楊 逾，劉文洲

(遼寧工程技術(shù)大學(xué)土木工程學(xué)院，遼寧 阜新 123000)

基于極限分析法和數(shù)值模擬的條采巖層穩(wěn)定性分析

楊 逾，劉文洲

(遼寧工程技術(shù)大學(xué)土木工程學(xué)院，遼寧 阜新 123000)

為解決紅陽二礦西三下部采區(qū)村下壓煤問題，保證村下采區(qū)穩(wěn)定安全，實現(xiàn)礦區(qū)可持續(xù)開采，以該采區(qū)壓煤開采地質(zhì)條件和煤層賦存情況為研究基礎(chǔ)，應(yīng)用軸向力作用下巖層穩(wěn)定性極限平衡分析法進行理論分析，結(jié)合采煤沉陷預(yù)計軟件對地表移動變形進行預(yù)計，利用數(shù)值模擬對理論分析和沉陷預(yù)計的結(jié)果進行合理性驗證，綜合以上研究過程得到如下結(jié)論：(1)村下壓煤條采，沿采空區(qū)傾向，頂板位移從兩邊到中間呈增大趨勢，且在采區(qū)中間位置達到最大位移值979.3 mm；(2)從采空區(qū)頂板至地表，沿采區(qū)垂向，巖層位移值呈減小趨勢，在地表處達到最小位移值3.45 mm；(3)在采深760 m時，村下采空區(qū)上覆巖層應(yīng)力分布重新達到平衡，可保持穩(wěn)定大約10年，采深達到815 m時，采空區(qū)及上覆巖層逐漸趨于穩(wěn)定并維持大約5.6年；(4)采煤沉陷預(yù)計地表最大沉降值W=720 mm；最大曲率值K=0.005×10-3/m；最大水平變形值ε=0. 45 mm/m；(5)數(shù)值模擬分析結(jié)果與極限分析法、采煤沉陷預(yù)計結(jié)果一致，可為村下壓煤開采提供穩(wěn)定性判據(jù)，避免了采區(qū)采動損害引發(fā)地表塌陷災(zāi)害。

村下壓煤；極限平衡分析法；數(shù)值模擬；采空區(qū)穩(wěn)定性

煤炭工業(yè)是我國基礎(chǔ)產(chǎn)業(yè)，其健康、穩(wěn)定、持續(xù)發(fā)展是關(guān)系到國家能源安全的重大問題。近幾十年來，隨著大量煤炭資源開采引發(fā)了嚴重的環(huán)境問題和地表建筑物設(shè)施破壞問題。因此，對于建筑物下壓覆煤炭資源的合理開采提出了嚴峻挑戰(zhàn)，其首要解決問題就是分析研究采空區(qū)下巖層穩(wěn)定性規(guī)律[1-3]。

國內(nèi)許多學(xué)者針對建筑物下壓煤開采巖層穩(wěn)定性分析做了大量研究工作，取得豐富現(xiàn)場觀測資料和理論成果。李庶林等[4]采用改進的太沙基地壓理論對上覆巖層直壁塌陷機理進行分析發(fā)現(xiàn)不同覆蓋層厚度的安全開采跨度與安全系數(shù)之間的量化關(guān)系。賀麗萍等[5]通過數(shù)值模擬的方法分析出單一巖層和復(fù)合巖層的圍巖性質(zhì)對采空區(qū)穩(wěn)定性的不利因素。張永利等[6]由相似材料實驗與數(shù)值模擬揭示了下覆煤層開采時層間巖層的破壞規(guī)律。周宗紅等[7]基于平衡拱理論和三維有限元數(shù)值模擬方法提出適應(yīng)空區(qū)頂板巖層變形破壞機制的控制方法。鄒友峰等[8]在利用突變理論的前提下通過力學(xué)分析建立勢能方程與尖點突變模型驗證了采空區(qū)頂板巖梁突變失穩(wěn)的條件。宋子嶺等[9]基于FLAC3D提出采用普氏拱理論法與長寬比梁法結(jié)合的研究方法對采空區(qū)上覆巖層突變做了深入分析。王春源等[10]采用概率積分法和數(shù)值模擬分析對煤柱采空區(qū)上行開采的安全穩(wěn)定性進行分析與論證。借助于現(xiàn)有研究理論，對于解決紅陽二礦西三下部村莊采區(qū)巖層穩(wěn)定性問題略顯不足。本文基于此，通過將軸向力作用下巖層穩(wěn)定性極限分析法、FLAC3D數(shù)值模擬、采煤沉陷預(yù)計相結(jié)合的研究手段，對該采區(qū)巖層穩(wěn)定性進行分析，并得出了相應(yīng)的研究成果。

