重复采动下覆岩变形数值模拟_刘树新.pdf

重复采动下覆岩变形数值模拟 刘树新，孙会龙 内蒙古科技大学 矿业研究院，内蒙古 包头 014010 ［ 摘 要］基于该煤矿的地质资料，采用 FLAC3D ［1 ］数值模拟软件建立该煤矿的双煤层重复采动 的数值模型，模拟研究覆岩的变形情况，并分析上部覆岩在重复采动过程中垂直应力的变化情况 ［2 ］。 模拟结果表明 重复采动可重复扰动覆岩稳定，加剧覆岩变形破坏，并引起原覆岩裂隙的再发育，进 而可能形成瓦斯和地下水的导通通道，危及煤炭安全生产;另外，重复采动使覆岩的垂直应力减小， 变形更加明显，裂隙发育速度更快。 ［ 关键词］重复采动; FLAC3D; 覆岩裂隙; 垂直应力; 变形位移量 ［ 中图分类号］ TD325. 1［ 文献标识码］ A［ 文章编号］ 1006- 6225 201706- 0085- 03 Numerical Simulation of Overlying Strata Deation under Repeated Mining LIU Shu- xin，SUN Hui- long Mining Research Institute，Inner Mongolia University of Science and Technology，Baotou 014010，China Abstract Based on geological data of the coal mine，the numerical model under double coal seams repeated mining of the coal mine was built with FLAC3Dnumerical simulation software，and overlying strata deation was studied，and vertical stress variation of o- verlying strata during minging process was studied. The studied results showed that the overlying strata stability could be disturbed re- peated under repeated mining ，then overlying strata deation would be seriously and overlying strata fractures would developed a- gain，and transporting channels of gas and underground water would be ed，and mining safety would be influenced，others，the vertical stress of overlying strata would be deceased under repeated mining，deation would be more seriously and fractures devel- oped more quickly. Key words repeated mining; FLAC3D; overburden fractures; vertical stress; deation displacement amount ［收稿日期］ 2017－06－23［ DOI］ 10. 13532/j. cnki. cn11－3677/td. 2017. 06. 021 ［基金项目］ 国家自然科学基金资助项目 51264028 ; 内蒙古高等学校科学研究项目 NJZY11147 ［ 作者简介］ 刘树新 1971－ ，男，内蒙古丰镇人，教授，主要从事岩石力学与矿山安全方面的教学和研究工作。 ［ 引用格式］ 刘树新，孙会龙 . 重复采动下覆岩变形数值模拟 ［J］． 煤矿开采，2017，22 6 85－87，73. 煤矿开采必然破坏采场围岩的稳定状态 ［3 ］， 从而使围岩裂隙受扰动得到进一步发育而开始彼此 延伸、连接，形成大量导水通道。若导水通道导通 了地下含水层，将可能导致矿井水害的发生，影响 煤矿安全生产。通过 FLAC3D模拟［4 ］采动后垂直应 力和变形位移的变化情况，能大致分析出煤层开采 后覆岩裂隙的破坏发育规律。而重复采动的影 响 ［5 ］对覆岩裂隙的发育更具有促进作用，从而增 大覆岩裂隙变形位移量，波及范围更加广泛。所以 在开始复采前开展此项模拟研究具有重要的实践意 义，能够提前预知覆岩裂隙变形运动的大致情况， 做好灾害防治工作，对于煤矿安全生产具有极其重 要的作用 ［6 ］。 1模型参数选取 根据该近水平煤矿综采工作面钻孔柱状资料， 分析各分层基本参数，建立了与实际情况基本吻合 的地质计算模型，如表 1 所示，煤 2 埋深 289m， 煤厚 3m，直接顶为厚 8m 的砂质泥岩，基本顶为 厚 15m 的细粒砂岩，关键层为厚 33m 的中砂岩; 煤 1 埋深为 358m，煤厚 3m，直接顶为厚 19m 的砂 质泥岩。 根据矿井地质勘探资料提供的地质柱状图，可 得到要进行数值模拟计算部分的地层分布及主要力 学参数，如表 1 所示。 