埋深变化对孤岛煤柱失稳破坏的影响规律
2016-08-10李士栋
李士栋
(兖煤菏泽能化有限公司赵楼煤矿,山东省菏泽市,274705)
埋深变化对孤岛煤柱失稳破坏的影响规律
李士栋
(兖煤菏泽能化有限公司赵楼煤矿,山东省菏泽市,274705)
为研究孤岛煤柱不同埋深条件诱发的冲击失稳现象,借助FLAC3D数值模拟软件,阐述了煤层埋深变化从200 m到1200 m时,孤岛煤柱形成过程中的剩余弹性应变能及支承压力变化规律。对比分析不同埋深的煤柱内部应力分布规律,以及其形成过程中的能量积聚过程和释放特征。揭示埋深变化对采场围岩及孤岛煤柱稳定性的影响规律。
孤岛煤柱 失稳破坏 弹性应变能 冲击地压
近年来,随着煤矿开采深度的延深、煤炭资源开采强度的增大、工作面接续设计的不合理等造成矿井面临孤岛开采的问题。工作面开采过程中,孤岛煤柱受高应力影响的问题日益凸现,孤岛煤柱冲击失稳的灾害性破坏也越发严重,在深部高地应力影响下,孤岛工作面形成的孤岛煤柱极易发生冲击失稳破坏,释放大量能量,诱发矿震或严重的冲击地压事故。
1 孤岛煤柱应力形态演变过程理论分析
孤岛煤柱的受力过程是动态变化的,在工作面回采过程中,煤柱受力随采动应力的变化而不断变化,工作面停采以后,又因时间因素的作用而不断变化。
孤岛煤柱自回采开始直至屈服是一个渐进破坏的过程,从煤柱的垂直应力分布形态分析,马鞍形是稳定煤柱应力分布的典型形态,而拱形则是失稳或屈服煤柱应力分布的重要特征。从量变积累到发生质变为标志可将煤柱沿主剖面上的应力分布形态演变全过程划分为6个阶段,如图1所示。
(1)工作面开采前,煤层受原始上覆岩层的均布载荷作用状态,见图1(a);
(2)一侧工作面采完后,在煤柱内会形成一边上“凸”形的支承压力带和一定宽度的塑性区,见图1(b);
(3)两侧工作面均采完后形成孤岛煤柱,如果煤柱的支撑能力足够大,则煤柱上垂直应力呈马鞍形分布,见图1(c);
图1 煤柱应力分布形态演变过程
(4)随着煤柱的不断开采,煤柱应力继续变化,两侧塑性区逐渐向核区扩展,峰值应力达到煤柱的极限强度,核区内部应力持续上升但仍小于峰值应力,应力分布呈马鞍形,见图1(d);
(5)随着开采程度逐渐的增加,煤柱两侧塑性区进一步扩展,核区内部应力超过煤柱极限强度,核区应力形成平台,垂直应力分布呈平台形,见图1(e);
(6)两侧塑性区破坏连通,煤柱失去核区,煤柱中心处的应力大于其极限强度,应力分布形态发展为拱形,此时煤柱发生失稳破坏,见图1(f)。
2 数值模拟计算模型
模型中各煤岩层的力学参数根据鲁西矿区实际岩体力学特性和物理力学参数确定,如表1所示。
表1 模型煤岩层物理力学参数
根据煤岩体的力学特征,当煤岩体上覆岩层载荷达到所能承受的强度极限后,岩体在塑性变形过程中,由于岩石的流变现象,会保持一定的残余强度。因此,计算中的煤岩体采用摩尔-库仑(Mohr-Coulomb)屈服准则。
模型两端留设40 m的边界,两个120 m宽的工作面,中间留设60 m宽煤柱,先开挖左边1#工作面,然后开挖右边2#工作面,分别监测在两工作面推采过程中孤岛煤柱的应力变化情况,模型方案如图2所示。
图2 模拟方案示意图
3 数值模拟结果分析
3.1 埋深对孤岛煤柱支承压力分布特征的影响
模拟1#工作面回采后,采场原始应力平衡状态被打破,采场围岩应力重新分布,此时靠近1#工作面侧的煤柱开始出现应力集中现象,影响范围大约30 m左右,煤柱的应力分布状态对应于图1(b)所示。当1#工作面采完后,2#工作面紧接着1#工作面回采造成采场围岩二次扰动,围岩应力发生二次分布,此时靠近2#工作面侧的煤柱也相应地出现应力集中现象,影响范围大致也是30 m左右,煤柱的应力分布状态对应于图1(c)所示。以上部分只是同层开采的影响。1#和2#工作面回采完成后,在两工作面中间形成孤岛煤柱,受两次采动影响煤柱两侧边缘煤体出现一定程度的塑性破坏,煤柱两侧边缘煤体支承压力较低,煤柱支承压力峰值位于深部煤体内,最终煤柱内部支承压力大致呈对称分布。基于FLAC3D内置的数据输出功能,在煤柱内设置监测点,导出数据后得到不同埋深时孤岛煤柱支承压力分布如图3所示。
