張國華,　范秀利

(1.黑龍江科技大學 礦業(yè)工程學院, 哈爾濱 150022; 2.黑龍江科技大學 安全工程學院, 哈爾濱 150022)

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掘進巷道過采空區(qū)圍巖應力演化規(guī)律數(shù)值模擬

張國華1,范秀利2

(1.黑龍江科技大學 礦業(yè)工程學院, 哈爾濱 150022; 2.黑龍江科技大學 安全工程學院, 哈爾濱 150022)

針對掘進巷道過采空區(qū)圍巖變形大、控制困難等問題,以新建煤礦掘進巷道過采空區(qū)為例,采用數(shù)值模擬方法,研究掘進巷道過采空區(qū)圍巖應力演化規(guī)律。結(jié)果表明:揭露采空區(qū)前,圍巖應力增高區(qū)影響范圍達45 m,應力集中系數(shù)2.0。進入原巖應力等值區(qū),范圍12 m,而后進入應力降低區(qū),范圍15 m;揭露采空區(qū)期間,巷道進入應力降低區(qū),范圍40 m;揭露采空區(qū)后,歷經(jīng)應力降低區(qū),范圍10 m,然后進入原巖應力等值區(qū),范圍5 m,再進入應力增高區(qū),范圍10～20 m,應力集中系數(shù)2.0。據(jù)此,提出掘進巷道過采空區(qū)圍巖控制分為揭露采空區(qū)前、中及后三個階段。該研究為掘進巷道過采空區(qū)圍巖控制提供理論依據(jù),對同類條件下巷道圍巖控制具有重要借鑒意義。

采空區(qū); 圍巖; 應力演化; 數(shù)值模擬

0　引　言

隨著我國煤炭資源的開采,煤礦形成了大量采空區(qū)。采空區(qū)的存在不僅造成煤礦地質(zhì)環(huán)境惡化,嚴重時影響煤礦安全生產(chǎn),尤其是開采年限較長的老礦井,巷道掘進時很容易將采空區(qū)揭露,產(chǎn)生一系列安全隱患。特別是巷道圍巖災害,在采空區(qū)掘進巷道時,圍巖變形大,很難控制,對安全生產(chǎn)造成極大威脅。因此,掘進巷道過采空區(qū)圍巖控制問題,成為老礦井面臨的普遍難題。

目前,我國煤礦掘進巷道過采空區(qū)研究主要側(cè)重于工程實踐,如侯瑋等針對掘進巷道過采空區(qū)支護技術(shù)難題,通過理論分析、方案設(shè)計、現(xiàn)場工業(yè)性試驗,建立了采空區(qū)內(nèi)掘進巷道采用錨網(wǎng)索支護、料石墻、工字鋼以及注漿等相結(jié)合的圍巖綜合控制技術(shù)體系[1];趙俊杰等針對石屹節(jié)煤礦老空區(qū)較多的情況,在該礦井開拓延深工程施工中,采用錨網(wǎng)梁、錨索噴料和石墻聯(lián)合支護形式,不僅滿足了設(shè)計和生產(chǎn)對斷面的要求,而且有效的控制了頂板,成功通過老空區(qū),為今后在老空區(qū)內(nèi)施工積累了經(jīng)驗[2];王瑞光等利用注馬麗散超前加固技術(shù)對過采空區(qū)巷道進行圍巖控制[3];孫相斌采用錨網(wǎng)噴+U鋼支架+澆注+注漿聯(lián)合一系列的支護方式,安全通過采空區(qū)影響區(qū)域,達到良好的預期目的[4];蘇清政等針對整合煤礦總回風巷掘進通過采空區(qū)巷道支護難題,采用注漿方法加固頂板及采空區(qū)圍巖[5-8]。上述實踐取得了一定的成效,但對掘進巷道過采空區(qū)圍巖應力演化規(guī)律研究文獻甚少,尤其是掘進巷道從揭露采空區(qū)前到過采空區(qū)后整個過程圍巖應力演化規(guī)律尚未見報道。因此,筆者以龍煤集團七臺河分公司新建煤礦三水平運輸下山掘進巷道過98#煤層采空區(qū)為例,通過掘進巷道過采空區(qū)圍巖應力演化規(guī)律數(shù)值模擬研究,以期為掘進巷道過采空區(qū)圍巖控制提供理論依據(jù)。

