研究巷道的失稳机理和控制措施与保留煤柱和关闭矿井煤层

文摘

巷道围岩的变形和不稳定反映能量积累和释放的过程。揭示了巷道围岩的不稳定性,基于某矿山的工程地质条件,本文建立了非均匀叠加煤柱的应力模型,从能量积累和释放后地板的围岩巷道煤柱失败。下巷道的变形的本质揭示,并得出了以下的结论:(1)弹性应变能积累下煤柱巷道顶板和上不仅与煤层的物理性质,而且之间的距离煤柱和围岩崩落的高度和形状、埋深和保留煤柱宽度。(2)弹性应变能积累下煤柱巷道顶板和上诱导大位移的巷道开挖期间由于能量释放。(3)提出的“减压程度”和失败形态中用于识别区域岩石和煤,和两个分区模式具有较高的一致性。(4)窄煤柱的应力分布计算的部分。(5)基于分区和能量释放特征,提出以下控制因素对煤柱宽度和道路布局:煤柱(a),避免重叠或交叉的高峰值极限平衡区,确保足够的弹性区;(b)安排的巷道剪切滑移区b - 2或适度的减压区b - 2减少围岩弹性应变能的积累。

1。介绍

密集煤层(近距离煤层)在中国是很常见的(1,大部分是开采2),如在大同和Lianghuai和六盘水3- - - - - -6]。随着开采深度和强度的增加,不稳定引起的矿山巷道这一现象就更严重了。如果煤层之间的间隔是相对较小,巷道开挖和煤层开采可以不稳定,导致的失败上煤层煤柱和地板损坏,完整性和协调降低煤层顶板的破坏。由此产生的高压力或能量转移到较低的巷道煤柱的破坏和地板,导致不稳定和采矿巷道的变形。

目前,许多学者进行了大量的研究降低采矿巷道的变形和不稳定:徐et al。7)用数值模拟和理论分析研究的进化特征压力偏差在地板上一个支柱在上层煤层开采后,揭示了机械控制巷道围岩变形,提出了巷道控制措施,取得了良好的工程应用效果;Zhang et al。3),胡锦涛等。8张,et al。9),分别分析了煤柱的应力分布特征层开采上部煤层后,提出了压力变化速率系数,也被称为应力场变化速率系数,测量应力均匀性指数,并认为煤柱底板的应力分布显示显著的不均匀性,导致应力集中在采矿巷道的屋顶。高et al。10]发现,随着先进的煤炭的身体接近上覆煤柱,压力产生了重大影响围岩变形数值模拟和现场试验。高et al。11)用数值模拟来研究下回风巷道变形的复杂应力下上部采空区煤柱和保留煤柱和确定8 m能有效控制降低回风巷道的变形。Zhang et al。12)利用数值模拟和理论分析研究地面破坏深度和确定最优位置和布局的巷道。通过仿真,王et al。13)获得的弹性应变能积累在屋顶和上层煤柱将引起的不稳定和变形巷道由于能量释放,甚至可能导致一个动态的灾难时,降低煤层和岩体突然破坏。尽管上述研究成果极大地丰富了变形理论失败和巷道围岩的控制层,围岩变形的机制引起的非均匀压力叠加保留煤柱近距离煤层巷道尚不清楚。因此,提供科学决策和理论指导维护降低采矿巷道的稳定性,本文作者简化煤柱的叠加应力模型,考虑柱后的能量积累和释放机制失败,然后讨论理性建议保留煤柱的大小上煤层和采矿巷道的布置。

2。分析采空区下的巷道破坏特征的基础上

2.1。工程地质条件

1118年₁3矿业面临位于第二部分# 181煤层的矿井。埋藏深度是240米。煤层倾角范围从5°至12°,这对应于一个身体滑向接近水平的开采后的脸。罢工矿业面临的长度是817米,825米,倾斜的长度是82米,煤层厚度是2.0米到3.2米,平均厚度为2.6米。煤炭是相对困难的。偶尔有带状黄铁矿在中间和上部煤层的0到2层的煤矸石、大部分是棕色碳质泥岩或浅灰色泥岩。11173年和11175年矿业面临覆盖17 #煤层开采出来,和煤柱的宽度是8米。没有工程结构底层# 18煤层。道路布局,煤层的位置,和岩石性质的屋顶和地板图所示1。屋顶和地板煤层的层间的泥质细砂岩和泥岩,其他类型的细砂岩和泥岩,地板层间的泥质细砂岩和泥岩。巷道采用混合安排布局,和1118年之间的水平距离₁11173运输巷道运输巷道和大约是5米。这些道路的垂直距离的17 #煤层是6.5米到9.6米,平均8米的垂直距离。

