掘进巷道过采空区围岩应力演化规律数值模拟

张国华,　范秀利

(1.黑龙江科技大学 矿业工程学院, 哈尔滨 150022; 2.黑龙江科技大学 安全工程学院, 哈尔滨 150022)



掘进巷道过采空区围岩应力演化规律数值模拟

张国华1,范秀利2

(1.黑龙江科技大学 矿业工程学院, 哈尔滨 150022; 2.黑龙江科技大学 安全工程学院, 哈尔滨 150022)

针对掘进巷道过采空区围岩变形大、控制困难等问题,以新建煤矿掘进巷道过采空区为例,采用数值模拟方法,研究掘进巷道过采空区围岩应力演化规律。结果表明:揭露采空区前,围岩应力增高区影响范围达45 m,应力集中系数2.0。进入原岩应力等值区,范围12 m,而后进入应力降低区,范围15 m;揭露采空区期间,巷道进入应力降低区,范围40 m;揭露采空区后,历经应力降低区,范围10 m,然后进入原岩应力等值区,范围5 m,再进入应力增高区,范围10～20 m,应力集中系数2.0。据此,提出掘进巷道过采空区围岩控制分为揭露采空区前、中及后三个阶段。该研究为掘进巷道过采空区围岩控制提供理论依据,对同类条件下巷道围岩控制具有重要借鉴意义。

采空区; 围岩; 应力演化; 数值模拟

0　引　言

随着我国煤炭资源的开采,煤矿形成了大量采空区。采空区的存在不仅造成煤矿地质环境恶化,严重时影响煤矿安全生产,尤其是开采年限较长的老矿井,巷道掘进时很容易将采空区揭露,产生一系列安全隐患。特别是巷道围岩灾害,在采空区掘进巷道时,围岩变形大,很难控制,对安全生产造成极大威胁。因此,掘进巷道过采空区围岩控制问题,成为老矿井面临的普遍难题。

目前,我国煤矿掘进巷道过采空区研究主要侧重于工程实践,如侯玮等针对掘进巷道过采空区支护技术难题,通过理论分析、方案设计、现场工业性试验,建立了采空区内掘进巷道采用锚网索支护、料石墙、工字钢以及注浆等相结合的围岩综合控制技术体系[1];赵俊杰等针对石屹节煤矿老空区较多的情况,在该矿井开拓延深工程施工中,采用锚网梁、锚索喷料和石墙联合支护形式,不仅满足了设计和生产对断面的要求,而且有效的控制了顶板,成功通过老空区,为今后在老空区内施工积累了经验[2];王瑞光等利用注马丽散超前加固技术对过采空区巷道进行围岩控制[3];孙相斌采用锚网喷+U钢支架+浇注+注浆联合一系列的支护方式,安全通过采空区影响区域,达到良好的预期目的[4];苏清政等针对整合煤矿总回风巷掘进通过采空区巷道支护难题,采用注浆方法加固顶板及采空区围岩[5-8]。上述实践取得了一定的成效,但对掘进巷道过采空区围岩应力演化规律研究文献甚少,尤其是掘进巷道从揭露采空区前到过采空区后整个过程围岩应力演化规律尚未见报道。因此,笔者以龙煤集团七台河分公司新建煤矿三水平运输下山掘进巷道过98#煤层采空区为例,通过掘进巷道过采空区围岩应力演化规律数值模拟研究,以期为掘进巷道过采空区围岩控制提供理论依据。

