造成煤岩体急剧破坏;部分能量以应力波形式释放,引起介质震动,破坏支架、巷道、工作面,造成顶板下沉、底板鼓起,颠覆生产设备、引起瓦斯涌出等,严重威胁煤矿生产安全。

随采深增加,煤矿冲击地压危害越来越严重。我国某矿因冲击地压事故已有数十人伤亡,数千米巷道破坏。该矿采深已超过1000m,属坚硬顶板、坚硬煤层、坚硬底板的“三硬”强冲击煤层,通过实施放顶煤开采和开采下解放层,在浅部有效减缓了冲击地压。但当采深超过900m后,仍出现严重的冲击地压。为此,采用ANSYS模拟开采上、下解放层的卸压效果,以确定深部水平能否继续开采[1-6]。

1 模型建立及参数选取

为研究开采解放层的卸压效果,以某矿的地质资料为背景,建立ANSYS平面有限元弹塑性本构模型进行数值模拟[7-12]。采用 Druck-Prager屈服准则进行计算。模型简化后由7个煤岩层组成,以1、2和3煤层为主要研究对象。其中,1煤被解放层为强冲击煤层,厚6m。2煤和3煤分别为上、下解放层,厚度分别为2m和1.5m。1煤和2煤垂距40m,1煤和3煤垂距43m,煤层倾角为30°。模拟煤岩层的采深范围为1000 ~1400m,模型横向800m,纵向400m。底端固定约束,左右边界X方向位移约束,上边界施加均布载荷即上覆岩层的垂直应力,并考虑整个模型体自重,模型如图1所示。煤岩力学参数如表1所示。所设模型距地表1000m,模型顶面受垂直地应力:

σy=ρgH=23MPa

式中:ρ——上覆岩密度,kg/m3;

g——重力加速度,m/s2;

H——模型顶面距地表的距离,m。

表1 煤岩力学参数Table 1 Coal mechanical parameters

图1 有限元模型Fig.1 The finite element model

2 开采方案

1煤为强冲击厚煤层,所以以1煤为主要研究对象。研究深部强冲击煤层开采上、下解放层的卸压效果。1煤指定三个采面,分别为101、102、103采面,每个采面长160m。2煤指定一个采面,为201采面,采面长 80m。3煤指定三个采面,为别为 301、302、303采面,每个采面长220m,如图1所示。

模拟4种开采方案:一是直接开采强冲击厚煤层,即依次开采101、102、103采面。二是开采下解放层后在开采强冲击厚煤层,采矿工程的特点是岩体力学与开采过程有关,所以依次开采 301、302、101、102、303、103采面。三是开采上、下解放层后再开采强冲击厚煤层,即依次开采 301、302、101、102、303、201、103采面。四是直接开采302采面。前三种方案是对比开采解放层的卸压效果,第四种开采方案是计算下解放层合理卸压角度,确定被解放层平巷的合理位置。

3 计算结果分析

图2为1煤没采时顶板垂直应力曲线,其中图2(a)为原岩垂直应力曲线,图2(b)为302采面采完后垂直应力曲线。

从图2垂直应力曲线可以看出,302采面采完后,沿煤层走向96~144m为应力增高区,144~192m为卸压区,考虑安全因素,被解放层平巷应布置于卸压效果明显区域,即沿煤层走向144~192m处。将该区域边界与302采面切眼的连线与水平面间的夹角定义为下解放层合理卸压角,根据位置,计算合理卸压角为60°~87°(图 3)。

图4为101采面采完后1煤顶板垂直应力曲线,其中图4(a)为不开采解放层的垂直应力曲线,图4(b)为开采下解放层后的垂直应力曲线。图中横轴正值代表煤壁前方,负值代表煤壁后方;纵轴正值代表受压应力,负值代表受拉应力,其余图同理。

图2 1煤没采时顶板垂直应力曲线Fig.2 Vertical stress curve of the roof when coal 1 is non-mining

图3 合理卸压角Fig.3 The reasonable destressing angle

从图4垂直应力曲线可以明显看出,垂直应力分布分三个阶段,即煤壁后方为应力降低区,煤壁前方为应力增加区,煤壁远方为原岩应力区。不开采解放层情况下,101采面采完后1煤顶板的最大垂直应力为80MPa,最大垂直应力出现在垂深1160m处(所设模型距地表1000m),即图3中 A点。原岩应力为27MPa,应力集中系数为2.9。开采下解放层后的最大垂直应力为47MPa,应力集中系数为1.7。说明开采下解放层后,该区域是安全的,开采下解放层卸压效果明显。