从图3可以看出,当开采深度为200 m时,孤岛煤柱受两侧采空区的影响,煤柱两侧煤体出现塑性破坏,破坏范围较小,边界煤体支撑能力为零。支承压力峰值向煤柱深部转移,支承压力峰值位于煤柱两侧距煤帮约6 m处,峰值高达12.7 MPa,峰值应力小于煤柱极限强度。煤柱应力呈马鞍形对称分布,煤柱核区应力最低,为8 MPa左右。
图3 不同埋深时孤岛煤柱支承压力分布曲线
当开采深度为400 m时,煤柱支承压力峰值较200 m时小幅度增加,峰值大小约为18.3 MPa,峰值位置继续向煤柱内部转移,距煤帮约7.5 m。煤柱应力集中区范围逐渐扩大,整体的应力水平较200 m时也有所增大。煤柱应力同样呈马鞍形对称分布,煤柱核区应力最低,大约11 MPa。
当开采深度为600 m时,煤柱支承压力峰值继续增大,并且受到两次采动影响的煤柱左侧和受一次采动影响的煤柱右侧峰值大小有一定差异,左侧应力峰值大小约为22 MPa,右侧峰值大小约为20 MPa,峰值位置进一步向煤柱内部转移,距煤帮约8.5 m。煤柱支承压力峰值同样呈马鞍形对称分布。
随着开采深度的继续增大,煤柱应力也逐渐增大,煤柱支承压力峰值逐渐升高,当采深为1200 m时,峰值大小上升至42 MPa左右,远远超过煤体的极限强度。煤柱塑性区范围不断增大,核区范围不断减小,煤柱核区内部应力达到36 MPa,仍超过煤体的极限强度,煤柱由稳定状态向极限临界状态转变。煤柱支承压力分布特征由马鞍形向平台形转变,煤体应力集中程度逐渐增大,整个孤岛煤柱处于极限应力状态,此时核区应力稍有上升煤柱就会发生瞬时失稳破坏,释放出大量弹性变形能,进而诱导冲击地压灾害的发生。
3.2 埋深对孤岛煤柱剩余弹性能分布特征的影响
当埋深超过1000 m时,煤柱内部将产生较大的拉应力,在较高的垂直压应力和水平拉应力作用下煤柱极易产生失稳破坏,在顶底板的强烈夹持下煤柱可以承受的支承压力大小远超过其自身极限强度,煤柱在被动夹持下能够积聚更多的弹性能,煤柱失稳破坏释放大量的弹性能,极易诱发冲击地压灾害。
根据发生冲击地压灾害的机理可知,煤岩层内剩余弹性应变能(即煤岩体破坏前积蓄的弹性能与产生塑性变形消耗的能量之差)是导致发生冲击危险的本质因素。因此分析煤岩层内剩余弹性应变能与煤岩强度之间的关系,对预测冲击危险具有重要的意义。
为了得到煤层埋深与剩余弹性能之间的演化规律,对煤柱内弹性应变能密度峰值与煤层埋深之间的关系进行拟合,拟合式为:
根据式(1)做出煤柱内应变能峰值与煤层埋深关系曲线,如图4所示,相关系数值R2= 0.9965,拟合结果较为理想。随着开采深度的增加,孤岛煤柱内剩余弹性应变能密度峰值逐渐增大,孤岛煤柱的冲击危险程度也相应地增大。
图4 不同埋深时煤柱内应变能峰值曲线
3.3 埋深对孤岛煤柱稳定性的影响
3.3.1 煤柱稳定性的应力分析
由图1可知,当开采深度较浅时,孤岛煤柱支撑能力大于煤柱所受应力,煤柱上垂直应力呈马鞍形分布,煤柱处于稳定状态。随着采深的增大,煤柱应力随之逐渐增大,煤柱支承压力峰值逐渐升高,煤柱两侧塑性区范围不断增大,核区范围不断减小。当开采深度达到1000 m时,煤柱支承压力峰值超过其极限强度,煤柱核区应力达到煤体极限强度水平,但核区内部应力小于峰值应力,煤柱垂直应力呈极限马鞍形分布,煤柱处于极限稳定状态。当开采深度达到1200 m时,煤柱塑性区进一步扩大,煤柱支承压力峰值和核区内部应力均超过煤柱极限强度,煤柱垂直应力呈平台形分布,煤柱处于失稳的临界状态。随着开采深度的增大,煤柱应力分布出现由马鞍形到极限马鞍形再到平台形的缓慢转变过程,煤柱也由稳定到极限稳定再到临界失稳状态转变,转变过程中煤柱冲击失稳危险程度逐渐升高。