1 村下壓煤采區(qū)概況

1.1 村下采區(qū)概況

紅陽二礦西三下部采區(qū)臨近遼寧沈陽蘇家屯區(qū)西大堡村，周邊沈大高速公路從井田北部穿過，鐵路專用線約6.4 km。西三下部采區(qū)12煤開采共布置5個工作面，分別為1201～1205工作面。為保證西大堡村村民房屋及生命財產(chǎn)安全和礦區(qū)地表長期穩(wěn)定性，需對村下采區(qū)巖層進行穩(wěn)定性研究。井田內(nèi)主要含水層為第四系孔隙承壓含水層全區(qū)發(fā)育，該系地層由黏土、亞黏土、粉、細、中、粗砂及砂礫、卵礫等組成，總厚度96～122 m。黏土、亞黏土為隔水層，粉、細、中、粗砂，砂礫為強含水層。

該采區(qū)村莊壓煤地表建筑物主要為西大堡村莊民房，村莊中無特殊保護建筑物、構(gòu)筑物，房屋多為普通磚混民房。采區(qū)地面平坦，地面標高為+24.3～+25.7 m。開采設(shè)計區(qū)域地表西大堡村莊分布概況見圖1。

圖1 西三下部采區(qū)西大堡村分布圖Fig.1 The distribution map of Xidabao village in mining area

1.2 地質(zhì)構(gòu)造及地層巖性

西三下部采區(qū)位于西大堡背斜傾伏端淺部，軸部東側(cè)，煤巖層受軸向N35°～40°E，傾伏角3°～7°的傾伏背斜控制，等高線呈不規(guī)則半環(huán)形，扇狀分布，總體為單斜構(gòu)造，而在單斜構(gòu)造內(nèi)有小型復(fù)式背向斜。在該采區(qū)內(nèi)共有5條斷層且有巖床式侵入的火成巖分布。

該區(qū)域巖層從地表到煤層下部大致可分為六層，地表層：主要為沖積相，河漫相，湖沼相堆積，巖性為沙、沙礫、礫石夾少量黏土、粉質(zhì)黏土及淤泥組成，總厚度10.45～59.50 m，平均厚度30.5 m。覆巖層：上部以灰綠色、青灰色泥巖夾凝灰?guī)r為主，下部以紫紅色厚層細砂巖為主，厚度358～484 m，平均431.5 m。泥巖層：上段由紫色、雜色泥巖、粉砂巖、黏土巖和灰綠色砂巖組成，下段為紫灰綠等斑雜色泥巖，夾薄層青灰，灰綠色砂巖，平均厚度353 m。煤層：上段含煤段有灰白色砂巖、黑灰色粉砂巖、黑色泥巖、灰褐色黏土質(zhì)泥巖，下段為灰褐或青灰色中粗砂巖，成份以長石為主，云母次之，多為黏土質(zhì)膠結(jié)，平均厚度5 m。粉砂巖層：小礫石，間夾紫紅灰白、灰綠等雜色混合粉砂巖，平均厚度20 m。細砂巖層：以紫紅色厚層細砂巖為主，平均厚度20 m。

1.3 煤層賦存情況

村下采區(qū)含煤地層為上石炭系太原組，共含煤6層，本采區(qū)可采煤層有三層，分別為：12-1、12-2、13號煤層。(1)12-1煤層：由1～4個煤分層組成復(fù)合結(jié)構(gòu)煤層，厚度0.27～1.59 m，平均厚度1.3 m；(2)12-2煤層：由1～6個煤分層組成復(fù)合結(jié)構(gòu)煤層，煤層厚度0.30～4.57 m，平均厚度1.58 m；(3)13煤層：由1～5個煤分層組成復(fù)合結(jié)構(gòu)煤層，煤層厚度0.20～4.75 m，平均厚度2.9 m。

