徐傳偉 蔣金泉 王 普 張培鵬 孔 朋 張國龍 劉緒峰

(山東科技大學礦山災害預防控制省部共建國家重點實驗室培育基地,山東省青島市,266590)

逆斷層下盤不同采高工作面支承應力演化規(guī)律研究?

徐傳偉 蔣金泉 王 普 張培鵬 孔 朋 張國龍 劉緒峰

(山東科技大學礦山災害預防控制省部共建國家重點實驗室培育基地,山東省青島市,266590)

以逆斷層下盤不同采高工作面開采為背景,采用UDEC數(shù)值模擬方法,研究了下盤工作面向逆斷層推進過程中不同采高下支承應力的分布特征及演化規(guī)律。研究表明：下盤工作面向逆斷層推進過程中,由于逆斷層松弛活化產(chǎn)生的阻隔效應,支承應力分布特征發(fā)生演化,其峰值呈現(xiàn)先減小后增大的變化趨勢,其明顯影響范圍不斷減小。下盤工作面3 m和5 m采高的支承應力演化基本同步,支承應力分布相似;當煤層采高增大為7 m時,受斷層采動活化及煤柱的耦合作用影響,支承應力峰值較高,采動影響更為強烈。工作面前方逆斷層對支承應力的影響較大,應及時加強工作面及回采巷道支護。

逆斷層 下盤工作面 不同采高 數(shù)值模擬 支承應力演化

我國大多數(shù)礦井地質(zhì)條件較復雜,采區(qū)內(nèi)斷層較發(fā)育,斷層對煤礦的開采設計、工作面布置、安全生產(chǎn)等有著重要的影響。針對斷層賦存條件下工作面開采支承應力的演化規(guī)律,學者們進行了大量的研究,但已研究成果大多通過數(shù)值模擬或相似材料試驗單獨研究分析斷層活化、開采順序或斷層煤柱留設的支承應力分布及演化,而對斷層賦存條件下煤層不同采高支承應力演化規(guī)律的研究較少,研究逆斷層下盤不同采高下支承應力的演化規(guī)律,可以為留設斷層煤柱、頂板支護提供科學依據(jù)。因此,本文通過UDEC數(shù)值模擬分析,研究了逆斷層下盤工作面不同采高、留設不同斷層煤柱時采動支承壓力分布及其演化規(guī)律,研究結果對斷層附近支承應力演化及留設煤柱、頂板支護提供了參考依據(jù)。

1 UDEC數(shù)值模型建立

1.1 UDEC數(shù)值計算選擇依據(jù)

UDEC數(shù)值模擬軟件是一種處理不連續(xù)介質(zhì)的二維離散元數(shù)值計算程序,能夠用于模擬非連續(xù)介質(zhì)承受靜載或動載的響應,且允許塊體沿不連續(xù)面發(fā)生最大位移和轉動;在計算過程中能夠自動識別新的接觸面;相對于三維模擬軟件,在同等條件下,UDFC數(shù)值模擬劃分網(wǎng)格較少,計算速度快,因此,UDEC二維數(shù)值模擬能夠滿足研究的實際需要。

1.2 UDEC模型建立

根據(jù)研究需要,并考慮邊界效應,建立走向長度為360 m,高度為110 m的數(shù)值計算模型,模型分上盤、斷層和下盤三部分,模擬工作面開采煤層為近水平煤層,厚度分別為3 m、5 m和7 m,采用大采高一次采全厚綜采工藝;工作面埋深為800 m,左側切眼留設70 m煤柱,從下盤左端向逆斷層推進,其中逆斷層落差為5 m,斷層帶寬度為10 m,斷層傾角為30°。UDEC數(shù)值計算模型如圖1所示。