图4 101采面采完后1煤顶板垂直应力曲线Fig.4 Vertical stress curves of the coal 1 roof when 101coal face is mined

图5为101、102采面采完后1煤顶板垂直应力曲线,其中图5(a)为不开采解放层的垂直应力曲线,图5(b)为开采下解放层后的垂直应力曲线。

从图5垂直应力曲线可以看出,不开采解放层情况下,101、102采面采完后1煤顶板的最大垂直应力为109MPa,最大垂直应力出现在垂深1240m处(所设模型距地表1000m),即图3中B点。原岩应力为28.8MPa,应力集中系数为3.7;开采下解放层后的最大垂直应力为86MPa,应力集中系数为2.9。说明开采下解放层后卸压效果明显,但应力集中系数较大,若遇褶皱、断层、人为造成应力集中,发生冲击地压等动力灾害的可能性仍较大。因此,在地质条件复杂、巷道相向掘进等条件下开采解放层后,应检验卸压效果,必要条件下应该采用其它卸压方式,如钻孔卸压、断顶断底、煤层注水等辅助卸压。

图5 101、102采面采完后1煤顶板垂直应力曲线Fig.5 Vertical stress curves of the coal 1 roof when mining 101、102 coal faces

图6为101、102、103采面采完后1煤顶板垂直应力曲线,其中图6(a)为不开采解放层的垂直应力曲线,图6(b)为开采下解放层后的垂直应力曲线,图6(c)为开采上、下解放层后的垂直应力曲线。

从图6垂直应力曲线可以看出,不开采解放层情况下,101、102、103采面采完后1煤顶板最大垂直应力为140MPa,最大垂直应力出现在垂深1320m处(所设模型距地表1000m),即图3中 C点。原岩应力值为30.7MPa,应力集中系数为4.5;开采下解放层后的最大垂直应力为 97MPa,应力集中系数为3.1。开采上、下解放层后的最大垂直应力为82MPa,应力集中系数为2.6。说明开采上、下解放层后卸压效果明显,但应力较大,在地质条件复杂、巷道相向掘进等条件下开采解放层后,应检验卸压效果,必要条件下应采用其他辅助卸压方式。开采上解放层后,被解放层的局部应力会增加,这可能是上解放层开采长度短导致的,可以增加上解放层的长度。

4 结论

按照不同的开采方案模拟煤层开挖,分别研究不开采解放层,开采下解放层,开采上、下解放层条件下被解放层的应力变化情况,通过分析得出以下结论:

图6 101、102、103采面采完后1煤顶板垂直应力曲线Fig.6 Vertical stress curves of the coal 1 roof when mining 101、102、103 coal faces

(1)与直接开采103采面相比,开采下解放层后,1煤顶板垂直应力集中系数由4.5降到3.1。上、下解放层同时开采后,1煤顶板垂直应力集中系数由4.5降到2.6。说明开采下解放层的卸压效果明显,同时开采上下解放层卸压效果最好。

(2)开采解放层后,开采102、103采面的垂直应力还较大,仍易发生冲击地压,在地质条件复杂、巷道相向掘进等条件下开采解放层后应检验卸压效果,必要条件下采用其它辅助卸压方式。

(3)垂直应力分布均为三个阶段,煤壁后方为应力降低区,煤壁前方为应力增加区,煤壁远方为原岩应力区。增加区域一般在煤壁前方8~25m。

(4)确定下解放层的合理卸压角为60°~87°,被解放层平巷应布置于卸压区域。

(5)1煤、2煤和3煤7个工作面的开采顺序非常重要,直接影响到冲击地压发生的可能性。

[1]李晓红,夏彬伟,李 丹,等.深埋隧道层状围岩变形特征分析[J].岩土力学,2010,31(4):1163-1167.LI Xiaohong,XIA Binwei,LI Dan,et al.Deformation characteristics analysis of layered rock mass in deep buried tunnel[J].Rock and Soil Mechanics,2010,31(4):1163-1167.

