桃山煤矿薄煤层群切顶巷区域应力特征数值分析

秦　涛,齐宏伟,刘永立

(1.黑龙江科技学院 资源与环境工程学院,哈尔滨 150027; 2.黑龙江龙煤矿业控股集团有限责任公司 七台河分公司,黑龙江 七台河 154600)



桃山煤矿薄煤层群切顶巷区域应力特征数值分析

秦涛1,齐宏伟2,刘永立1

(1.黑龙江科技学院 资源与环境工程学院,哈尔滨 150027; 2.黑龙江龙煤矿业控股集团有限责任公司 七台河分公司,黑龙江 七台河 154600)

为有效防治冲击矿压灾害，利用FLAC3D数值模拟软件模拟分析了桃山煤矿切顶巷区域的应力状态特征，研究切顶巷对顶板的预裂弱化作用和切顶巷的布置参数，结果表明：回风巷下帮与瓦斯巷之间垂直应力较高，而水平应力则在回风巷底板和下帮集中较明显，切顶巷区域应力也明显集中，冲击危险性上升；切顶巷导致的应力集中范围为5～10 m，为了避免两个相邻切顶巷形成叠加应力集中区，两切顶巷间距应不低于20 m。该研究为桃山矿薄煤层群开采切顶巷防冲技术提供了参考依据。

数值模拟； 薄煤层;切顶巷

目前,国内外煤矿冲击矿压领域研究工作主要针对中厚以上煤层,对薄煤层开采还很少涉及。薄煤层开采过程中对围岩特别是上覆岩层破坏程度比较低,破坏过程比较缓慢,采掘工作面形成强冲击矿压的可能性小,因此,薄煤层冲击矿压机理还没有具体的理论。笔者以桃山煤矿93#煤层右三片工作面的地质和开采条件为基础,通过理论分析、数值模拟手段对薄煤层群开采切顶巷区域应力状态特征进行研究,讨论切顶巷对顶板的预裂弱化作用大小和切顶巷布置的合理参数。

1　切顶巷防冲机制

薄煤层群开采切顶巷防冲方法是在长壁采煤工作面邻近采空区一侧的上顺槽与瓦斯高抽巷之间掘进联络巷(即切顶巷),联接上顺槽与瓦斯高抽巷,切顶巷穿入或穿过厚层坚硬顶板,破坏了厚层坚硬顶板的完整性[1-3]。当工作面推进至切顶巷区域时,坚硬顶板受切顶巷弱化作用,首先从切顶巷边角应力集中位置形成裂纹扩展,并最终导致厚层坚硬顶板沿切顶巷区域破断,避免坚硬顶板在工作面后方形成大面积悬顶导致工作面煤体应力集中并最终导致冲击矿压灾害[4-5]。

2　数值模拟模型

2.1工作面概况

桃山煤矿93#煤层右三片工作面位于一采区左翼,上部93左四片降段已回采完毕,下部93左二片未形成工作面。上部为94#煤层,下部91#煤层,左部二水平风井保护煤柱,右部边界上山;该煤层倾角20°～28°,平均倾角25°,煤层节理发育,厚度稳定,顶底板无涌水、淋水,煤层本身不含水,回采范围内无褶曲。

2.2模型建立

模型依据桃山煤矿一采区93右三片地质及开采设计资料建立。模型岩层层状布置主要参考93右三片工作面钻孔柱状图。为了模型建立的合理性和有效性,对岩层层状略微简化。

根据93右三片工作面布置,考虑到模型对称性和计算机计算量，设计模型(图1)长(y)×宽(x)×高(z)=160 m×150 m×120 m,模型底部模拟开采深度为800 m。其中,考虑到近似对称性,93右二片、93右三片工作面分别建立工作面长度的一半。回风巷与瓦斯巷中心间距为18 m,x方向左右边界设定无x方向位移,y方向前后边界无y方向位移。建立的FLAC3D模型如图2所示。模型共建立岩层13层,划分模型单元144 240个。

图1　模型空间结构

图2　FLAC3D数值分析模型

模型所处应力状态根据地应力测试结果进行赋值,表1为模型初始应力赋值情况，其中，k为应力在z方向上的变化率。由表1可见,模型x方向为最大主应力方向,z方向为最小主应力方向。由于受工作面开挖的影响,z方向将受到超前压力、侧向压力等影响,因此,z方向和最大主应力方向(x方向)的应力状态是冲击矿压危险研究的主要方面。各岩层强度等属性参数按照桃山煤矿地质报告及参考常规砂岩、粉砂岩等参数赋值,结果如表2所示。