圖1 數(shù)值計算模型

根據(jù)現(xiàn)場地質(zhì)資料,煤層頂?shù)装宥酁樯皫r,依據(jù)巖石力學試驗和模擬經(jīng)驗,并考慮巖體富含節(jié)理和弱面,確定頂?shù)装鍘r層的物理力學參數(shù),而斷層帶巖層較破碎,巖石力學強度低,模擬參數(shù)較頂?shù)装鍘r層進行適當弱化。煤巖層物理力學參數(shù)見表1。

表1 煤巖層物理力學參數(shù)

1.3 數(shù)值計算邊界條件

計算模型上部為應力邊界,根據(jù)煤層埋深為800 m,補償上覆未模擬巖層,模型頂部補償垂直應力為21.12 MPa,左右兩側邊界施加水平應力25.4 MPa,地應力側壓系數(shù)為1.2。模型底部采用全約束條件,左右兩側為速度邊界條件,為X方向固定、Y方向自由的邊界條件。模型塊體本構關系為Mohr-Coulomb塑性模型,節(jié)理模型為接觸—庫侖滑移模型。

2 數(shù)值模擬結果及分析

工作面與斷層距離較遠時,受斷層影響較小,工作面支承應力呈現(xiàn)常規(guī)演化特征,研究意義較小。因此,在煤層上方直接頂10 m位置處設置一條應力監(jiān)測線,研究并分析下盤工作面向逆斷層推進且斷層煤柱寬度分別為50 m、40 m、30 m、 20 m和10 m時,在斷層影響下工作面采高分別為3 m、5 m和7 m時支承應力的演化規(guī)律,如圖2所示。

由圖2可知,采高為3 m、5 m和7 m時工作面在留設不同寬度斷層煤柱時切眼處支承應力峰值變化較小,均穩(wěn)定在60 MPa左右,支承應力影響范圍基本保持不變,采高對切眼處支承應力分布影響較小。

由圖2(a)可知,當逆斷層煤柱寬度為50 m時,3 m和5 m采高工作面支承應力峰值和應力影響范圍基本相同,應力峰值集中系數(shù)為2.73,表明3 m和5 m采高在斷層煤柱為50 m時支承應力影響差異較小;當采高增加至7 m時,工作面開采使上方覆巖縱向受影響范圍增大,使支承應力集中顯著,應力峰值明顯增大,應力峰值集中系數(shù)為3.14,支承應力影響范圍增加,且偏向于工作面煤壁側,表明7 m采高較3 m和5 m采高對支承應力有更明顯的影響。

圖2 不同斷層煤柱寬度時不同采高工作面支承應力分布

由圖2(b)和圖2(c)可知,當逆斷層煤柱為40 m、30 m時,由于逆斷層傾向工作面推進方向上采動影響誘使斷層帶松弛活化,使上盤覆巖載荷傳播受到影響,致使工作面支承應力有所降低。7 m采高工作面支承應力峰值系數(shù)逐漸減小為2.78,3 m采高工作面支承應力峰值集中系數(shù)由2.73逐漸降為2.36,5 m采高工作面支承應力峰值集中系數(shù)由2.73逐漸降為2.47,降低幅度相對7 m采高時小,表明此時傾向工作面推進方向的逆斷層帶松弛活化使支承應力峰值降低。

由圖2(d)可知,當逆斷層煤柱為20 m時,斷層受工作面采動影響使得支承應力升高,其中3 m、5 m采高工作面支承應力峰值集中系數(shù)分別增加至2.57、2.60,而7 m采高工作面支承應力增加幅度較大,應力峰值集中系數(shù)增加至3.04,此時斷層帶阻隔作用對支承應力分布產(chǎn)生明顯影響。

由圖2(e)可知,當逆斷層煤柱為10 m時,隨斷層煤柱持續(xù)減小,由于受斷層切割阻礙作用, 3 m、5 m和7 m采高工作面支承應力影響范圍均減小,且應力峰值距工作面煤壁距離也減小; 3 m、5 m采高工作面支承應力峰值集中系數(shù)又恢復到2.6,7 m采高工作面受斷層劇烈活化影響,支承應力峰值迅速增大至86.6 MPa,應力峰值集中系數(shù)達到3.9,此時工作面支承應力表現(xiàn)為斷層構造及煤柱支承應力疊加的結果。

