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煤礦采空區穩定性分析與研究

2019-09-09 07:09:40安文偉
煤礦現代化 2019年6期
關鍵詞:因素

安文偉

(山西西山煤電股份有限公司西曲礦 ,山西 古交030200)

0 引 言

煤炭作為我國現階段主要的能源資源,對國民經濟的發展、經濟的高效快速增長具有重要的影響。現有的研究資料表明,我國煤炭資源儲存量豐富,在石化能源中占比高達94%[1]。雖然近年來其它新能源利用比率不斷提升,但在目前及今后一段時間內,煤炭仍將對國民經濟的發展起著極其重要作用[2-4]。在煤炭開采完成后,會出現許多空腔和空洞,形成規模不一的采空區。采空區的形成不僅對煤礦安全開采造成極大危險,也會對地面的建筑物、工程等造成潛在危害。因此,對煤礦采空區的準確探測,了解和掌握采空區及周邊的地質構造、巖層特征,確定采空區的深度大小、狀態等基本信息顯得尤為重要。

1 煤礦采空區的地質特征

煤礦采空區會對原有的地質結構產生影響,采空區地基原有的應力平衡被打破,由此引發采空區塌陷和持力層破壞等地質問題。煤炭采空區的類型可分為空洞型和塌陷型兩類[5],空洞型主要是由采煤過程中各種巷道的掘進形成的;塌陷型采空區主要是由于大面積的采煤引發的煤層及上覆巖層塌陷造成的,主要由三部分組成:沉降帶、裂隙帶、冒落帶。

圖1 采空區三帶結構圖

冒落帶上層通常為脆性巖,當下部煤礦開采完成后,脆性巖層發生塌落,回填到采空區域,形成冒落帶;裂隙帶位于冒落帶上部,巖層主要在脆性與塑性之間,當冒落帶發生崩落后,裂隙帶發生不完全塌落,主要是由于其橫向應力大于豎向應力,巖層發生大量變形,形成裂隙;沉降帶位于最上層,主要以塑性巖層為主,受下部巖層變化,沉降帶也發生了下沉,但沒有塌落,巖層性質沒有發生根本變化,其變形特點為下部變形大,范圍小;上部變形小,范圍大。

2 采空區穩定性分析與評價

2.1 采空區穩定性影響因素

影響采空區穩定性四大因素為[6-7]:地質因素、水文因素、環境因素和工程因素,造成采空區塌落的原因是上述因素的隨機共同作用結果。其中地質因素主要包括巖體結構、巖石性質以及巖石的RQD質量指標;水文因素主要對巖體產生力學作用和物理作用,它與巖體相互作用,在改變地下水自身物理、力學性質的同時改變了巖體的物理、化學及力學性質;環境因素主要包括相鄰采空區以及上覆松散堆積層的影響等;工程因素主要考慮采空區的埋藏深度和采空區面積的影響,一般情況下,采空區埋藏深度越深,頂板暴露面積越大,穩定就越差。

2.2 采空區頂板厚度的計算

采空區頂板承受著采空區上部所有載荷,因此采空區頂板穩定性對采空區穩定性具有重要作用。本文通過不同方法對采空區安全厚度的合理值進行分析。分析過程中頂板巖層密度取2.36g/cm3,單軸抗壓和抗拉強度分別為6.1MPa和0.34MPa,內摩擦角為36.5°,凝聚力為 0.6MPa,外部載荷q=0,安全系數K=1.5。

1)厚跨比法。

厚跨比法認為當采空區頂板厚度與頂板跨度的比值大于0.5時,即認為采空區頂板是安全的,得出計算公式如下:

式中:K為安全系數;W為采空區頂板的跨度,單位m;H為采空區頂板安全厚度,單位m。

2)載荷傳遞線交匯法。將頂板上方載荷簡化為一條與豎直方向呈30°-35°的傳遞線,通過與頂板與洞壁交點進行對比,若傳遞線在交點外側,則認為洞壁可以承受頂板上外載荷及巖石自重,頂板是安全的。頂板安全厚度計算公式為:

