考慮采空區壓實度的端面頂板穩定性數值模擬*

許廣輝,張 楊,李鶴鶴,宋高峰

(北方工業大學 土木工程學院,北京 100144)

0 引言

煤炭資源是中國的主要能源之一,為國民經濟發展、國家能源安全和穩定供應提供重要保障[1]。隨著煤炭的開采,將引起圍巖失穩、地表沉陷、建筑物及水體破壞等一系列安全災害,當直接頂較軟弱時,端面冒頂事故頻發。端面冒頂問題屬于工作面常見的圍巖災害事故,甚至有可能造成大面積煤壁片幫和液壓支架的嚴重損壞,對煤層安全高效開采帶來巨大困擾?，F場通常采用提升液壓支架工作阻力來提升端面頂板穩定性,但在工作面生產的全部過程中端面冒頂事故仍無法徹底解決。因此,合理有效地控制端面冒頂的發生,對安全高效地生產具有重大意義[2-3]。

長期以來,國內外學者對于端面冒頂開展了大量研究。宋高峰等[4]為研究端面冒頂機理,采用鐵木辛柯梁理論建立力學模型,開展端面冒頂大比例相似模擬試驗,獲得端面頂板冒落全過程;李強等[5]根據煤壁、液壓支架與端面頂板穩定性關系,建立“端面頂板-煤壁-支架”模型,分析出近距離煤層群重復采動下端面冒頂的主要影響因素為支架工作阻力、端面距、推進速度和頂板-圍巖強度,并利用UDEC模擬軟件對不同影響因素進行分析;段宏躍等[6]通過收集鉆孔地質資料和對煤層頂、底板進行試驗測試,得出頂、底板力學參數,明確分析煤層頂板的穩定性和巖石類型,對端面頂板穩定性問題提出相應的建議;石鵬等[7]結合數值模擬試驗與物理試驗的方法分析端面冒頂的影響因素,剖析端面冒頂機理,并以此為基礎提出相應的防治措施與控制端面冒頂技術手段;宋桂軍等[8]采用數值模擬、現場實測等方法研究端面冒頂的影響因素,建立端面距、端面冒高及支架工作阻力之間的回歸方程,分析出冒高和片幫與支架工作阻力、端面距及片深之間的線性關系,以此為基礎,對端面冒頂防控技術的參數進行優化。

在采空區剛度的研究方面,張勝光等[9]以某石膏礦為例,使用PHASE 2D有限元軟件模擬采空區坍塌后巖層移動和應力分布趨勢,分析礦山采空區坍塌對井筒、地表下部中段的影響;朱廣安等[10]利用FLAC3D中的FISH語言開發數值算法并基于采空區壓實理論和雙屈服模型,提出垮落帶巖體的壓實效應數值模擬方法,分析工作面開采時礦壓顯現規律;白慶升等[11]基于采空區壓實理論,對采空區剛度、支承壓力等力學參數進行修正,研究出采空區的應力-應變關系,獲得采空區對開采的真實響應,最終驗證了采空區壓實理論;馮友良[12]基于采空區壓實理論,采用理論數值模擬、現場實測的方法,分析圍巖應力與頂板位移。

采空區壓實度對工作面支承壓力分布及端面頂板穩定性具有一定影響,擬采用PHASE 2D有限元軟件,通過改變采空區剛度,研究頂板下沉規律、支承壓力分布特征及端面頂板塑性區演化。

1 工程概況

數值模擬以2911綜采工作面位于井田東部,整體北高南低,南鄰2911工作面采空區,北為實體煤。根據2911運輸順槽、2911軌道順槽和開切眼掘井巷道揭煤情況,2911綜采面煤層賦存穩定6號煤層總厚度2.75～6.84 m,平均厚度3.45 m,煤層中不含有夾石。煤層傾角4°～17°,平均10°,采面未發現落差大于2 m的斷層構造。

2 數值模型建立

運用PHASE 2D建立數值模型,如圖1所示。模型水平方向為煤層開采方向,模型長度為30 m,高度為20 m,煤層采高為3 m,煤層埋深為214 m,模型左右邊界只施加水平約束,模型底部施加豎直約束,模型上部施加5.5 MPa的垂直壓力,以模擬200 m厚巖層壓力。圖中數值計算模型包含20 361個節點和40 471個單元。為研究采空區壓實度對端面頂板及采場支承壓力的影響,分別建立了采空區彈性模量為250 MPa和600 MPa的2個數值模型,記為模型Ⅰ和模型Ⅱ。