表 1模型主要地层及岩性参数 煤层岩 名称 体积模 量/GPa 剪切模 量/GPa 黏聚 力/MPa 内摩擦 角/ 抗拉强 度/MPa 厚度 /m 密度/ kgm －3 中砂16. 512. 583525. 7332600 砂质泥岩 48. 096. 05306 532400 细砂34. 568. 55355152500 砂质泥岩 48. 096. 05306 82400 煤 235. 7 0. 714830231400 砂质泥岩 48. 09. 605306 202400 细砂34. 56. 855355172500 砂质泥岩 48. 09. 605306 72400 细砂34. 56. 85535532500 砂质泥岩 48. 09. 605306 192400 煤 135. 7 0. 714835231400 砂质泥岩 48. 09. 605306 392400 58 第 22 卷 第 6 期 总第 139 期 2017 年 12 月 煤矿开采 COAL MINING TECHNOLOGY Vol. 22No. 6 Series No. 139 December2017 ChaoXing 2计算模型建立 运用 FLAC3D建立尺寸为20050220 的数值模 型，另外模型上部外力场选择 4. 5MPa 压应力进行 模拟上部 180m 厚的上覆岩层压力; 开挖长 100 m， 分别在煤 2 直接顶 51，25，119 、 100，25， 119 、 170，25，119和关键层 51，25， 200 、 100，25，200 、 170，25，200布置观 测点，模拟过程中记录观测点垂直应力和变形位移 量 ［7 ］; 对模型左右、前后和下部设立约束条件， 这就表示只有上边界是自由面; 最后规定，取向下 为负方向，包括位移和应力。 3数值模拟结果 模拟记录煤 2 单独开采 100m 时观测点的垂直 应力和变形位移情况; 随后进行对煤 1 的开采，记 录复采 100m 时观测点的垂直应力和变形位移情 况，见图 1～图 4，分析图形结果，得出相应结论。 图 1单采时观测点垂直应力 图 2复采时观测点垂直应力 图 3单采时观测点变形位移 图 4复采时观测点变形 根据折线图像，记录观测点各阶段的变化情况，如表 2～ 表 5 所示 应力负号表示为压应力; 68 总第 139 期煤矿开采2017 年第 6 期 ChaoXing 变形位移负号表示位移方向向下 。 表 2单采时直接顶变化参数 参量位置点垂直应力/MPa变形位移/m 采空区边界 －7. 85 －0. 06 采空区中部0. 635 －0. 12 围岩 －14. 16 －0. 04 表 3复采时直接顶变化参数 参量位置点垂直应力/MPa变形位移/m 采空区边界 －7. 5 －0. 08 采空区中部0. 56 －0. 14 围岩 －13. 88 －0. 06 表 4单采时关键层变化参数 参量位置点垂直应力/MPa变形位移/m 采空区边界 －5. 13 －0. 105 采空区中部 －4. 15 －0. 115 围岩 －5. 52 －0. 105 表 5复采时关键层变化参数 参量位置点垂直应力/MPa变形位移/m 采空区边界 －5. 09 －0. 121 采空区中部 －4. 11 －0. 132 围岩 －5. 52 －0. 123 4理论计算验证 假设该煤层顶板岩层可以看做 Winkler 地基模 型 ［4 ］，采空区范围为 2a 和 2b，引用岩层位移变形 量公式可以得出岩层一点 a，Z上的应力在 x，y处引起的下沉位移量 以观测点 100， 25，119 、 100，25，200为研究对象进行验 证 W x，y l2 4D∫ a －a ∫ b －b p a，Z f0 r l dadZ 1 f0a u0a 2 － 2 c R1ln a 2 V v0a [] 2 R1 a 2 2 － h 3 3l 2 a 2 6 h 5 5l 2 a 2 10 － 3 h n 1 1 2 1 3 1 4 1 n 4 r x － a 2 y － Z 槡 2 5 l 4 D h 槡 6 D Eh3 12 1 －μ3 7 式中，l 为均布载荷在垂直方向上的分布情况;D 为岩层弯性刚度 5. 12TPa 单采和 68. 6TPa 复 采 ; h 为岩层厚度 8m 单采和 19m 复采 ; E 为杨氏模量 取 120GPa ;μ 为泊松比，取 0. 25; V 为欧拉常数，0. 5772157;R1为与位置有 关的常数; r 为常数，与位置有关，代表定点与观 测点的距离;h 为随 n 变化的常数 1， 3 2 ，11 6 ; f0 a为第三类 Bessel 函数 H0a 槡i 的实 部，计算后取 5 6 3 πa 3 槡 sina; u0a 为第一类 Bessel 函数 J0 槡 a i的实部，取 2 πa 槡 sina; v0a 为第 一 类 Bessel 函 数 J0 槡 a i的 虚 部，取 － 2 πa 槡 cosa。 带入已知数据和分步计算数据，可以大致求得 观测点实际位移下沉量近似值，见表 6。 表 6理论计算采空区中部的位移下沉量 观测位置位移下沉量/m 直接顶 单采－0. 090 直接顶 复采－0. 128 关键层 单采－0. 110 关键层 复采－0. 131 5结论 1对比模拟结果与理论计算结果可以看出， 岩层位移下沉量相差不大。