表1　模型初始应力

表2　模型材料参数

模型边界条件为:固定下边界z位移,固定x=0、x=150面x位移,固定y=0、y=160面y位移,在模型顶部施加均布载荷σzz=-13.17 MPa。

模型中瓦斯巷、切顶巷为矩形,宽×高:4 m×3 m,风巷为梯形巷道,破底掘进,宽4 m。

3　模拟结果分析

3.1无切顶巷工作面应力状态

图3a为无切顶巷时σzz分布立体云图。为了与开掘切顶巷应力分布对比,在立体云图上取两个剖面详细分析,其中一个与xy平面平行的横剖面,一个与xz平面平行的纵剖面(图3b)。由图3分析可知:93右二片开采后形成采空区,采空区悬顶在下片上侧,即93右三片回风巷下帮煤体形成应力集中,垂直应力σzz最大超过70 MPa,采空区中部顶板触矸,应力有所恢复,在采空区边沿顶底板形成应力降低区;93右三片回风巷下帮与瓦斯巷间垂直应力集中较高,最大集中应力达到70 MPa,最大垂直应力集中系数达到5左右,应力集中系数在2以上的应力集中区域在93右三片回风巷下帮15 m范围,顶底板应力集中范围约30 m;93右二片下巷留巷充填体,垂直应力较低,未出现高应力集中。

图3　无切顶巷工作面回采前σzz分布立体云图

桃山煤矿原岩应力测试表明,该矿水平应力为最大主应力,且最大水平应力平行于模型x轴,工作面回采前93煤层巷道区域应力分布曲线如图4所示。由图4分析可知,虽然水平原岩应力是最大主应力,但由于93右二片开采,水平应力在93右二片得到释放,93右二片工作面成为93右三片的水平应力的卸压保护区。另外,垂直方向上受邻近采空区影响,93右二片开挖后,93右三片靠近回风巷区域垂直应力几乎与最大主应力σmax相等,水平应力与中间主应力σmed大小相当。水平应力在回风巷底板以及巷道下帮集中程度较高,回风巷底板水平应力最大处达50～60 MPa,巷道下帮水平应力集中区范围较大,集中区域x方向宽度达15 m左右(集中系数为2的区域),因此应当注意水平应力作用诱发的巷道底板以及下帮的冲击矿压灾害。

图4　无切顶巷工作面回采前93煤层巷道区域应力分布曲线

综合分析,93右三片回风巷下帮垂直应力和水平应力集中程度都较高,因此,在高应力作用下,煤岩体聚集大量弹性能量之后,由于水平应力作用,巷道下帮煤体发生屈服变形,稳定性降低,易发生冲击矿压。

3.2设置切顶巷工作面应力状态

在93右三片工作面未开采的条件下,开挖切顶巷后,切顶巷区域的应力分布立体云图及切片云图如图5所示。开掘切顶巷后,巷道区域总的受力状态没有大的改变,93右二片采空区悬顶在下片上侧,即93右三片回风巷下帮煤体形成应力集中,垂直应力σzz最大值超70 MPa。应力主要在93右三片回风巷下帮集中。93右二片采空区中部顶板触矸,应力有所恢复,在采空区边沿顶底板形成应力降低区。

图5　有切顶巷工作面回采前σzz分布立体云图

图6为设置切顶巷时93右三片回风巷区域的应力分布切片云图(切顶巷中部)。开掘切顶巷后,切顶巷中部巷道顶底板应力集中较小,巷道两帮2 m深煤体应力集中程度较高,与不开掘切顶巷相比,掘巷后,巷道两侧应力集中程度要高出10 MPa,主要区域为巷道两帮1～3 m深。

将切顶巷区域垂直应力云图局部放大可见,由于开掘切顶巷,切顶巷区域产生了应力集中,受影响区域5～10 m(图7)。开掘切顶巷后,93右三片回风巷下帮煤体应力集中范围也有所扩大,达到15 m左右。因此,开掘切顶巷后,当工作面过切顶巷时,应加强冲击矿压防治工作。为避免两个相邻切顶巷形成叠加应力集中区,两切顶巷间距应不低于20 m。

图6　工作面有切顶巷回采前纵剖面σzz分布云图

图7　工作面有切顶巷回采前横剖面σzz分布云图

工作面有切顶巷回采前切顶巷区域93煤x方向应力分布曲线(y方向距切顶巷2 m),如图8所示。由图8可见,沿x方向上93煤层应力分布垂直应力集中程度较高,回风巷下帮附近,应力梯度较大,冲击危险性较高,巷旁充填体由于变形能量较大,应力较低[6-8]。回风巷下帮应力集中范围15 m左右,应力峰值在距煤壁1～4 m处,因此,采用煤体卸压防治冲击矿压时,钻孔深度需达到5～10 m。

