长壁开采全过程采场矿压数值模拟研究.pdf
长壁开采全过程采场矿压数值模拟研究 重庆大学硕士学位论文 专业学位 学生姓名龚 涛 指导教师夏彬伟 副教授 兼职教师赵 君 教 高 学位类别工程硕士(矿业工程领域) 重庆大学资源及环境科学学院 二〇一七年四月 万方数据 Numerical Simulation Study on Stope Underground Pressure in Whole Process of Longwall Mining A Thesis ted to Chongqing University in Partial Fulfillment of the Requirement for the Professional Degree By Gong Tao Supervised by Ass. Prof. Xia Binwei Pluralistic Supervised by Zhao Jun Specialty ME Mining Engineering College of Resources and Environmental Science Chongqing University, Chongqing, China Apr. 2017 万方数据 重庆大学硕士学位论文 中文摘要 I 摘 要 长壁开采采场矿压显现强烈,尤其进入深部开采后,长壁开采引起的上覆岩 层移动造成的矿井灾害日渐严峻,严重制约了矿井的安全高效生产。在矿压研究 中,数值模拟以其不可比拟的特点与优势受到广泛应用,但传统数值模拟对长壁 开采采场矿压显现的模拟结果与实际偏差较大。因此,改进长壁开采过程模拟方 法,进行长壁开采采场矿压研究,为矿井灾害防控提供理论依据与现场指导具有 重要的理论和现实意义。 本文通过对长壁开采全过程中煤岩体损伤软化、顶板垮落、采空区充填及承 压、岩层破断能量释放和液压支架压力监测等的分析,基于塑性理论、损伤软化 模型、双屈服模型和 FLAC3D FISH 语言,开发了长壁开采全过程采场矿压数值模 拟方法及其计算程序。结合工程实例验证了其正确性,并对开采过程中采动应力 场演化特征、覆岩位移场变形特征、覆岩裂隙场破坏特征、岩层破断能量释放特 征进行了模拟研究。主要研究成果如下 ①开发了一种长壁开采全过程采场矿压数值模拟方法及其计算程序。运用该 方法和程序对同忻煤矿 8203 工作面回采过程进行了数值模拟,结果表明,垮落高 度与实测垮落高度的误差为 0.77;沉降量与实测沉降量吻合;监测的支架压力峰 值与实测来压峰值相当,平均周期来压步距与实测数据的误差为 1.5,证明了该 方法的可行性和有效性。 ②随工作面推进,采动应力影响高度和宽度逐渐增大,采空区两侧岩层动压 系数整体也呈增大趋势,且岩层距离开采煤层越近其支承应力基本越大;在垮落 带内,岩层垂向应力曲线呈拱形且较光滑,层位越低应力越大,但都明显小于原 始应力;在裂隙带内,应力曲线大体仍呈拱形但波动较大,层位越低波动越大。 ③垮落带内岩层垂向位移曲线具有“逆层序排布”和“交叉”特征;裂隙带 和弯曲下沉带内岩层垂向位移曲线具有“层序排布”特征;垮落带和裂隙带内岩 层垂向位移曲线曲折,弯曲下沉带内岩层垂向位移曲线光滑;根据覆岩垂向位移 曲线排布规律和形态特征可推断出“三带”分布高度。 ④覆岩破坏是剪切滑移和拉伸扩张双重作用的结果,覆岩塑性区的发展在主 关键层开始发生破坏之前为缓慢发展阶段,以剪切塑性区的发展为主;其后为迅 速发展阶段,塑性区随工作面推进几乎呈线性迅速发展,并以拉伸塑性区的发展 为主,最终形成似梯形的塑性区分布形态。 ⑤直接顶破断释放能量小,无明显高能量事件发生;关键层高能量事件发生 晚,其高能量事件的发生反映了该岩层的破断,其破断往往造成下位岩层高能量 万方数据 重庆大学硕士学位论文 中文摘要 II 事件的发生;关键层控制范围内岩层能量释放量均较小;岩层释放的能量的突然 增大往往对应工作面支架压力的降低;不同岩层破断释放的能量和高能量事件的 发生位置反映了岩层的破断迁移。 关键词关键词长壁开采;全过程;矿压;数值模拟;能量释放 万方数据 重庆大学硕士学位论文 英文摘要 III ABSTRACT The mine disasters caused by longwall mining has become more and more serious, especially after deep mining, which has seriously restricted the safe and efficient production of mine. Numerical simulation is widely used in the study of rock pressure due to its incomparable characteristics and advantages, but the simulation results of conventional numerical simulation show great deviation from the actual results. Therefore, it has important theoretical and practical significance for mine disaster to improve the simulation and to study the stope rock pressure in longwall mining. During the long wall mining, the softening and roof caving of the rock mass, the filling and pressure-bearing of the goaf, the energy release of rock fracture and the pressure monitoring of the hydraulic support are analyzed in this article. Based on the plastic theory, damage softening model, double yield model and FLAC3D FISH language, the numerical simulation and calculation program for stope underground pressure in whole process of longwall mining are developed. Combined with the engineering example to verify its correctness, and the mining process of mining stress field evolution, rock deation and displacement field of overburden rock, fracture field failure characteristics, rock breaking energy release characteristics were studied. The main research results are as follows ①A numerical simulation for stope underground pressure in whole process of longwall mining is proposed. The and code is used to simulate the mining process of 8203 workface in Tongxin coal mine, the results show that the deviation between caving height and field measured caving height is 0.77, the settlement is consistent with the measured subsidence, the monitored peak value of support pressure is close to the measured peak pressure and the deviation between averagely periodic weighting distance and field measured data is 