2 巖層穩(wěn)定性極限分析法

2.1 采空區(qū)頂板巖層力學(xué)模型建立

條帶開采煤炭，煤炭被回采留下條帶狀采空區(qū)，此時頂板巖層因失去支撐結(jié)構(gòu)，受力狀態(tài)就此改變。一方面在自重作用下向采空區(qū)運動，另一方面，在采空區(qū)兩幫煤體上形成支撐壓力集中。由于支撐壓力作用與煤層側(cè)向變形作用，平行于層面方向頂板受到軸向力(圖2)。頂板巖層在自重力與軸向壓力共同作用下，將發(fā)生彎曲變形。由此可見，層狀頂板巖層的穩(wěn)定性問題實質(zhì)上是自重及軸向力共同作用下復(fù)合彎曲時的極限穩(wěn)定性問題。

圖2 條帶開采采空區(qū)模型示意圖Fig.2 Schematic diagram of the model of mined out area with strip mining

將圖2中頂板位置放大，并進行受力分析，頂板巖層受力狀態(tài)見圖3。組合梁AB在自重作用下發(fā)生彎曲變形ω，軸向力Fx在梁的每一個橫截面上又會產(chǎn)生一個分布彎矩Fx·ω。在這一彎矩作用下，促使組合梁在原有彎曲基礎(chǔ)上進一步加劇，組合梁進一步發(fā)生變形(變形增量Δω)，F(xiàn)x又將產(chǎn)生新的彎矩增量Fx·Δω，引起新的變形。如果Fx很小，即頂板巖層受到側(cè)向煤層壓力很小，又或者頂板巖層強度很大，則煤層側(cè)向壓力Fx的影響不明顯，可以忽略。而當頂板巖層強度不高、煤層側(cè)向壓力又很大，那么煤層側(cè)向壓力Fx產(chǎn)生的彎矩將是一個惡性循環(huán)，使組合梁AB彎矩不斷增大，彎曲變形量不斷增大，最后頂板巖層無法達到新的穩(wěn)定狀態(tài)而發(fā)生失穩(wěn)破壞，即頂板發(fā)生屈曲破壞。

圖3 頂板巖層受力狀態(tài)Fig.3 Roof rock stratum stress state

2.2 采區(qū)頂板巖層力學(xué)模型受力分析

對圖2中頂板巖層即組合梁AB進行受力分析，在煤層側(cè)向壓力Fx及重力q共同作用下，梁的彎曲變形方程為：

(1)

其中

(2)

q=(m1+m2)·γ

(3)

(4)

式中：J——組合梁下部抗彎層的慣性矩/m4；

E——組合梁抗彎層彈性模量/GPa；

b——組合梁厚度/m；

h——組合梁抗彎層高度/m；

m1——組合梁下部抗彎層厚度/m；

m2——組合梁軟弱層厚度/m；

γ——頂板巖層容重/(t·m-3)。

將式(2)(3)(4)代入式(1)得：

(5)

公式(2)可以簡化為：

(6)

對式(6)求解得其通解為：

(7)

式中：l—組合梁AB的長度/m；

A、B—待定常數(shù)。

邊界條件：

代入式(7)解得兩待定常數(shù)：

將A、B代入式(7)，即可得到在重力q和軸向力Fx共同作用下頂板巖層彎曲變形方程表達式。然后將其對x求導(dǎo)，令導(dǎo)函數(shù)為0，即可求得彎曲變形量的最大值，此時x=l/2，彎曲變形量ω的最大值為：

(8)

因為要考慮煤層側(cè)向壓力FAx，所以組合梁AB最大撓度較重力q單獨作用時的最大撓度ω0要大。其中ω0為：

(9)

式中：q——均布荷載/(N·m-1)；

l——組合梁長度/m；

E——組合梁抗彎層彈性模量/GPa；

J——組合梁下部抗彎層的慣性矩/m4。

2.3 最大彎曲變形值計算

假設(shè)采空區(qū)頂板巖層在集中支承壓力作用下的側(cè)壓系數(shù)為α，則煤層施加給頂板巖層的側(cè)壓力為：

FAx=αβγH

(10)