綜上所述,隨斷層煤柱的減小,受逆斷層松弛活化及阻隔影響,不同采高工作面支承應力的影響范圍均不斷向煤壁縮小,且應力峰值位置距煤壁距離不斷減小;隨斷層煤柱寬度的減小,3 m、5 m采高工作面支承應力演化基本同步,變化幅度較小,而7 m采高工作面支承應力演化與3 m、5 m采高工作面有較大差異,應力變化幅度大。

為更加直觀的呈現(xiàn)出逆斷層對不同采高工作面開采支承應力影響,提取3 m、5 m和7 m采高工作面不同斷層煤柱寬度支承應力峰值,繪制出支承應力峰值隨斷層煤柱寬度減小的變化曲線,如圖3所示。

由圖3可知,受逆斷層影響,隨斷層煤柱寬度減小,3 m、5 m和7 m采高工作面支承應力峰值均呈現(xiàn)先減小后增大的變化趨勢。3 m、5 m采高工作面支承應力峰值變化幅度較小,變化趨勢較為平緩,而7 m采高工作面應力峰值總體大于3 m、5 m采高工作面,在逆斷層煤柱小于20 m時,逆斷層松弛活化及阻隔對工作面支承壓力產(chǎn)生顯著影響,支承應力峰值迅速增大。

圖3 不同斷層煤柱寬度與采高下工作面支承應力峰值變化

3 結論

(1)在下盤工作面向逆斷層推進的過程中,隨著斷層煤柱寬度的不斷減小,由于逆斷層松弛活化使上盤覆巖荷載的傳播受到影響,且受斷層阻隔作用與煤柱效應的影響,支承應力分布特征發(fā)生演化,其峰值呈現(xiàn)先減小后增大的變化趨勢,其明顯影響范圍不斷減小。斷層活化與阻隔作用對支承應力的影響較大,應及時加強工作面及回采巷道支護,減輕斷層采動應力對工作面煤壁及巷道的的影響。

(2)隨逆斷層煤柱的減小,下盤工作面3 m和 5 m采高的支承應力演化基本同步,支承應力分布相似;當煤層采高增大為7 m時,受斷層采動活化及煤柱的耦合作用,支承應力峰值較高,逆斷層影響下的采動影響更為強烈。

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Research on evolution law of bearing stress in working face with different mining height in reverse fault footwall

Xu Chuanwei,Jiang Jinquan,Wang Pu,Zhang Peipeng, Kong Peng,Zhang Guolong,Liu Xufeng
(State Key Laboratory of Mining Disaster Prevention and Control Co-founded by Shandong Province and the Ministry of Science and Technology,Shandong University of Science and Technology,Qingdao,Shandong 266590,China)

Taking the working face with different mining height in footwall of reverse fault as engineering background,the distribution characteristics and revolution law of bearing stress in footwall face with different mining height during advancing to the reverse fault were studied.The results showed that because of the barrier effect caused by reverse fault relaxation and activation, the distribution of bearing stress changed during the face advancing,the peak of bearing stress decreased first then increased,obvious influence range shrank.The bearing stress evolutions of footwall face with 3 m height and 5 m height were basically synchronous,and the distributions of bearing stress were similar;when the height of face increased to 7 m,the peak of bearing stress was higher and the mining influence was more intense under the influence of fault activation and coupling effect of coal pillar.In front of working face,the influence of reverse fault on bearing stress was greater,so strengthening the supporting in working face and roadway was necessary.

reverse fault,footwall face,different mining height,numerical simulation, bearing stress evolution

TD323

A

徐傳偉(1990-),男,山東新泰人,山東科技大學在讀研究生,從事礦山安全工程方面的研究。

(責任編輯 郭東芝)

國家自然基金(51574155),泰安市科技發(fā)展規(guī)劃(201560699)