采矿动压对附近巷道围岩应力影响的分析

杜晓丽 宋宏伟 陈 杰

(1.中国矿业大学力学与建筑工程学院,江苏徐州 221008;2.深部岩土力学与地下工程国家重点实验室,江苏徐州 221008)

随着我国对自然资源需求的日益增加,地表资源已日趋短缺,造成露天开采陆续转为地下开采,地下矿山也向深部矿床伸展,致使煤矿深部开采成为世界上大多数主要采煤国家目前和将来要面临的问题[1-2].从开采环境看,采深的增加将导致煤层顶底板压力增大,对煤层的夹持作用更加明显;从采动作用而言,开采活动打破了原有的应力平衡,导致采场三维空间中的宏观应力场与能量场的重新分布,这种应力场与能量场的动态演化与发展必然为动力灾害的孕育、发生和发展创造条件.目前,国内外学者对采煤工作面围岩移动特征、基本顶的周期来压、工作面上覆岩层移动规律等方面已进行了大量研究[3-9],取得了众多成果.但这些研究主要聚焦上覆岩层的"三带"和回采空间周围的煤柱区域,而对采矿动压引起巷道围岩变形破坏的研究成果尚不多见.统计资料表明:与其它岩土工程领域相比,煤矿巷道的围岩稳定性80%都受到采动动压的强烈影响[10-11],而巷道内的冲击地压灾害多是采掘活动的结果[12-13].为了弄清巷道变形破坏的主要原因,特别是煤岩产生冲击地压的危险性,本文以某煤矿2采区回采为例,建立数值模型,在分析煤矿开采引起的应力场演化的基础上,详细探讨了采矿围岩对巷道两帮围岩应力的影响,进而从巷道围岩应力、应变等方面对巷道变形破坏部位和冲击地压的危险性进行了预测.

1 数值模拟对象及建模过程

义马千秋煤矿已延伸到平均980m的二水平,目前正在采用回退式长臂开采法加紧回采宽200m、长1000m、煤层厚度12m的2工作面.在采矿围岩和高地应力的复合作用下,导致距离采区边缘70m处的巷道(宽6.3m,高4.8 m)存在围岩变形破坏、片帮底鼓和冲击地压等严重的问题.

根据该矿剖面1和钻孔柱状图[14],采用ANSYS大型数值模拟软件系统建立长1200m、宽626 m、高1350m的三维模型,并在模型内部布置2采区和直墙拱形的巷道.考虑到采空区围岩自然冒落的特点,假定初次周期来压后采空区上部围岩以自然拱形冒落,冒落高度为采煤高度的3倍.由于该矿岩体的形状比较规则、表面平整、产状平缓、岩体本身没有经受较大的构造作用,故文中只考虑岩体自重应力.为模型材料尽可能符合实际,模型中所有都使用solid65固体材料,网格划分时采用四节点四面体单元,开挖模型侧面边界限制水平移动,底面边界限制垂直移动,岩体力学参数和计算模型分别如表1和图1所示.

表1 模型岩体的力学参数

模型计算采用DP强度准则,分为8种工况进行计算:即先求解原岩应力,再利用生死单元模拟技术分别计算开挖水平巷道和2采区(开采进度依次为:距离开切眼30m、80m、180m、330m、530m、800m).

2 回采工作面应力演化规律分析

地下岩体在采动以前,由于自重作用其内部产生应力,原岩体处于应力平衡状态.矿山采掘活动扰动引起应力重新分布,再次形成新的应力平衡.因此,采掘活动引起的围岩应力变化和破坏状况,可用图2采场mises应力来反映.

对比分析采煤工作面依次向前推进30m、80 m、180m、330m、530m、800m的应力场,发现应力在演化过程中存在以下规律:①应力随着采场工作面推进具有逐步向周边扩展、向前推进、连续变化的特点;②最大应力值随开采进度的增大而增加,最值点亦随着推进距离的变化而改变;③随工作面应力向周围岩体的转移,巷道围岩应力在数值和影响范围上具有自西向东不断增加和延伸的趋势.

3 巷道围岩应力应变及破坏原因分析

3.1 巷道两帮围岩应力变化分析

为便于提取反映大巷两帮围岩应力的数据,文中以图3中的1、2两条直线为大巷左右两帮围岩应力的提取路径.图4为巷道两帮选取路径上的垂直应力与开掘进度的变化关系,对比分析图4(a)巷道右帮和图4(b)巷道左帮的应力变化具有以下共同特征:①巷道开挖引起距离两帮30m内的围岩应力集中明显,最大围岩应力值位于巷道两帮,最大值比原岩应力增加了2MPa;②工作面推进到距离开切眼180 m段,巷道两帮的围岩垂直应力虽有增大的趋势,然而由于工作面远离选取剖面,选取路径上的应力变化增加幅值较小;③工作面推进到距离开切眼330～800 m段,围岩垂直应力出现大幅度增加,但采煤工作面由330m推进到550m,围岩垂直应力增加梯度较工作面由550 m推进到800 m时明显要大.由此可推知,在超前或落后于工作面约110m的范围内形成的采动动压对轨道巷道围岩应力的影响非常突出,而大于超前或落后于工作面约110m,则巷道垂直应力变化将急剧减小.