式中：α—側(cè)壓系數(shù)；

β—壓力集中系數(shù)；

H—煤層離地表高度/m。

由現(xiàn)場勘察調(diào)研資料可知，α=0.25，β=0.25，γ取26.3 kN/m3，煤層離地表的深度為815 m。代入式(10)計算可得：

FAx=1 339.66 kN

取m1=1 m，m2=8 m，抗壓層彈性模量E=16.6 GPa，抗壓層慣性矩J=0.083 m4。那么求得：

k2=0.97k=0.98

根據(jù)現(xiàn)場資料，條帶工作面1、2、3，即1、2、3號采空區(qū)頂板跨度分別為：

l1=6 m

l2=6.5 m

l3=6.5 m

將所有參數(shù)分別代入式(8)和式(9)，可求得不考慮煤層側(cè)壓時，條帶工作面中間位置的下沉位移為：

s01=584.5 mm

s02=805.01 mm

s03=805.01 mm

考慮煤層側(cè)壓時，條帶工作面中間位置的下沉位移值為：

s1=-803.2 mm

s2=-986.3 mm

s3=-986.3 mm

3 采煤沉陷地表移動變形預(yù)計分析

3.1 預(yù)計方法

西三下部采區(qū)村莊下壓煤開采使用概率積分法預(yù)計地表移動與變形。由礦區(qū)提供的巖層移動資料，可確定西三下部采區(qū)村莊下壓煤區(qū)域全采條件下巖移參數(shù)包括：下沉系數(shù)q全=0.71；水平移動系數(shù)b金=0.34；第四紀松散層移動角φ=45°；基巖走向移動角φ=75°；傾向上山移動角γ=69°，下山移動角β=60°；主要影響角正切值tanβ金=1.85；拐點偏移距S全=0.16H。

考慮開采區(qū)域?qū)嶋H情況，通過工程類比利用下列公式計算得到條采巖移參數(shù)：

條采下沉系數(shù)：

條采拐點偏距：

式中：qi、q全——條帶開采和全采地表下沉系數(shù)(=1～3)；

ai、bi——煤柱留設(shè)寬度和開采寬度/m；

H——平均采深/m；

s——條帶開采拐點偏移距/m；

r——條帶開采影響半徑/m。

3.2 預(yù)計結(jié)果

在條采方案對應(yīng)的開采條件下，采煤沉陷地表移動變形預(yù)計參數(shù)見表1。

表1 條采地表移動變形參數(shù)Table 1 Strip mining surface deformation parameters

參照條采巖移參數(shù)，利用采煤沉陷預(yù)計軟件對地表移動變形進行預(yù)計，結(jié)果見圖4、圖5、圖6。

圖4 預(yù)計地表下沉等值線分布圖Fig.4 Estimated surface subsidence contours

圖5 預(yù)計地表曲率等值線分布圖Fig.5 Estimated surface curvature contours

圖6 預(yù)計地表水平變形等值線分布圖Fig.6 Estimation of contour distribution of horizontal deformation

采煤沉陷預(yù)計后，地表最大沉降值W=720 mm；最大曲率值K=0.005×10-3/m；最大水平變形值ε=0. 45 mm/m。

4 采區(qū)地層穩(wěn)定性數(shù)值分析

針對條采方案模擬采動覆巖變形，條采工作面沿傾向布置走向推進原則，設(shè)計區(qū)域平均采深為815 m，開采順序為1203工作面重疊區(qū)域全采，1204、1205工作面先留后采。利用壓力拱理論設(shè)計各區(qū)段采寬可得采留比為9∶8，工作面1采寬為210 m，工作面2采寬為110 m，留寬為100 m，工作面3采寬為110 m，留寬為100 m，該條采方案下煤炭回采率經(jīng)計算可達58.8%(圖7)。

圖7 采區(qū)巷道條采方案布置圖Fig.7 The arrangement diagram of of mining roadway

將實際開采情況簡化為二維平面有限差分彈塑性本構(gòu)模型，數(shù)值計算剖面垂直采區(qū)走向選取。各煤巖土層之間為整合接觸，巖層內(nèi)部為連續(xù)介質(zhì)，由于采礦沖水、強排水等條件較為復(fù)雜，因此模型中不考慮地下水活動影響。模型幾何尺寸沿采區(qū)傾向取680 m，走向取2 m，垂直方向取860 m，煤巖層位嚴格根據(jù)采區(qū)綜合柱狀圖進行水平布置至地表，無需施加外加載荷。模擬煤層埋深815 m，厚度5 m，模型頂部為自由邊界，模型四周水平約束，對模型底部邊界進行全約束。