1　過采空區(qū)圍巖應力數(shù)值模擬

1.1過采空區(qū)施工現(xiàn)狀

龍煤集團七臺河分公司新建煤礦為開采年限較長的老礦井,該礦以薄煤層開采為主,隨著煤炭資源深部開采,為保證礦井采掘接替,需要開拓延深巷道,根據(jù)地質(zhì)資料,同時考慮減少巷道的施工長度和施工時間,開拓延深的三水平運輸下山-15°定坡施工,巷道必須經(jīng)過98#煤層采空區(qū),先從巷道底板開始揭露采空區(qū),再逐漸從頂板甩掉,整個過程長約40 m,工程布置如圖1所示。穿采空區(qū)施工的順利與否,不但關(guān)系到采區(qū)正常接替、水平開拓部署成敗而且直接影響礦井的安全生產(chǎn)。穿采空區(qū)施工涉及諸多安全隱患,特別是巷道圍巖災害,在采空區(qū)掘進巷道時,圍巖變形大,很難控制,對生產(chǎn)安全造成極大威脅。因此,做好三水平運輸下山巷道過采空區(qū)圍巖控制技術(shù)研究工作,對礦井安全生產(chǎn)至關(guān)重要。

圖1　工程平面

1.2數(shù)值模型的建立

基于新建煤礦三水平運輸下山地質(zhì)條件和開采條件,建立FALC3D數(shù)值模型,煤巖結(jié)構(gòu)柱狀圖如圖2所示,基于煤巖物理力學測試基礎(chǔ)確定的數(shù)值模擬參數(shù)見表1。

圖2　二采區(qū)煤巖綜合柱狀圖

Fig. 2Coal rock synthesis columnar section of second mining area

表1　模型煤巖體物理力學參數(shù)

模型尺寸220 m×350 m×90 m,開采厚度1 m,原采空區(qū)所在煤層平均8°,為了研究掘進巷道在逐步接近采空區(qū)的掘進過程中應力與位移的變化關(guān)系, 分別建立98層開采模型和采空區(qū)下掘進巷道模型。模型一:煤層為8°的98層開采的數(shù)值模型;模型二:定坡施工掘進巷道數(shù)值模型。圖3為數(shù)值計算模型,其中圖3a為基于概化地質(zhì)模型的數(shù)值模型,圖3b為沿著98煤層傾向切面,黑色區(qū)域為煤層開采區(qū)域,外圍為模型邊界,預留邊界50 m。

模型位移邊界選取上方自由位移,模型下方和側(cè)面為固定位移邊界,應力條件設(shè)垂直應力為自重應力場和模型上覆巖層重力疊加,模型上方換算應力為15 MPa,水平應力18 MPa,側(cè)壓系數(shù)1.2。

圖3　數(shù)值計算模型

2　演化與變形規(guī)律模擬

2.1采空區(qū)圍巖應力演化規(guī)律模擬

在數(shù)值模擬分析中,對三維模型中心位置進行提取剖面分析,利用tecplot10.0的數(shù)值模型后處理剖面選取位置如圖4所示。圖5為沿著98#煤層傾向的采空區(qū)切面的應力分布效果,圖6a、b分別為模型中x=80 m和x=130 m處垂直應力分布等值線。結(jié)合采空區(qū)平剖面應力等值線可知,采空區(qū)四周圍巖20 MPa等值線為應力增高區(qū)邊界,可見,三水平運輸下山在掘進過程中,先后要經(jīng)歷以下幾個應力區(qū)域:揭露采空區(qū)前,首先進入采空區(qū)圍巖應力二次分布的應力增高區(qū),然后,進入與原巖應力值相同的區(qū)域(稱為原巖應力等值區(qū),下同),最后進入應力降低區(qū);揭露采空區(qū)期間,在采空區(qū)內(nèi)掘進巷道,巷道進入應力降低區(qū),從煤層底板過采空區(qū)后,先后要經(jīng)歷應力降低區(qū)、原巖應力等值區(qū)和煤柱應力增高區(qū)。

圖4　數(shù)值模型分析剖面位置Fig. 4　Position of vertical section of numerical model analysis

圖5　采空區(qū)應力分布

圖6　垂直應力分布

2.2巷道圍巖變形規(guī)律模擬

采用數(shù)值模擬研究掘進巷道不同推進距離圍巖應力分布規(guī)律和變形規(guī)律。為了適應數(shù)值模型建立,將煤層簡化為水平賦存,運輸下山從采空區(qū)上方沿著相對夾角7°定坡掘進。上述模擬結(jié)果表明,運輸下山在掘進過程中要經(jīng)歷不同的應力區(qū)域,故模擬運輸下山的圍巖變形規(guī)律分為兩種工況進行,即原巖應力區(qū)域(15 MPa)和應力增高區(qū)域(18 MPa),如圖7所示。圖8為圍巖位移等值線,圖8a、b應力分別為15 MPa和18 MPa。無支護條件下,開挖卸荷后的二次應力分布情況差別不大,位移變化顯著,高應力工況下的最大位移量比原巖應力條件下的位移量增加約33%。