1　过采空区围岩应力数值模拟

1.1过采空区施工现状

龙煤集团七台河分公司新建煤矿为开采年限较长的老矿井,该矿以薄煤层开采为主,随着煤炭资源深部开采,为保证矿井采掘接替,需要开拓延深巷道,根据地质资料,同时考虑减少巷道的施工长度和施工时间,开拓延深的三水平运输下山-15°定坡施工,巷道必须经过98#煤层采空区,先从巷道底板开始揭露采空区,再逐渐从顶板甩掉,整个过程长约40 m,工程布置如图1所示。穿采空区施工的顺利与否,不但关系到采区正常接替、水平开拓部署成败而且直接影响矿井的安全生产。穿采空区施工涉及诸多安全隐患,特别是巷道围岩灾害,在采空区掘进巷道时,围岩变形大,很难控制,对生产安全造成极大威胁。因此,做好三水平运输下山巷道过采空区围岩控制技术研究工作,对矿井安全生产至关重要。

图1　工程平面

1.2数值模型的建立

基于新建煤矿三水平运输下山地质条件和开采条件,建立FALC3D数值模型,煤岩结构柱状图如图2所示,基于煤岩物理力学测试基础确定的数值模拟参数见表1。

图2　二采区煤岩综合柱状图

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

表1　模型煤岩体物理力学参数

模型尺寸220 m×350 m×90 m,开采厚度1 m,原采空区所在煤层平均8°,为了研究掘进巷道在逐步接近采空区的掘进过程中应力与位移的变化关系, 分别建立98层开采模型和采空区下掘进巷道模型。模型一:煤层为8°的98层开采的数值模型;模型二:定坡施工掘进巷道数值模型。图3为数值计算模型,其中图3a为基于概化地质模型的数值模型,图3b为沿着98煤层倾向切面,黑色区域为煤层开采区域,外围为模型边界,预留边界50 m。

模型位移边界选取上方自由位移,模型下方和侧面为固定位移边界,应力条件设垂直应力为自重应力场和模型上覆岩层重力叠加,模型上方换算应力为15 MPa,水平应力18 MPa,侧压系数1.2。

图3　数值计算模型

2　演化与变形规律模拟

2.1采空区围岩应力演化规律模拟

在数值模拟分析中,对三维模型中心位置进行提取剖面分析,利用tecplot10.0的数值模型后处理剖面选取位置如图4所示。图5为沿着98#煤层倾向的采空区切面的应力分布效果,图6a、b分别为模型中x=80 m和x=130 m处垂直应力分布等值线。结合采空区平剖面应力等值线可知,采空区四周围岩20 MPa等值线为应力增高区边界,可见,三水平运输下山在掘进过程中,先后要经历以下几个应力区域:揭露采空区前,首先进入采空区围岩应力二次分布的应力增高区,然后,进入与原岩应力值相同的区域(称为原岩应力等值区,下同),最后进入应力降低区;揭露采空区期间,在采空区内掘进巷道,巷道进入应力降低区,从煤层底板过采空区后,先后要经历应力降低区、原岩应力等值区和煤柱应力增高区。

图4　数值模型分析剖面位置Fig. 4　Position of vertical section of numerical model analysis

图5　采空区应力分布

图6　垂直应力分布

2.2巷道围岩变形规律模拟

采用数值模拟研究掘进巷道不同推进距离围岩应力分布规律和变形规律。为了适应数值模型建立,将煤层简化为水平赋存,运输下山从采空区上方沿着相对夹角7°定坡掘进。上述模拟结果表明,运输下山在掘进过程中要经历不同的应力区域,故模拟运输下山的围岩变形规律分为两种工况进行,即原岩应力区域(15 MPa)和应力增高区域(18 MPa),如图7所示。图8为围岩位移等值线,图8a、b应力分别为15 MPa和18 MPa。无支护条件下,开挖卸荷后的二次应力分布情况差别不大,位移变化显著,高应力工况下的最大位移量比原岩应力条件下的位移量增加约33%。