[2]康红普,王金华,高富强.掘进工作面围岩应力分布特征及其与支护的关系[J].煤炭学报,2009,34(12):1585-1593.KANG Hongpu,WANG Jinhua,GAO Fuqiang.Stress distribution characteristics in rock surrounding heading face and its relationship with supporting[J].Journal of China Coal Society,2009,34(12):1585-1593.

[3]朱月明,潘一山,孙可明.急倾斜煤层开采解放层相似模拟实验[J].辽宁工程技术大学学报,2003,22(2):205-207.ZHU Yueming,PAN Yishan,SUN Keming.Physical modeling experiment of extraction of protective seam in dip-slopping coal seams[J].Journal of Liaoning Technical University,2003,22(2):205-207.

[4]刘林,程元平.开采远距离下保护层卸压保护角的相似模拟研究[J].矿业安全与环保,2006,33(6):7-9.LIU Lin,CHENG Yuanping.Similar simulation study of pressure-relief protection angle during extraction of longinterval lower protective Seam [J].Mining Safety &Environmental Protection,2006,33(6):7-9.

[5]于不凡.解放层的某些理论问题[J].煤炭学报,2006.10(4):19-23.YU Bufan.Theoretical aspects of the protective coal seam[J].Journal of China Coal Society,2006.10(4):19-23.

[6]涂敏,缪协兴,黄乃斌.远程下保护层开采被保护煤层变形规律研究[J].采矿与安全工程学报,2006,23(3):253-257.TU M in,MIAO Xiexing,HUANG Naibin.Deformation Rule of Protected Coal Seam Exploited by Using the Long-Distance-Lower Protective Seam Method[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2006,23(3):253-257.

[7]唐治,潘一山,阎海鹏,等.急倾斜煤柱开采后对巷道影响的数值模拟[J].中国地质灾害与防治学报,2010,22(2):64-67.TANG Zhi,PAN Yishan,YAN Haipeng,et al.Numerical simulation about influences of steep inclined coal pillar after mining on laneway[J].The Chinese Journal of Geological Hazard and Control,2010,22(2):64-67.

[8]周应麟,邱喜华.层状岩层围岩隧道稳定性的探讨[J]地下空间与工程学报,2006,10(2):52-57.ZHOU Yinglin,QIU Xihua.Study on stability of stratified rock tunnel[J].Chinese Journal of Underground Space and Engineering,2006,10(2):52-57.

[9]陈卫忠,朱维申,王宝林,等.节理岩体中洞室围岩大变形数值模拟及模型试验研究.岩石力学与工程学报,1998,17(3):223-229.CHEN Weizhong,ZHU Weishen,WANG Baolin,et al.Numerical simulation and testing study of Large deformation for cavern’s surrounding jointed rockmass[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering.1998,17(3):223-229.

[10]肖明.地下洞室施工开挖三维动态过程数值模拟分析[J],岩土工程学报,2000,22(4):421-425.XIAO Ming.Three-dimensional numerical model of construction process for underground opening[J].Chinese jounal of geotechnical engineering,2000,22(4):421-425.

[11]白世伟,林鲁生,徐邦树.凤岗隧洞三维非线性仿真模拟[J].岩土力学,2002,23(6):673-677.BAI Shiwei,LIN Lusheng,XU Bangshu.Threedimensional nonlinear simulation for Fenggang tunnel[J].Rock and Soil Mechanics,2002,23(6):673-677.

[12]赵瑜,李晓红,顾义磊,等.高应力区隧道围岩变形破坏的数值模拟及物理模拟研究[J].岩土力学,2007,28(S):393-397.ZHAO Yu,LI Xiao-hong,GU Yi-lei,et al.Numerical simulation on deformation and failure of surrounding rock in high in-situ stress and its verification in physicalmodel[J].Rock and Soil Mechanics,2007,28(S):393-397.

猜你喜欢

原岩煤壁顶板
基于数值模拟的冰水堆积物压力拱范围研究
木瓜煤矿大采高工作面煤壁片帮控制技术实践
岩石力学实验在地应力测试中的应用
厚煤层大采高提高煤壁破坏的工艺参数优化
大采高综采工作面煤壁破坏影响因素数值模拟分析
高海拔超深井原岩温度变化分析
初次来压期间不同顶板对工作面片帮影响研究
地下室顶板开大洞对嵌固能力的影响
张集煤矿北区原岩应力实测与分析
站在煤壁跟前