3.3.2 煤柱稳定性的变形破坏分析
通过在煤柱内设置监测点,根据FLAC3D后处理功能,监测煤柱内的变形量,进而分析煤柱的变形破坏特征。对煤层埋深与煤柱压缩变形量之间的关系式进行拟合,拟合式为:
根据式(2)作出煤柱内压缩变形量与煤层埋深关系曲线,如图5所示,相关系数值R2= 0.9763,拟合结果较为理想。随着埋深的增加煤柱在高集中应力下压缩变形量不断增大,当煤层埋深小于600 m时,煤柱支撑能力大于煤柱所受垂直应力,煤柱没有发生明显的压缩变形,当煤层埋深大于800 m时,煤柱所受集中应力大于其支撑能力,煤柱开始产生压缩变形。随着开采深度的继续增大,煤柱压缩变形量显著增加,煤柱开始发生塑性变形破坏。
图5 煤柱压缩变形量与煤层埋深之间的关系曲线
4 结语
(1)随着开采深度的增大,煤柱内应力分布由马鞍形到极限马鞍形再到平台形的缓慢转变过程,煤柱也由稳定到极限稳定再到临界失稳状态转变,转变过程中煤柱冲击失稳危险程度逐渐升高。
(2)当开采深部矿井时,煤柱内部将产生较大的拉应力,在较高的垂直压应力和水平拉应力作用下煤柱极易产生失稳破坏,在顶底板的强烈夹持下煤柱可以承受的支承压力大小远超过其自身强度极限,煤柱在被动夹持下能够积聚大量的弹性能,导致煤柱失稳破坏释放大量的弹性能,从而诱发冲击地压灾害。
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(责任编辑 张毅玲)
Influence law of burial depth on buckling failure of isolated pillar
Li Shidong
(Zhaolou Coal Mine,Heze Energy and Chemical Co.,Ltd.,Yanzhou Coal Mining Co.,Ltd.,Heze,Shandong 274705,China)
In order to study the impacting and buckling phenomena induced by changing burial depth of isolated coal pillar,the change rules of residual elastic strain energy and bearing pressures in the forming process of isolated pillar was simulated by using numerical simulation software FLAC3D,when the burial depth changed from 200 m to 1200 m.The distribution law of inner stresses,the accumulation process and releasing characteristics of energy in the pillar with changing burial depth were contrasted and analyzed,which revealed the influence law of burial depth variation on the stability of stope surrounding rocks and isolated coal pillar.
isolated coal pillar,buckling failure,elastic strain energy,rock burst
TD353
A
李士栋(1980-),男,山东金乡人,学士,工程师,现从事煤矿现场生产技术管理工作。