图7　巷道围岩二次应力分布

图8　巷道围岩位移分布

在运输下山掘进分别为0、50、150、250 m过程中,选取的剖面位置为巷道掘进工作面与巷道沿掘进方向的剖面,如图9所示。

图9　掘进巷道分析剖面位置

Fig. 9Position of vertical section of driving roadway analysis

图10为巷道掘进过程中垂直位移云图。图10a～d分别为掘进0、50、150、250 m。图11为垂直应力云图,图11a～d分别为掘进0、50、150、250 m。由数值模拟结果图6、图10和图11可知,沿着三水平运输下山方向,采空区边界围岩应力增高区影响范围可达45 m,应力集中系数最大2.0。历经原岩应力等值区范围12 m左右,而后,进入应力降低区,在应力降低区围岩进入塑性状态,整体结构遭到破坏,可以作为巷道超前注浆加固的起点,该位置与采空区的垂直距离约15 m。运输下山从煤层底板穿过后,历经的应力降低区与煤层底板的垂直距离5 m,此时巷道掘进10 m,然后进入原岩应力等值区,此范围约5 m,再后进入应力增高区,范围为10～20 m,应力集中系数2.0。

图10　巷道掘进过程中垂直位移云图

Fig.10Vertical displacement cloud picture during driving roadway period

由上述分析可知，三水平运输下山掘进过采空区历经不同区域表现不同应力特征和变形特征，应根据不同情况，采取不同围岩控制对策。采空区前、后采空区围岩应力增高区影响范围应作为重点围岩控制区域，应力降低区应重点控制围岩整体完整性和稳定性。

图11　巷道掘进过程中垂直应力云图

Fig. 11Vertical stress cloud picture during driving roadway period

3　结　论

(1)沿着三水平运输下山方向,在揭露采空区前,采空区边界围岩应力增高区影响范围可达到45 m,应力集中系数2.0,然后历经原岩应力等值区范围约12 m,而后进入应力降低区,在应力降低区围岩进入塑性状态,整体结构遭到破坏,可以作为巷道超前注浆加固的起点,该位置与采空区揭露点的垂直距离15 m。

(2)揭露采空区期间,巷道围岩处于应力降低区,此范围40 m。

(3)运输下山从煤层底板穿过后,历经应力降低区,该区域与煤层底板的垂直距离5 m,此时巷道掘进10 m,然后进入原岩应力等值区,此范围5 m,而后进入应力增高区,范围为10～20 m,应力集中系数2.0。

(4)根据数值模拟结果可知,掘进巷道围岩控制应分为揭露采空区前、揭露采空区期间以及揭露采空区后三个阶段,并根据每个阶段具体应力分区,采取有针对性的巷道围岩控制方法。

[1]侯玮, 霍海鹰, 田端信, 等. 整合矿采空区掘进巷道围岩综合控制技术研究[J]. 煤炭工程, 2013(1): 86-88， 92.

[2]赵俊杰, 张温馨. 老空区内巷道掘进支护技术[C]//矿山建设工程新进展——2007全国矿山建设学术会议文集. 北京: 中国煤炭学会, 2007: 293-295.

[3]王瑞光, 赵志刚, 刘镇京, 等. 岩巷掘进过采空区注马丽散超前加固技术[J]. 中州煤炭, 2012(3): 59-60.

[4]孙相斌. 运输大巷过采空区巷道支护与施工[J]. 陕西煤炭, 2012(4): 115-116.

[5]苏清政, 杨榆生, 潘越, 等. 整合煤矿采空区内掘进巷道注浆加固技术[J]. 煤炭科学技术, 2013, 41(7): 51-53.

[6]李苏龙, 侯玮, 李新明, 等. 整合矿井采空区内掘进巷道围岩加固支护技术[J]. 煤炭科学技术, 2012, 40(11): 38-41， 44.

[7]袁博, 张召千, 张百胜， 等. 破碎围岩注浆加固数值模拟分析与工程应用[J].金属矿山, 2013(7): 45-48, 53.

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(编辑徐岩)

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

张国华 (1971-),男,黑龙江省讷河人,教授,博士,研究方向:采动围岩灾变与控制、瓦斯灾害防治,E-mail:zgh710828131@163.com。

10.3969/j.issn.2095-7262.2015.05.001

TD322

2095-7262(2015)05-0463-06

A