4.1 模型參數(shù)選取

(1)模型初始平衡采用摩爾-庫侖模型進行計算，開挖圍巖蠕變計算則利用經(jīng)典彈塑性模型進行分析。

(2)在數(shù)值計算剖面上煤層頂、底板巖類力學(xué)性質(zhì)不同，故計算時以考慮力學(xué)性質(zhì)為主進行簡化劃分。巖體力學(xué)參數(shù)將對于頂、底板和煤層6類給出，主要有細砂巖、粉砂巖、含煤層、泥巖、覆巖和表土，最后在計算中采用的力學(xué)參數(shù)見表2；數(shù)值模型見圖8。

(3)分別在采區(qū)3個條帶工作面頂板中間位置及對應(yīng)地表布設(shè)位移測點，共計6個位移測點。

表2 煤巖土層巖性及力學(xué)參數(shù)Table 2 The coal rock lithology and mechanical parameters of soil

注：E為彈性模量，GPa；u為泊松比；ρ為容重，t/m3；C為黏聚力，MPa；φ為內(nèi)摩擦角，°；RL為抗拉強度，MPa；RC為抗壓強度，MPa；h為厚度，m。

圖8 數(shù)值模型Fig.8 Numerical model

4.2 開采過程巖層移動規(guī)律

根據(jù)方案二條采工況一方案設(shè)計進行條帶開采模擬計算，采動采區(qū)覆巖垂直方向位移情況見圖9。

圖9 垂直方向位移云圖Fig.9 Vertical displacement contour

從圖9中可以看出，沿采區(qū)傾向，各條帶工作面頂板下沉位移較為明顯，且頂板下沉區(qū)域主要集中在頂板的中間位置；沿采區(qū)垂向，隨與煤層距離增大，采區(qū)覆巖受到條帶開采下沉變形逐漸減小。記錄采動覆巖位移數(shù)據(jù)見表3。

表3 開采覆巖移動數(shù)據(jù)Table 3 Mining overburden movement data

4.3 開采區(qū)域巖層穩(wěn)定性分析

煤層開采后，對采空區(qū)至上豎直方向的應(yīng)變云圖分析得到，采空區(qū)中部巖層下沉變形較大，由煤層水平向上覆巖層直至地表，變形值逐漸減小，在地表形成沉降變形區(qū)域。

由采空區(qū)覆巖垂直方向位移變形量，可知煤層采空區(qū)頂板在自重和上覆巖層應(yīng)力作用下，采后短時間內(nèi)位移變化較大。參照《建筑物、水體、鐵路及主要井巷煤柱留設(shè)與壓煤開采規(guī)程》條帶開采地表沉降穩(wěn)定時間計算公式如下：

T=2.5H

式中：T——沉降穩(wěn)定時間/d。

采區(qū)最大采深為815 m，通過上式計算得到，煤層開采后大約5.6年，采空區(qū)覆巖層應(yīng)力分布重新達到平衡。但考慮到設(shè)計區(qū)域村莊下壓7煤回采工作已完成，這將大大延長12煤層采后地表沉降穩(wěn)定時間。7煤層平均采深為760 m，因而，估計地表沉降穩(wěn)定時間將趨近于大約10年，采空區(qū)及上覆巖層逐漸趨于穩(wěn)定。

4.4 數(shù)值模擬與極限分析法、采煤沉陷預(yù)計對比

由極限分析法計算得到的條帶采空區(qū)頂板中間位置位移見表4。

由表4可知，當考慮煤層側(cè)壓時，采空區(qū)1、2、3頂板中間位置位移分別為：803.2 mm、986.3 mm、986.3 mm，而數(shù)值模擬結(jié)果分別為：908.1 mm、979.3 mm和975.8 mm。采區(qū)1頂板中間位移量比數(shù)值模擬的數(shù)值小是由于采空區(qū)覆巖層應(yīng)力在煤層側(cè)壓作用下未達到重新平衡分布，但總體趨勢上仍較為接近，故在進行巖層穩(wěn)定性分析時，兩種方法均可以提供一定的參考依據(jù)。數(shù)值模擬與極限分析法計算結(jié)果對比見圖10。

表4 條帶采空區(qū)極限分析法最大位移Table 4 Maximum displacement of the limit analysis method of strip mined-out area

圖10 數(shù)值分析與極限分析法對比Fig.10 Comparison of numerical analysis and limit analysis method

從圖10中可以看出，條帶采空區(qū)中間位置位移值曲線，除1號采空區(qū)略有差異，其余兩個采空區(qū)位移值基本一致，說明這兩種方法計算的結(jié)果基本吻合，可以作為分析村下采空區(qū)穩(wěn)定性的判斷依據(jù)。