1.5, which proves the feasibility and effectiveness of the . ②With the advance of working face, height and width of mining stress effect increases gradually, the goaf on both sides of rock dynamic pressure coefficients are increased. The nearer the rock layer is to the coal seam, the greater the abutment stress. In caving zone, vertical stress curves is arched and smooth, the lower the stratum, the greater the stress, but obviously less than the initial stress. In the fracture zone, the stress curve is generally still arched, but the fluctuation is larger, the lower the stratum, 万方数据 重庆大学硕士学位论文 英文摘要 IV the greater the fluctuation. ③ The vertical displacement curves of the strata in the caving zone are characterized by “reverse sequence permutation” and “crossover”. The curve of the rock ation in the fracture zone and the curve subsidence zone have the characteristic of “sequence arrangement”. The curve of the rock strata in the caving zone and the fracture zone is tortuous, and the curve of the rock strata in the bending subsidence zone is smooth. According to the arrangement law and morphological characteristics of the vertical displacement curve of the overlying strata, the height of caving zone, fracture zone and curve subsidence zone can be deduced. ④The failure of overlying strata is the result of the double effect of shear slip and tensile expansion. The development of plastic zone of overlying strata is a slow development stage before main key stratum is significantly damage, and the development of shear plastic zone is the main one. Then the following is the rapid development stage and the plastic zone along with the working face advancing develops rapidly in an almost linear relationship and at this time the development of tensile plastic zone is the main one, and ultimately the distribution of plastic zone like trapezoid is ed. ⑤The energy released by immediate roof breaking is small and no significant high energy events occur. The occurrence of high energy events of the key layer is very late and it also reflects the fracture of the strata which often causes the occurrence of high energy events in the lower strata. At the same time, under the control of the key stratum, the energy releasing of the rock within the control range is small. The suddenly increasing of the energy released by the strata breakage often corresponds to the decreasing of the pressure of the hydraulic support in the face. The location of the energy released by the different strata fracture and the occurrence of the high energy event reflects the strata fracture and movement. Keywords longwall mining; whole process; underground pressure; numerical simulation; energy release 万方数据 重庆大学硕士学位论文 目 录 V 目 录 中中文摘要文摘要 .......................................................................................................................................... I 英文摘要英文摘要 ....................................................................................................................................... III 1 绪绪 论论 ...................................................................................................................................... 1 1.1 问题的提出及研究意义问题的提出及研究意义 .......................................................................................................... 1 1.2 国内外研究现状国内外研究现状 ...................................................................................................................... 2 1.2.1 采场矿压理论研究现状 ................................................................................................. 2 1.2.2 采场矿压数值模拟研究现状.......................................................................................... 