从图4中还可观察到采矿矿压对巷道两帮围岩应力影响的差异.显然,除同一推进距离下,沿巷道轴向任意点的右帮围岩变形量均大于左帮外;右帮围岩的垂直应力曲线由左到右呈现出先缓慢增加,后急剧增加化,再缓慢增加的阶梯状变化,而左帮围岩垂直应力由左到右而呈规则的曲线变化.

3.2 巷道轴向两帮围岩应力和变形分析

为弄清开拓巷道变形破坏的原因,特别是近距离工作面开采时,巷道产生冲击地压的危险性,下文将进一步分析沿巷道轴向的围岩应力、应变分布规律.

图5为工作面回采后,沿巷道轴向上的两帮围岩应力和变形状况.

由图5可知,①采矿围岩作用下,采矿动压引起轨道巷道右帮围岩的应力曲线和变形曲线较左帮围岩的更不规则、且应力数值要大;②巷道右帮的围岩应力和变形呈现一致性变化,即围岩应力大的地方围岩变形亦大,而左帮围岩应力与变形这种关系不明显.③沿轨道巷道轴向320 m处,右帮围岩应力和变形最大,其最值分别为39MPa和7.5 mm;在280～ 340m段,右帮围岩应力集中、围岩变形较严重;不论是巷道右帮和左帮,巷道东西两端的围岩应力和变形都最小.

3.3 巷道轴向顶板应力和位移变化分析

图6为巷道顶板轴向的顶板竖向位移和垂直应力曲线.由图6(a)可知,回采后沿轨道巷道轴向280 m处的顶板竖向位移最大,其值为0.38 m,相对于开挖前的0.33m而言,采矿围岩引起的巷道顶板位移增加量为15%.由图6(b)可知,采矿围岩压力引起轨道巷道围岩最大应力值增量为7.4MPa,最小应力值增量为2.6 MPa;巷道顶板围岩应力和变形分别比增加未回采时增加了28%和10%.由图5还可知大巷左帮应力应变变化趋势基本一致,均存在波动现象,分析原因在于采动动压频繁作用于巷道,导致巷道两帮围岩变形不协调的缘故.

综上研究表明,该矿2采区开采引起回采空间周围岩层应力重新分布,不仅在回采空间周围的煤柱上造成应力集中,而且它形成的应力集中将随着开采距离的增加而不断向巷道演化,导致巷道围岩应力集中、巷道变形破坏加重.但增加的围岩应力主要以弹性变形能储存在巷道围岩中,这就为巷道冲击地压的发生创造了充要条件.

4 结 论

(1)采区工作面推进过程中,采场应力具有数值不断增加,应力集中区域自临空面向深部围岩扩展、向前推进、连续变化的演化规律;巷道围岩应力在数值和影响范围上亦有自西向东不断增加和延伸的趋势.

(2)巷道两帮围岩垂直应力随工作面推进距离的增大而增大.同一开采进度下,右帮围岩应力数值和增加梯度大于左帮围岩;同一路径上,右帮围岩应力曲线呈阶梯状变化,而左帮的围岩应力呈规则状的曲线变化.

(3)采矿动压导致巷道右帮围岩的变形曲线较左帮围岩更不规则、且变形量大.特别是沿巷道轴向280～340m段,巷道右帮围岩的变形严重.

(4)巷道围岩应力集中,且集中的应力主要以弹性变形能的形式储存在巷道围岩体内,这就为冲击地压的发生创造了内在条件.

[1] 朱刘娟,果红喜,陈俊杰.煤矿深部开采存在的问题及对策探讨[J].煤炭技术,2007,26(6):146-147.

[2] 何满潮,谢和平,彭苏萍,等.深部开采岩体力学研究[J].岩石力学与工程学报,2005,24(16):2805-2811.

[3] Salamon M D G,Yang Guolin.The Seam Element Method,Prediction of Subsidence Due to Coalmining [R].Third Workshop on Surface Subsidence Due to Underground Mining,1992.

[4] 钱鸣高.岩层控制中的关键层理论研究[J].煤炭学报, 1996,21(3):225-230.

[5] 钱鸣高,茅献彪,缪协兴.采场覆岩中关键层上载荷的变化规律[J].煤炭学报,1998,23(2):135-139.

[6] 茅献彪,缪协兴,钱鸣高.采动覆岩中关键层的破断规律研究[J].中国矿业大学学报,1998,27(1):39-42.

[7] 苏仲杰.采动覆岩离层变形机理研究[D].阜新:辽宁工程技术大学,2001:47-48,57-58.

[8] 马庆云,赵晓东,宋振骐.采场老顶岩梁的超前破断与矿山压力[J].煤炭学报,2001,26(5):473-477.

[9] 徐圆圆,于光明,力场江,等.动覆岩的叠层板-卸荷拱模型研究[J].采矿安全与保.2006,33(3):7-10.

[10]陈炎光,陆士良.中国煤矿巷道围岩控制[M].徐州,中国矿业大学出版社,1994.

[11]马念杰,侯朝炯.采准巷道矿压理论及其应用[M].北京:煤炭工业出版社,1995.

[12]Ortlepp W D.Highground Displaeement Veloeities Assoeiated with Rock Burst Damage[A].In:YangC,ed. Rock burst and Seismicity in Mines[C].Rotter dam:A. A.Balkema,1993:101-106.

[13]窦林名,何学秋.冲击矿压防治理论与技术[M].徐州:中国矿业大学出版社,2001.

[14]刘长武,余 建.三维采矿物理模拟实验装置主要设计参数研究[J].岩土力学,2003,24(s):325-328.