1118年的形状₁3运输巷道是straight-walled半圆拱开挖尺寸4800毫米×800毫米(宽×底部高中心)。如图2、道路经历了明显的变形在开挖和采矿、失败和特定的变形特点如下:(1)巷道的变形和破坏发生在很长一段时间,和屋顶和地板的巷道严重变形;甚至当地塌顶已被观察到(2)许多结构元素已经被观察到的故障;例如,螺栓和固定电缆坏了,托盘和螺栓的身体分离,钢丝网和托盘已经被切断

2.2。失败的煤层深度的分析

地板的失败深度引起的煤矿通常是通过从土力学地基计算方法14- - - - - -16),根据塑性理论和矿山压力理论(17,18),基础的极限平衡区分为积极压力区,过渡区,和被动压力区,如图3。

2.2.1。积极压力区(带我′)

在哪里φ顶部和底部之间的摩擦角的煤层和被认为是38°。

2.2.2。过渡区(区域2′)

的CD曲线是一个对数螺线一个原点,螺旋方程(2)如下: 在哪里r在一个角度是螺旋的半径吗α来r₀与一个的起源和r₀的长度是交流或公元前。

2.2.3。被动应力区(区3′)

从几何关系图3方程(4)得到: 在哪里 。K′是应力集中系数,它是2.8;φ′煤层的摩擦角,是2.8;ξ三轴压力系数, ;P₁是支持煤炭方面的阻力,这是0.1 MPa;米煤层的厚度;c是煤层的凝聚力,这是0.8 MPa;和f之间的接触表面的摩擦系数是煤层的屋顶和地板,这是0.1。

让 ;地板的最大破坏深度可以获得:

用上面的参数方程(5),获得以下: 。计算结果表明,地板的故障范围已蔓延至煤层# 181由于# 17煤层的开采。

用上面的参数方程(5),获得以下表达式: 。也就是说,1118年的围岩₁3运输巷道不接受整形失败。

2.3。数值模型的建立

揭示围岩的应力分布规律的过程中地板的变形下的煤柱,作者以矿井的地质条件为工程背景,并使用有限差分软件FLAC3D软件建立数值模型的长度320米和200米的高度。考虑计算的及时性,相似或薄岩层合并。这里岩层的物理参数考虑如表所示1;模型的上表面是一个免费的边界,这是含有一个统一的垂直压应力,和这个边界的位移是固定的;本构模型采用莫尔-库仑本构模型。

煤层开采围岩应力状态的变化,和矿山压力与矿业的发展面临重新分配,不仅形成了应力集中在矿业脸上也将压力转移到地板上,导致一定范围内的变形和破坏的地板层(19]。因此,分析地板下的应力分布规律柱开采后的11173年和11175年矿业面临的研究中发挥着重要作用的运输巷道变形和破坏下# 18₁煤层。

仿真方案如下:首先,计算模型的初始平衡状态下给定的机械和位移边界条件;第二,挖掘11173年和11175年采矿道路;然后,挖掘11173年和11175年矿业面临反过来;最后,挖掘1118年₁3运输巷道。

2.4。地板和深度失败下巷道的特征

根据不同阶段的塑性区分布特征图4,如图4(一),当11173运输巷道和11175回风巷道煤层上方的完全挖掘,巷道顶板的失败高度约为2.2米,固体煤方面的失败的深度是2.2 m,煤柱的破坏深度2.1米,和地板的失败深度大约是2.6米。采矿巷道提出了一个对称的剪切破坏模式。如图4 (b)11173采工作面开采时,塑料失败区之间的煤柱道路失败的表面形式,它反映tension-shear失败。矿业的屋顶和地板的脸表现出剪切滑移失败;失败屋顶的高度和深度的地板是25米和28米,分别。地板的失败的深度是一样的23.66米的最大破坏深度计算方程(5失败),7.54米的深度在一定程度上在1118附近₁3角运输巷道α= 30°也基本相同。如数据所示4 (c)和4 (d)11175工作面,当开采和挖掘1118年₁3继续运输巷道,屋顶和地板的失败显示了明显的分区特征,也就是说,拉伸剪切破坏区,剪切滑移区b - 1,剪切滑移区b - 2,和临界拉伸剪切破坏区c .拉伸剪切破坏带的高度达到10米至11米,失败的高度剪切滑移区b - 1从90米到91米不等,和失败的深度剪切滑移区b - 2是稳定的,约28米。开挖后的1118年₁3运输巷道,广泛的拉伸剪切破坏发生在区域C,最初是临界状态的剪切滑移区b - 2。