工作面有切顶巷回采前切顶巷区域93煤y方向应力分布曲线,如图9所示，分析可知:93煤层沿y方向距回风巷2、4 m的应力分布,垂直应力均较高,切顶巷两帮1～3 m应力有较大应力集中。因此,工作面过切顶巷时,冲击危险较其他区域略高,需要采取更有效的方法防治冲击矿压发生。

图8　工作面有切顶巷回采前切顶巷区域93煤x方向应力分布曲线

图9　工作面有切顶巷回采前切顶巷区域93煤y方向应力分布曲线

4　结　论

(1)相邻工作面开采后,在采空区下部形成悬顶,悬顶范围20～30 m,采空区顶板应力降低区范围30～50 m,邻面采空区悬顶导致风巷下帮应力集中,垂直应力集中最大达到70 MPa。最大垂直应力集中系数达到5左右,应力集中系数在2以上的应力集中区域在93右三片回风巷下帮15 m范围,顶底板应力集中范围约30 m。

(2)水平应力σxx在回风巷底板以及巷道下帮集中程度较高,回风巷底板水平应力最大处达50～60 MPa,巷道下帮水平应力集中区范围较大,集中区域x方向宽度达15 m左右(集中系数为2的区域)。

(3)掘切顶巷后,切顶巷区域产生了应力集中,切顶巷导致的应力集中范围5～10 m;因此,当工作面过切顶巷时,应加强冲击矿压防治工作;为了避免两个相邻切顶巷形成叠加应力集中区,两切顶巷间距应不低于20 m。

[1]徐学峰.煤层巷道底板冲击机理及其控制研究[D].徐州:中国矿业大学,2011.

[2]孙成坤,毛卫民,曲宏伟.回采工作面冲击矿压重点防范区域确定[J].黑龙江科技学院学报,2010,20(5):337-339,375.

[3]巩思园.矿震震动波波速层析成像原理及其预测煤矿冲击危险应用实践[D].徐州:中国矿业大学,2010.

[4]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.

[5]窦林名,陆菜平,牟宗龙,等.冲击矿压的强度弱化减冲理论及其应用[J].煤炭学报,2005,30(5):690-694.[6]张晓春,缪协兴,杨挺青.冲击矿压的层裂板模型及实验研究[J].岩石力学与工程学报,1999,18(5):497-502.

[7]曹安业,窦林名,秦玉红,等.微震监测冲击矿压技术成果及其展望[J].煤矿开采,2007,12(1):20-23.

[8]孙广义,陶凯,陈刚,等.深井回采工作面覆岩运动及煤体应力分布规律[J].黑龙江科技学院学报,2011,21(5):368-372.

(编辑王冬)

Cutting roof roadway regional stress characteristics numerical analysis of thin coal seam group in Taoshan Mine

QIN Tao1，QI Hongwei2,LIU Yongli1

(1.College of Resources &Environmental Engineering,Heilongjiang Institute of Science &Technology,Harbin 150027,China;2.Qitaihe Branch， Heilongjiang Longmay Mining Hoiling Group Co.Ltd.,Qitaihe 154600,China)

Aimed at effective controlling rock burst hazard,this paper discusses the simulation and analysis of the stress state characteristic of the Taoshan Mine cutting roof roadway region by FLAC3Dand study on presplitting weakening effect and layout parameters as in the case of cutting roof roadway.The results show the occurrence of a higher vertical stress on the low side of return airway and gas roadway,along with the obvious concentration of the horizontal stress in floor and low side of the return airway,the obvious concentration of stress of cutting roof roadway,the resultant rise in the level of rock burst hazard,and stress concentration in the range of 5～10 m due to cutting roof roadway.It follows that distance between two cutting roof roadway are no less than 20 m,to avoid stress concentration regions by two adjacent cutting roof roadway superposition.The research provides reference basis for rock burst prevention of cutting roof roadway of mining thin coal seam group in Taoshan Mine.

numerical simulation;thin coal seam;cutting roof roadway

1671-0118(2012)05-0461-05

2012-06-28

秦涛(1983-),男,黑龙江省佳木斯人,讲师,硕士,研究方向:采煤方法与围岩控制,E-mail:19140270@qq.com。

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