圖1 數值計算模型Fig.1 Numerical calculation model

模型中的各層巖石類型分別為粉砂巖、細粉砂巖、泥巖、煤層、泥巖、細粉砂巖、石灰巖。模型采用胡克-布朗強度準則,各個巖層的煤巖體參數見表1。其中v為泊松比;σci為完整巖塊單軸抗壓強度;Em為彈性模量,MPa;GSI、mi、mb、s、α等均為巖石材料參數。

表1 巖層材料參數

3 數值模擬結果分析

3.1 基本頂變形量

工作面割煤前后,不同采空區剛度下工作面前后方基本頂下沉量變化規律如圖2所示。其中x=0處為煤壁位置,x>0為工作面實體煤,x<0為采空區位置。不難看出,在工作面前方,基本頂下沉量逐漸減小,而在工作面后方,基本頂下沉量逐漸增大。模型Ⅰ開采前垂直位移最大值為9.7 mm,開采后垂直位移最大值為13.9 mm,而模型Ⅱ開采前和開采后垂直位移最大值分別減小到6.8 mm和9.1 mm。對比模型Ⅰ和模型Ⅱ可以看出,增大采空區剛度后基本頂下沉量減小。另一方面,由于開采后端面頂板未及時支護,基本頂垂直位移與開挖前相比有所增大。

圖2 不同采空區剛度下覆巖垂直位移Fig.2 Vertical displacement of overlying rock under different stiffness of goaf

3.2 直接頂下沉量

工作面割煤前后,不同采空區剛度下工作面直接頂下沉量變化規律如圖3所示。其中x=0處為煤壁位置,x>0為工作面實體煤,x<0為采空區位置。在工作面前方,由于實體煤對頂板的支撐作用,直接頂的下沉量較小,僅為10 mm以內。相比之下,在端面頂板范圍內(-1

圖3 不同采空區剛度下直接頂下沉量Fig.3 Subsidence of direct roof under different stiffness of goaf

3.3 支承壓力分布規律

工作面割煤前后,不同采空區剛度下工作面前方支承壓力規律如圖4所示。從模型Ⅰ和Ⅱ的曲線可知:工作面煤壁后方支承壓力總體呈現出先增大后減小的變化規律。在模型Ⅰ中,開采前后支承壓力均上升,支承壓力最大值分別為7.3 MPa和7.6 MPa,而在模型Ⅱ中,開采前后支承壓力最大值分別為6.8 MPa和7.7 MPa。因此,工作面開挖后支承壓力峰值有所增大,煤壁片幫概率也有可能隨之加大。

圖4 工作面支承壓力分布規律Fig.4 Distribution law of abutment pressure on working face

3.4 采場圍巖塑性區分布規律

工作面割煤前后,不同采空區剛度下的端面頂板塑性區演化規律如圖5所示。不難看出,端面頂板塑性區一般從支架頂梁前方的頂板開始發育,并向支架上方頂板逐漸延伸至采空區位置。工作面開采后,端面頂板塑性區顯著增大,如在模型I中,開采前頂板塑性區屈服單元為777個,而開采后頂板塑性區屈服單元達到1 798個。此外,采空區剛度增大后,端面頂板的塑性區范圍顯著降低,如在開采前,模型Ⅰ和模型Ⅱ的端面頂板破壞單元體由777降低為433,降低幅度為44.3%。這是由于采空區剛度較大,承擔了更多的覆巖壓力,因此端面頂板所承受的壓力降低,端面頂板的破壞范圍減小,穩定性增大。

圖5 不同采空區剛度下端面頂板塑性區規律Fig.5 Plastic zone law of tip-to-face roof under different stiffness of goaf

4 結論

(1)采空區剛度越大,采場圍巖變形越小,當采空區剛度由250 MPa增大為600 MPa時,直接頂下沉量最大值由109 mm降低為74 mm。

(2)工作面開采前,2個模型的支承壓力峰值分別為7.3 MPa和6.8 MPa,提高采空區剛度有利于降低工作面前方支承壓力。

(3)工作面開采前,模型Ⅰ與模型Ⅱ的直接頂塑性區破壞單元體分別為777和433,增大采空區剛度,頂板塑性區降低了44.3%,有利于提高端面頂板穩定性。