4 1.2.3 长壁开采过程数值模拟研究现状 .................................................................................. 5 1.3 研究内容和技术路线研究内容和技术路线 .............................................................................................................. 6 1.3.1 研究内容 ......................................................................................................................... 6 1.3.2 技术路线 ......................................................................................................................... 6 2 长壁开采全过程及其数值实现研究长壁开采全过程及其数值实现研究 ...................................................................... 7 2.1 长壁开采长壁开采物理过程分析物理过程分析 .......................................................................................................... 7 2.2 长壁开采全过程数值实现研究长壁开采全过程数值实现研究 .............................................................................................. 8 2.2.1 煤岩体损伤软化 ............................................................................................................. 8 2.2.2 顶板垮落 ....................................................................................................................... 10 2.2.3 采空区充填及承压 ....................................................................................................... 11 2.2.4 岩层破断能量释放 ....................................................................................................... 12 2.2.5 液压支架压力监测 ....................................................................................................... 13 2.3 长壁开采全过程采场矿压数值模拟方法长壁开采全过程采场矿压数值模拟方法 ............................................................................ 13 2.4 本章小结本章小结 ................................................................................................................................ 15 3 长壁开采全过程数值模拟长壁开采全过程数值模拟 ......................................................................................... 16 3.1 FLAC3D 软件简介软件简介 ................................................................................................................ 16 3.2 模型对象概况模型对象概况 ........................................................................................................................ 17 3.3 模型建立及模拟开采模型建立及模拟开采 ............................................................................................................ 18 3.4 计算结果计算结果对比对比验证验证 ................................................................................................................ 20 3.5 本章小结本章小结 ................................................................................................................................ 27 4 长壁开采全过程采场矿压研究长壁开采全过程采场矿压研究 ............................................................................... 29 4.1 采动应力场演化特征研究采动应力场演化特征研究 .................................................................................................... 29 4.2 覆岩位移场变形特征研究覆岩位移场变形特征研究 .................................................................................................... 37 4.3 覆岩裂隙场破坏特征研究覆岩裂隙场破坏特征研究 .................................................................................................... 40 万方数据 重庆大学硕士学位论文 目 录 VI 4.4 岩层破断能量释放特征研究岩层破断能量释放特征研究 ................................................................................................ 43 4.5 本章小结本章小结 ................................................................................................................................ 47 5 结论与建议结论与建议 ......................................................................................................................... 49 5.1 主要结论主要结论 ................................................................................................................................ 