根据不同阶段的垂直应力分布特征图的开采和挖掘5,如图5(一个)当11173运输巷道和11175回风巷道上部煤层的完全挖掘,应力集中发生在双方的采矿巷道。固体煤的最大应力方面大约是8 MPa,和应力集中系数是1.4。煤柱一侧的最大应力约为9.1 MPa,应力集中系数约为1.5。如图5 (b)11173采工作面开采时,最大应力在11173年的采矿的脸和固体煤的11175回风巷道是16 MPa,和应力集中系数为2.7,而最大应力的煤柱近18 MPa,和应力集中系数是3。如图5 (c)11175工作面,当开采出来,11173矿业面临的最大应力和11175回风巷道固体煤一起达到19 MPa,和应力集中系数达到3.2;当煤柱一侧的最大应力几乎是21 MPa,应力集中系数达到3.5。如图5 (d)开挖后的1118年₁3运输巷道,最大应力在11173工作面开采面临的和固体煤的11175回风巷道是近19 MPa,应力集中系数是3.2。与前一个阶段的采矿过程相比,双方的最大应力和应力集中系数不变,而最大应力的煤柱几乎是14.7 MPa和应力集中系数为2.45;因此,最大应力降低了近43%,应力集中系数减少了近23%。

直接表达采矿扰动引起的垂直应力分布,提出了“减压程度”的挖掘空间定性表达在不同的区域,也就是说,高压减压区(带)的应力集中,温和卸压区(区域b - 1和区域b - 2)压力适度集中,和一般卸压区(区域C)诱导压力低的地方。首先,比较围岩的塑性区图4 (b)与“减压”程度的分布在图5 (b)11173工作面,当开采压力平衡计算,“减压程度”区域的高度上煤层大约是28米,和深度的“减压”程度区低煤层(略低于上部煤层“减压程度”)约为29米,这是相同的失败高度上覆地层(25米)或地板的失败深度地层(28米)在图4 (b)。第二,数据5 (c)和5 (d)表明,当11175年矿业面临被开采出来,1118年₁3运输巷道被发掘,高压减压区(带)的高度范围从12米至13米,和温和的卸压区(区域b - 1)范围从85米至88米不等。而数据的结果4 (c)和4 (d)的高度拉伸剪切破坏区(带)和剪切滑移区(b - 2)(10米至11米和90米到91米,分别)(数据5 (c)和5 (d))是相同的,和塑料失败深度几乎是稳定的。最后,数据5 (c)和5 (d)显示的深度相同的数量级的围岩区b - 2不会改变,因为它没有达到其最终失败的力量。当1118年₁3运输巷道挖掘,“减压”程度的卸压区(区域C)再次增加由于改变前一个阶段的临界状态,和围岩压力是大幅转移到挖掘空间。

从上面的数据分析4和5,1118年₁3运输巷道布置在煤层煤柱下。原则上,它位于应力释放区。此外,根据方程(5),失败一定深度点沿着这个道路是7.54,和1118年₁3运输巷道不接受整形失败由采矿引起的。然而,相比之下,数字5 (c)和5 (d)开挖后的1118年₁3运输巷道,双方的最大应力和应力集中系数几乎保持不变,而在煤柱一侧的最大应力减小到14.7 MPa,应力集中系数降低到2.45。因此,塑料发生故障和压实;煤柱弹性的核心完全失去承载力,并且负载产生的围岩迅速转移到挖掘空间,这将导致巷道的围岩变形很厉害。

3所示。分析压力和能量进化

3.1。理论分析采空区煤柱的负载

的推进矿业的脸,采空区的暴露面积逐渐增加。当采矿面临进步屈服的极限跨度、屋顶将分离和断裂,最终填补采空区。然而,上覆荷载的完整的岩石将被转移到固体煤或煤柱的等效悬臂梁或板。钱等。18李],[20.),和刘21)表明,煤柱上的负载主要来自在采空区上覆岩层的重量。这部分的重量是上覆岩层重量的叠加在一个或双方的采空区,如图6。

在这种情况下,钱等。18)表明,一个平面问题被认为是代替空间问题,假设均匀覆盖岩石而不是复杂的岩石。没有考虑到在煤柱边缘的应力集中,总负载p在煤柱可以通过方程计算(6),单位长度和平均应力的煤柱可以表示由方程(7):

李(20.一侧)建议,如果煤层煤柱的开采,采空区宽度之间的关系D和开采深度H满足H>D·ctg/ 2,煤柱上的总负载可以通过方程(表示8),单位长度和平均应力可以表示由方程(9):

如果双方的煤层煤柱的开采,采空区宽度之间的关系D和开采深度H满足H>D·ctg/ 2,煤柱上的总负载可以通过方程(表示10),单位长度和平均应力的煤柱可以表示由方程(11):