通過采煤沉陷預(yù)計對采區(qū)地表移動變形的主要參數(shù)進行分析可知，地表各移動變形值均在規(guī)程規(guī)定建筑物Ⅰ級損壞等級允許范圍內(nèi)，且未造成村下采區(qū)過大采動損害，避免了地表塌陷災(zāi)害發(fā)生，驗證了數(shù)值模擬、極限分析結(jié)果的合理性和可靠性。

5 結(jié)論

通過采用極限分析法和數(shù)值模擬對紅陽二礦西三下部村下壓煤采區(qū)巖層中間位置位移值進行量化對比研究，同時借助采煤沉陷預(yù)計軟件分析地表移動變形規(guī)律可以得到如下結(jié)論：

(1)采用條采方案解放村下壓煤，沿采區(qū)垂向，巖層位移從采空區(qū)頂板至地表不斷減小，在地表處最小值達到3.45 mm。

(2)基于極限平衡分析法理論分析，沿采區(qū)傾向，采空區(qū)各條帶工作面頂板巖層下沉位移從兩邊到中間不斷增大，且頂板中部集中下沉位移尤為顯著，位移最大值達到979.3 mm。

(3)利用巖層數(shù)值模擬分析可知，1、2、3采空區(qū)巖層頂板中間位移值分別為：908.1 mm、979.3 mm、975.8 mm。當開采深度達到815 m時，采空區(qū)覆巖層應(yīng)力分布重新達到平衡，能維持采區(qū)穩(wěn)定大約5.6年；當采深為760 m時，采空區(qū)及上覆巖層逐漸趨于穩(wěn)定，地表沉降穩(wěn)定時間將趨近于10年。

(4)采煤沉陷預(yù)計地表最大沉降值W=720 mm；最大曲率值K=0.005×10-3/m；最大水平變形值ε=0. 45 mm/m；地表各移動變形值均在采區(qū)安全穩(wěn)定允許范圍內(nèi)，避免了采區(qū)采動損害引發(fā)地表塌陷災(zāi)害。即數(shù)值模擬結(jié)果與極限分析法、采煤沉陷預(yù)計計算結(jié)果驗證完全吻合。

[1] 李鳳明，耿得庸. 我國村莊下采煤的研究現(xiàn)狀、存在問題及發(fā)展趨勢[J]. 煤炭科學(xué)技術(shù), 1999, 27(1): 10-13.

LI Fengming, GENG Deyong. The research status, existing problems and development trend of China’s coal mining under the village[J]. Coal Science and Technology, 1999, 27 (1): 10-13.

[2] 姜福興，耿殿明，宋振騏. 基于可持續(xù)發(fā)展的“綠色礦區(qū)”模式[J]. 科技導(dǎo)報, 2002, 20(2): 54-56.

JIANG Fuxing, GENG Dianming, SONG Zhenqi. Based on the sustainable development of “green mining” model [J]. Science and Technology Review, 2002，20(2): 54-56.

[3] 問榮峰. 建筑物下壓煤條帶開采技術(shù)研究[D].中國礦業(yè)大學(xué)(北京), 2008.

WEN Rongfeng. Study on the mining technology of coal strip mining under buildings[D]. China University of Mining and Technology (Beijing), 2008.

[4] 李庶林,王偉,林建寧. 近地表上覆巖層直壁塌陷機理及穩(wěn)定性分析[J]. 中國地質(zhì)災(zāi)害與防治學(xué)報,2012,23(2):44-49.

LI Shulin, WANG Wei, LIN Jianning. Mechanism and stability analysis of the vertical wall collapse of the overlying strata in the near surface[J]. The Chinese Journal of Geological Hazard and Control, 2012,23(2):44-49.

[5] 賀麗萍,于永江. 圍巖性質(zhì)對采空區(qū)地基穩(wěn)定性的影響[J]. 遼寧工程技術(shù)大學(xué)學(xué)報(自然科學(xué)版),2012,31(3):323-326.

HE Liping, YU Yongjiang. The influence of surrounding rock properties on stability of mined out area [J]. Journal of Liaoning Technical University (Natural Science Edition), 2012,31(3):323-326.