式中:θ為擴散角,去θ=32°;b為采空區跨度,單位為m;H為采空區頂板安全厚度,單位m。

3)普氏拱理論法。

此計算方法的前提是采空區在發生破壞前處于自然平衡狀態,上部巖體及外載荷全部由拱承擔,即采空區要形成自然壓力拱。為了形成自然壓力拱,采空區上方必須要有足夠厚度的穩定巖層,本次計算中取穩定巖層厚度等于壓力拱拱高厚度:

式中:Hy為壓力拱拱高,單位為m;Φ為內摩擦角,取φ=36.5°;h為采空區最大高度,取h=15m;b為采空區跨度一半,單位為m;f為頂板巖層強度系數為單軸抗拉強度,單位為MPa)。

4)K.B.佩魯涅伊特法。

在綜合考慮巖體強度、地質特征、采空區跨度、作業設備等因素的基礎上,根據疊加原理和獨立作用原則,根據頂板最大拉應力計算得安全厚度,其計算公式如下:

其中:H為采空區頂板安全厚度,單位m;K為安全系數;γ為頂板巖層容重,單位為kN/m3;采空區跨度,單位為m;σB為頂板強度極限;g為設備對頂板壓力,取g=0,單位為MPa;

5)結構力學梁理論法。

將采空區頂板兩端視為固定端,上部受巖層自重及外載荷作用,頂板按照受彎梁進行考慮,巖層抗拉強度作為控制指標,安全厚度的計算公式如下:

其中:H為采空區頂板安全厚度,單位m;γ為頂板巖層容重,單位為kN/m3;b為采空區跨度,單位為m;g為設備對頂板壓力,取g=0,單位為MPa;ln為采空區寬度,單位為m;σt為單軸極限抗拉應力,單位為kPa;

2.3 采空區穩定性分析

圖2 空區跨度與頂板安全厚度之間關系圖

根據上述不同方法計算得不同采空區跨度對應采空區頂板安全高度如圖2所示。

從圖2可以看出,五種計算方法計算結果較為一致,其中厚跨比法和載荷傳遞交匯法具有明顯的線性性質;結構力學梁理論法和K.B.佩魯涅特法考慮因素較多,兩者的曲線變化趨勢較為接近。

3 采空區數值模擬

根據現場實測數據,參照已有資料,選取地層物理參數主要值見表1。

表1 模擬地層主要物理參數表

本文通過采用三維離散單元法軟件FLAC3D建立采空區模型,在綜合考慮模型邊界效應的影響以及工作面各圍巖特性的基礎上,設置模型大小為長150m×寬10m×厚160m,取重力加速度g=9.81m/s2,該場地松散堆積物厚度約為70m,巖層厚度30m,煤層厚約26m;模型底邊界定位全約束邊界,上邊界定位自由邊界,地基自重應力為模型的初始應力,圖3所示為數值計算模型圖。

圖3 數值模擬計算模型圖

圖4 、圖5所示為采空區開挖后水平位移和垂直位移云圖,從圖可以發現,采空區在煤層開采完成后,采空區周邊發生了明顯變形,主要產生在采空區上部兩側及采空區兩端,采空區水平位移量最大值發生在其上部,位移量為2.82cm;在頂板發生沉降后,其豎向最大位移量達36.8cm。

圖6、圖7所示為采空區開挖后最大最小主應力圖,從圖可以發現,采空區底板由于在煤層開挖后出現上隆,而頂板在外載荷作用下下沉,使得主應力最大處發生在采空區角點處,應力集中較為明顯,并且以壓應力為主,最小值為-6.71×106Pa,最大主應力為-1.42×106Pa。

圖4 采空區開挖水平位移云圖

圖5 采空區開挖垂直位移云圖

圖6 采空區開挖最大主應力圖

圖7 采空區開挖最小主應力圖

4 結 語

本文通過對采空區形成機理進行研究,并用不同方法對采空區頂板安全厚度進行了分析計算,其中厚跨比法和載荷傳遞交匯法具有明顯的線性性質;結構力學梁理論法和K.B.佩魯涅特法因考慮因素較多,兩者的曲線變化趨勢較為接近,分析對比后提出了不同跨度對應的頂板厚度值。在應用FLAC3D數值模擬分析后發現,煤層采空區角點處應力集中較為明顯,并且以壓應力為主,通過仿真結果得出頂板最大位移量,從而為采空區穩定性的研究提供依據。

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