圖7　巷道圍巖二次應力分布

圖8　巷道圍巖位移分布

在運輸下山掘進分別為0、50、150、250 m過程中,選取的剖面位置為巷道掘進工作面與巷道沿掘進方向的剖面,如圖9所示。

圖9　掘進巷道分析剖面位置

Fig. 9Position of vertical section of driving roadway analysis

圖10為巷道掘進過程中垂直位移云圖。圖10a～d分別為掘進0、50、150、250 m。圖11為垂直應力云圖,圖11a～d分別為掘進0、50、150、250 m。由數(shù)值模擬結(jié)果圖6、圖10和圖11可知,沿著三水平運輸下山方向,采空區(qū)邊界圍巖應力增高區(qū)影響范圍可達45 m,應力集中系數(shù)最大2.0。歷經(jīng)原巖應力等值區(qū)范圍12 m左右,而后,進入應力降低區(qū),在應力降低區(qū)圍巖進入塑性狀態(tài),整體結(jié)構(gòu)遭到破壞,可以作為巷道超前注漿加固的起點,該位置與采空區(qū)的垂直距離約15 m。運輸下山從煤層底板穿過后,歷經(jīng)的應力降低區(qū)與煤層底板的垂直距離5 m,此時巷道掘進10 m,然后進入原巖應力等值區(qū),此范圍約5 m,再后進入應力增高區(qū),范圍為10～20 m,應力集中系數(shù)2.0。

圖10　巷道掘進過程中垂直位移云圖

Fig.10Vertical displacement cloud picture during driving roadway period

由上述分析可知，三水平運輸下山掘進過采空區(qū)歷經(jīng)不同區(qū)域表現(xiàn)不同應力特征和變形特征，應根據(jù)不同情況，采取不同圍巖控制對策。采空區(qū)前、后采空區(qū)圍巖應力增高區(qū)影響范圍應作為重點圍巖控制區(qū)域，應力降低區(qū)應重點控制圍巖整體完整性和穩(wěn)定性。

圖11　巷道掘進過程中垂直應力云圖

Fig. 11Vertical stress cloud picture during driving roadway period

3　結(jié)　論

(1)沿著三水平運輸下山方向,在揭露采空區(qū)前,采空區(qū)邊界圍巖應力增高區(qū)影響范圍可達到45 m,應力集中系數(shù)2.0,然后歷經(jīng)原巖應力等值區(qū)范圍約12 m,而后進入應力降低區(qū),在應力降低區(qū)圍巖進入塑性狀態(tài),整體結(jié)構(gòu)遭到破壞,可以作為巷道超前注漿加固的起點,該位置與采空區(qū)揭露點的垂直距離15 m。

(2)揭露采空區(qū)期間,巷道圍巖處于應力降低區(qū),此范圍40 m。

(3)運輸下山從煤層底板穿過后,歷經(jīng)應力降低區(qū),該區(qū)域與煤層底板的垂直距離5 m,此時巷道掘進10 m,然后進入原巖應力等值區(qū),此范圍5 m,而后進入應力增高區(qū),范圍為10～20 m,應力集中系數(shù)2.0。

(4)根據(jù)數(shù)值模擬結(jié)果可知,掘進巷道圍巖控制應分為揭露采空區(qū)前、揭露采空區(qū)期間以及揭露采空區(qū)后三個階段,并根據(jù)每個階段具體應力分區(qū),采取有針對性的巷道圍巖控制方法。

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(編輯徐巖)

Numerical simulation of evolution law behind surrounding rock stress along driving roadway in goaf

ZHANGGuohua1,FANXiuli2

(1.School of Mining Engineering, Heilongjiang University of Science & Technology, Harbin 150022, China; 2.School of Safety Engineering, Heilongjiang University of Science & Technology, Harbin 150022, China)

This paper is an attempt to overcome a larger deformation occurring in surrounding rocks and consequent greater control difficulty—due to driving roadways through goaf. The solution involves using computer numerical simulation method to identify the evolution law behind surrounding rock stress occurring when driving roadway passes through goaf, as is shown in Xinjian coal mine. The results demonstrate that goaf exposure is preceded by three zones: stress-increasing zone with a range of 45 m and stress concentration factor of 2.0, original rock stress equal value zone with a range of 12 m, and stress decreasing zone with a range of 15 m; goaf exposure is accompanied by stress decreasing zone with a range of 40 m during goaf exposure; and goaf exposure is followed by three zones: stress decreasing zone with a range of 10 m, original rock stress equal value zone with a range of 5 m and stress increasing zone with a range of 10～20 m, and stress concentration factor of 2.0. It follows that surrounding rock control technology of driving roadway through goaf falls into three stages: before goaf exposure, during goaf exposure, and after goaf exposure. The research may provide a theoretical basis for surrounding rock control of driving roadway passing through goaf and has an important

ignificance for surrounding rock control of roadway in the same condition.

goaf; surrounding rock; stress evolution law; numerical simulation

2015-08-15

張國華 (1971-),男,黑龍江省訥河人,教授,博士,研究方向:采動圍巖災變與控制、瓦斯災害防治,E-mail:zgh710828131@163.com。

10.3969/j.issn.2095-7262.2015.05.001

TD322

2095-7262(2015)05-0463-06

A