[6] 張永利,龐清良,馬玉林. 上行開采緩傾斜煤層群圍巖穩(wěn)定性分析[J]. 中國地質(zhì)災(zāi)害與防治學(xué)報,2013,24(2):53-60.

ZHANG Yongli, PANG Qingliang, MA Yulin. The stability analysis of surrounding rock of gently inclined coal seam group in ascending mining[J]. The Chinese Journal of Geological Hazard and Control, 2013,24(2):53-60.

[7] 周宗紅,侯克鵬,任鳳玉. 跑馬坪鉛鋅礦采空區(qū)穩(wěn)定性分析及控制方法[J]. 采礦與安全工程學(xué)報,2013,30(6):863-867.

ZHOU Zonghong, HOU Kepeng, REN Fengyu. The stability analysis and control method of mined out area in the Lead-zinc Mine of Paomaping [J]. Journal of Mining and Safety Engineering, 2013,30(6):863-867.

[8] 鄒友峰,柴華彬. 建筑荷載作用下采空區(qū)頂板巖梁穩(wěn)定性分析[J]. 煤炭學(xué)報,2014,39(8):1473-1477.

ZOU Youfeng, CHAI Huabin. The stability analysis of roof rock beam in goaf under construction load[J]. Journal of Coal Science, 2014,39(8):1473-1477.

[9] 宋子嶺,祁文輝,范軍富,等. 基于FLAC3D的露井聯(lián)采下采空區(qū)頂板安全厚度研究[J]. 世界科技研究與發(fā)展,2016,38(3):532-535.

SONG Ziling, QI Wenhui, FAN Junfu, et al. Study on safety thickness of roof in underground mining area under combined mining based on FLAC3D[J]. World Science and Technology Research and Development, 2016,38(3):532-535.

[10] 王春源,撒占友,林樂順,等. 殘留小煤柱采空區(qū)上行開采可行性分析[J]. 煤炭技術(shù),2016,35(5):12-14.

WANG Chunyuan, SA Zhanyou, LIN Leshun, et al. Feasibility analysis of ascending mining of residual small coal pillar[J]. Coal Technology, 2016,35(5):12-14.

Stabilityanalysisofstriprockstratumbasedonlimitanalysismethodandnumericalsimulation

YANG Yu, LIU Wenzhou

(CollegeofCivilEngineering,LiaoningTechnologyUniversity,Fuxin,Liaoning123000,China)

In order to solve the pressed coal problem of Hongyang second mine under the village, guarantee the stability and safety of mining area, and achieve coal area sustainable mining, the following study is based on the geological conditions of the mining area and the occurrence of coal seam, the limit analysis method is used to analyze the theory, combined with the prediction of the surface movement and deformation by using the prediction software . Also, the numerical simulation is used to verify the rationality of the results of theoretical analysis and subsidence prediction. Based on the above research process, the following conclusions is got:(1) The displacement of the roof is increasing from both sides to the middle along the gob tendencies, and the maximum displacement value is 979.3 mm in the middle of the mining area.(2) From the top roof of the gob to the surface, along the area vertical, the displacement value of the rock is decreasing, and the minimum displacement is 3.45 mm at the surface.(3) At the depth of 760 m, the stress distribution of overlying strata of the gob below the village is to achieve a balance again and maintain the stable for about 10 years. When the mining depth is 815 m, the gob and overlying strata are gradually stabilized and maintain for about 5.6 years.(4) By coal mining subsidence predicting, the maximum sedimentation value of the surface isW=720 mm, the maximum curvature value isK=0.005×10-3/m, and the maximum horizontal deformation value isε=0.45 mm/m.(5) The results of numerical simulation analysis are consistent with the limit analysis method and the results of coal mining subsidence prediction, which can provide the theoretical basis for the mining of pressed coal under the village, and to avoid the collapse disaster.

mining under villages.; limit equilibrium analysis method; numerical simulation; stability of mined-out area

10.16031/j.cnki.issn.1003-8035.2017.04.11

TD801

A

1003-8035(2017)04-0064-07

2017-02-17;

2017-03-17

國家自然科學(xué)基金資助項目(51274111;51504125)

楊 逾(1973-)，男，甘肅張掖人，博士后，教授，博士生導(dǎo)師，主要從事采礦損害與控制工程方面研究。E-mail：yangyu9300@163.com

劉文洲(1990-),男，河南信陽人，碩士研究生，主要從事環(huán)境巖土工程研究。E-mail：386811572@qq.com