这说明本次模拟不管是 建模还是开挖过程都比较合理，模拟结果基本准 确。 2基于该研究煤矿已有的工程地质资料， 本文采用 FLAC3D软件建立了双煤层重复采动的数 值模型，模拟研究了覆岩在复采条件下垂直应力和 变形位移基本变化情况。模拟的结果显示 重复采 动可重复扰动覆岩稳定，加剧覆岩变形破坏，并引 起原有覆岩裂隙的再发育，进而可能形成瓦斯和地 下水的导通通道，危及煤炭安全生产。 3根据模拟的变化参数可以看出，复采能 够明显地影响直接顶垂直应力，使其有一定幅度地 变化 ［9 ］。 4对比直接顶和关键层的变化参量可以看 出，关键层受复采影响的敏感度远小于直接顶，所 以在后续开采过程中注意对顶板的保护，维持关键 层的稳定 ［10 ］。这对于保护井下安全作业环境有极 其重要的作用。 ［ 参考文献］ ［ 1］ 孙书伟，林航，任连伟 . FLAC3D 在岩土工程中的应用 ［M］． 中国水利水电出版社，2011. 下转 73 页 78 刘树新等 重复采动下覆岩变形数值模拟2017 年第 6 期 ChaoXing 图 14 为锚杆受力图。由图 14 可知，锚杆安装 后初始受力普遍为 70 ～ 80kN，锚杆整体受力变动 较小，受力最终稳定在 70～100kN 范围之间。整体 来看锚杆受力较为稳定。 图 14锚杆受力 图 15 为锚索受力图。由图 15 可知 顶锚索安 装后初始张拉力在 250～280kN 之间，帮锚索初始 受力为 155kN 左右，之后随掘进变动很小，整体 稳定。 图 15锚索受力 由图 14 及图 15 可知，该支护方式锚杆及锚索 能够很好地发挥主动支护效力，很好地控制了巷道 变形，支护效果良好。 4结论 19105 进风巷先掘进 3. 5m 高度，再起底 2m 成巷效果优于一次成巷，且在顶底板出现水平 应力峰值，因此采用高强锚杆锚索支护效果要优 于全锚索支护方式。 2新元煤矿高帮大断面半煤岩巷道垂直应 力峰值出现在两帮岩层部位，因此在支护时可加强 该处支护，同时加强巷道底部支护能够有效遏制巷 道底鼓。 3采用高强高刚度锚杆高强锚索协同支护 方式能够有效发挥锚杆索主动支护作用，很好地控 制巷道变形。 ［ 参考文献］ ［ 1］ 张占涛 . 大断面煤层巷道围岩变形特征与支护参数研究 ［D］． 北京 煤炭科学研究总院，2009. ［ 2］ 张占涛，鞠文君 . 大断面煤巷变形破坏规律与支护对策 ［J］． 煤矿开采，2009，14 2 86－88. ［ 3］ 李玉祥，王强 . 大断面煤巷锚杆支护技术 ［J］． 采矿与安全 工程学报，2002，19 4 10－12. ［ 4］ 宋朝部 . 大断面煤巷变形破坏规律及锚固技术研究 ［D］． 太 原 太原理工大学，2013. ［ 5］ 肖同强，李化敏，杨建立，等 . 超大断面硐室围岩变形破坏机 理及控制 ［J］． 煤炭学报，2014，39 4 631－636. ［ 6］ 张永杰，郝云新，柏建彪，等 . 大断面煤巷顶板稳定机理分析 与控制技术 ［J］． 煤矿安全，2011，42 1 50－53. ［ 7］ 周志利，柏建彪，肖同强，等 . 大断面煤巷变形破坏规律及控 制技术 ［J］． 煤炭学报，2011，36 4 556－561. ［ 8］ 李国彪 . 干河煤矿大断面巷道围岩稳定性分析及控制技术研 究 ［D］． 北京 中国矿业大学 北京 ，2013. ［ 9］ 石蒙，鞠文君，汪占领 . 高帮大断面硐室围岩稳定性及支护 技术研究 ［J］． 煤矿开采，2015，20 2 47－49. ［ 10］ 管学茂，侯朝炯 . 桁架锚杆在大断面煤巷中应用的研究 ［J］． 采矿与安全工程学报，1996 3 32－35. ［ 11］ 单仁亮， 孔祥松， 燕发源，等， 煤巷强帮强角支护技术模型试 验研究与应用 ［J］． 岩石力学与工程学报，2015，34 11 2336－2345.［责任编辑 李青］ 檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶 上接 87 页 ［ 2］ 徐永梅，姜岩，姜岳 . 采动覆岩移动变形预计 ［J］． 矿 山测量，2013 4 70－73. ［ 3］ 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. ［ 4］ 宋扬 . 浅埋煤层覆岩变形破坏数值模拟研究 ［J］ ． 黑龙江 科技信息，2015 6 24－26. ［ 5］ 王鹏 . 复杂开采条件下覆岩移动和变形规律的模拟研究 ［D］． 太原 太原理工大学，2010. ［ 6］ 姚邦华，周海峰，陈龙 . 重复采动下覆岩裂隙发育规律模 拟研究 ［J］． 采矿与安全工程学报， 2010， 27 3 443－446. ［ 7］ 黄乐亭 . 开采沉陷力学的研究与发展 ［J］． 煤炭科学技术， 2003，31 2 54－56. ［ 8］ 翟英达 . 采场上覆岩层下沉量计算的模拟载荷法 ［J］． 太原 理工大学学报，2001，32 1 12－15. ［ 9］ 刘建，李忠华 . 浅埋煤层覆岩移动变形规律分析 ［J］． 中 国煤炭，2010 10 48－50. ［ 10］ 王永倩 . 重复采动地表沉陷和生态环境治理研究 ［D］． 合 肥 安徽建筑大学，2016. ［责任编辑 潘俊锋］ 37 管俊才 高帮大断面半煤岩巷道控制技术研究2017 年第 6 期 ChaoXing