49 5.2 建议建议 ........................................................................................................................................ 50 致致 谢谢 ....................................................................................................................................... 51 参考文献参考文献 ....................................................................................................................................... 52 附附 录录 ....................................................................................................................................... 57 A. 作者硕士期间发表的论文作者硕士期间发表的论文 ..................................................................................................... 57 B. 作者硕士期间申请的专利作者硕士期间申请的专利 ..................................................................................................... 57 C. 作者硕士期间参与的科研项目作者硕士期间参与的科研项目 ............................................................................................. 57 万方数据 重庆大学硕士学位论文 1 绪 论 1 1 绪 论 1.1 问题的提出及研究意义 目前,长壁开采是我国应用最为广泛的一种采煤方法,应用该方法所产煤量 约占全国国有重点煤矿产煤量的 95以上[1]。在美国,长壁开采也依然是最有效、 产煤量最高的采煤方法, 应用该方法所产煤量占美国地下采煤量的 53[2]。 但长壁 开采采场矿压显现强烈,尤其随着煤炭开采进入深部开采,长壁开采引起的上覆 岩层移动造成的冲击地压、煤与瓦斯突出和强矿压显现等工程灾害日渐严峻,严 重制约了矿井的安全高效生产[3]。因此,研究长壁开采采场矿压显现规律,为矿井 灾害防控提供理论依据与现场指导具有重要的理论和现实意义。 当前,采场矿压研究方法可归纳为现场观测、理论分析、相似模拟实验和数 值模拟四种方法。现场观测如地音、微震、声发射、电磁辐射、地质雷达等,能 观测到最接近于真实的现象与结果,但观测结果高度依赖于仪器装备及其精度, 且往往易受实地地质条件影响导致观测效果不佳,耗费大量人力、物力和时间。 理论分析将采场覆岩视为某种结构,通过对建立的力学模型进行分析以实现对采 场覆岩运动规律的认识,解释了许多物理现象并能对简单问题进行定量分析,但 不可避免的建模假设使得研究结果与工程实际存在不小的差距,且无法对复杂问 题进行求解。相似模拟实验按相似原理在实验室建立相似模型并通过对模型中发 生的现象的认识来研究原型中可能发生的现象和规律,弥补了纯理论研究的一些 缺陷,但相似模型实验难以对复杂问题进行研究,不便进行大量参数敏感性分析, 模拟的岩石的力学参数的选取、模型的制作工艺、模型的侧向变形和干燥收缩变 形等误差难以估计与消除。数值模拟是计算机技术迅猛发展的必然产物,其以直 观、高效、便于反演现场复杂地质环境,易于进行大量参数敏感性分析和多因素 耦合研究的特点与优势,在采矿等大尺寸复杂工程问题的研究中受到广泛应用。 然而,采场矿压数值模型按其根本理论不同分为两类连续介质模型和非连 续介质模型。前者通常未考虑煤岩体损伤软化过程,且单元破坏后不能自然垮落; 后者岩层破断、移动受预设结构面分布影响显著。因此,两类模型所得计算结果 均与实际偏差较大,故针对两类模型的不足,对现有数值模拟软件进行二次开发 对长壁开采采场矿压研究十分必要。在二次开发工作中,以针对第一类模型居多。 本文亦针对第一类模型,基于 FLAC3D FISH 语言,开发长壁开采全过程采场矿压 数值模拟方法及其计算程序,并借助该方法和程序对长壁开采过程中采动应力场 演化特征、覆岩位移场变形特征、覆岩裂隙场破坏特征、岩层破断能量释放特征 进行研究,从而为矿井灾害防控提供理论依据与现场指导。 万方数据 重庆大学硕士学位论文 1 绪 论 2 1.2 国内外研究现状 1.2.1 采场矿压理论研究现状 自使用长壁开采法采煤以来,采场矿压显现规律的研究一直是采煤学科研究 的重点。由于采动而引起的顶板运动是导致采场一切矿压显现的根本原因。由于 不同顶板岩性、厚度和埋深的不同,使得顶板的结构不同,从而致使顶板存在多 种多样的运动规律。为了研究采场矿压显现规律,解释采场各种矿压现象,寻求 相应的有效的控制方法,前人提出了多种采场矿压理论,在这众多矿压理论中, 比较有代表性的有 ①自然平衡拱理论。自然平衡拱理论是最早的矿压理论,于 1907 年由俄国 M.M. 普罗托吉雅可诺夫教授提出。该理论认为,巷道开掘后采掘空间上方的岩层 将逐减破坏、坍塌形成相对稳定的拱结构。 ②压力拱理论。压力拱理论于 1928 年由德国学者哈克(W. Hack)和吉里策 尔(G. Gillitzer)提出。该理论认为,煤炭采出后顶板将自然垮落,形成一个自然 平衡的拱形结构,即“压力拱” 。该理论的提出解释了两个重要的矿压现象一是 支架能承载的覆岩压力是有限的;二是煤壁前方和采空区矸石堆中也将产生较大 的支撑力。但由于压力拱理论难以对拱结构的参数进行定量的描述和对周期来压 等现象进行解释,因此鲜见应用。 ③悬臂梁理论。悬臂梁理论于 1916 年由德国学者施托克(K. Stoke)提出。 该理论认为,采煤工作面推进过程中可将上覆岩层看作岩梁,随着岩梁跨度的逐 渐增大,达到某临界长度将断裂,断裂后工作面上方的这部分岩梁可假设为靠近 工作面侧的一端为固支,靠近采空区侧的另一端为悬臂,则此时该岩梁便可看作 悬臂梁,当有多个岩层时可看作组合悬臂梁。该理论能很好地解释工作面周期来 压现象,并能对工作面前方煤体中存在支承压力的现象进行解释。但该理论针对 个别岩层进行研究,脱离了覆岩这个整体。 ④预成裂隙理论。 预成裂隙理论于 1947 年由比利时著名矿压学者拉巴斯提出。 该理论认为,煤层开采后由于采场内应力重分布,上覆空间内将产生各种裂隙, 从而增加了岩层间的相互移动,导致岩石发生剪切等一系列塑性破坏,形成“假 塑性体” ,产生假塑性弯曲并引发离层。该理论解释了工作面附近煤岩体超前破坏 的原因,但未能对顶板来压规律进行解释。 ⑤铰接岩块理论。铰接岩块理论于 1954 年由前苏联学者库茨涅佐夫提出。该 理论不但能解释压力拱理论所能解释的矿压现象,还能解释采场周期来压现象, 且第一次提出由于回采等原因造成岩层移动并在移动的岩层内部形成某种力学关 系和某种结构,初步揭示了工作面支架与围岩的相互作用,为后来的工作面支架 设计提供了理论依据[4]。但该理论没有建立相应的力学模型,未对铰接岩块间的平 万方数据 重庆大学硕士学位论文 1 绪 论 3 衡进行研究。 ⑥砌体梁理论。 砌体梁理论于上世纪 70 年代由我国著名学者钱鸣高院士提出。 该理论认为,老顶破断时破断的岩块在下沉变形中相互挤压咬合将形成砌体梁三 铰拱式结构。基于对该结构的力学分析,得到了其受力的理论解。该理论较之于 以往的矿压理论具有明确的力学模型和计算方式,为工作面支架设计和顶板控制 提供了理论指导。但该理论主要适用于坚硬顶板的变形和破断分析。 ⑦传递岩梁理论。传递岩梁理论于上世纪 70 年代末由我国宋振骐院士提出。 该理论认为,工作面上覆岩层断裂后并非是孤立的,而是相互铰接在一起的,并 能将载荷传递到煤壁前方和采空区。该理论揭示了覆岩运动与采动支承压力的关 系,提出了内外应力场的观点,并进一步提出了系统的采场来压预报理论和技术 与顶板控制设计理论和技术,对采场来压预报以及顶板安全管理具有重要指导意 义[5-7]。 ⑧岩板理论。 在岩板理论提出之前, 法国 L. M. HNavier、 德国