刘(21一侧)建议,如果煤层煤柱的开采,煤柱上的总负载可以通过方程(表示12),单位长度和平均应力的煤柱可以表示由方程(13):

如果双方的煤层煤柱的开采,煤柱上的总负载可以通过方程(表示14),单位长度和平均应力的煤柱可以表示由方程(15): 在哪里p煤柱上的总负载;σ平均应力;K₁负荷系数;B煤柱的宽度;D采空区的宽度;H巷道的埋藏深度;δ是屈服空区覆岩的角;和γ覆岩的密度。

区域分析方法,只考虑应力场由于上覆岩层的重量,是用来计算负载22]。当开采宽度很小,基本的屋顶通常并不洞穴除了假屋顶和直接顶在采空区,和上面的负载挖掘宽度由煤柱承担。然后,负载p煤柱的可以通过方程计算(16);的开采宽度煤柱一侧较大,更多的屈服煤矸石形式,屋顶和地板的位移很大,屋顶是屈服煤矸石接触。当采空区 从煤柱,单位长度上的负荷煤矸石的采空区γH和线性分布沿开采深度,煤柱上的负载可以通过方程计算(17):

总之,许多学者不同意煤柱上的负载的计算方法。考虑到引用胡锦涛(220.3),当采空区H从煤柱,单位长度上的负荷煤矸石的采空区γH”,表明煤柱上的负载不仅包括上层煤柱的上覆岩层重量也一定距离的上覆岩层重量向采空区煤柱的边缘。因此,基于上述理论和公式,煤柱载荷的煤炭开采过程中包括负载煤柱上方的上覆岩层和上覆岩层在一定距离的边缘向采空区煤柱。优化后,煤柱的负荷计算图所示7煤柱的载荷公式,推导出如下。

如果一侧煤层煤柱的开采,煤柱载荷可以通过方程(表示18),单位长度和平均应力的煤柱可以表示由方程(19):

如果双方的煤层煤柱的开采,煤柱载荷可以通过方程(表示20.),煤柱的平均压力单位长度可以通过方程(表示21),之间的几何关系h和D由方程(表示22): 在哪里p或p′煤柱上的总负载;K₁是负载系数,它是由煤层的开采条件和深度;B煤柱的宽度;k是水平投影距离的重量的比值从侧面的采空区覆岩煤柱熊D/ 2;δ覆岩的崩落角是空白区域;和γ覆岩的密度。

3.2。分析变形分区和压力叠加

3.2.1之上。的一侧煤柱开采出来

考虑到钱的工作等。18),假设当一侧煤层煤柱的开采,它变形弹性,煤柱的垂直应力分布曲线如图1所示8:变弱指数的增加,采空区的边缘的距离。如曲线如图2所示8采矿引起的高应力下,煤柱的弹塑性变形区将向下的支柱;带我和二区破裂区和塑性区,分别,在极限平衡状态,形成了极限平衡区。

与采空区边缘的距离增加,煤柱的承载能力逐渐增加。因此,弹性区(区III),高于原岩应力,和原岩应力区(第四区),unmin,形成。

3.2.2。双方的煤柱开采出来

当煤层两边的小煤柱开采,采矿引起的支承压力扰动距离大于煤柱的宽度,中央负载急剧煤柱的叠加。在这个时候,垂直应力大致均匀分布阶段 ,和垂直应力曲线分布阶段和 ,导致一个长期的塑性流动区我(断裂带),二区(塑性区),第三区(弹性区与增加应力)煤柱。这导致失败和不稳定的煤柱,如图9。

3.3。半无限体的应力演化分析

许多学者用平均应力表达煤柱下点的负载,但是事实并非如此。如图10,垂直压力大约有一个均匀分布,可以简化为水平直线。然而,和显示曲线分布,可以近似简化为斜行。因此,煤柱上的负载应该计算部分。

均匀分布的压力简化如图11,被认为是一个弹性介质的地板上。基于弹性力学理论(23),一个公式提出了煤柱的应力(24许,et al。7和Zhang et al。9]。一个点的应力计算公式(x, y)附近的巷道围岩方程所示(23个)(25摄氏度): 在哪里K=K₀K₁,在这K₀是多个的平均应力和K′是应力集中系数。

根据弹性力学理论(23),线性部分和简化如图12,造成的应力分量小集中力量问′dξ和问”dξ′点(x, y)给出了半无限体在方程(24)(25摄氏度):

3.4。分析能量的积累和释放

假设一个煤岩体处于动态平衡状态,在相同的温度条件下,在表面。据张(24),当煤岩体受采矿活动或地质行动,积累的弹性应变能和其他能源煤和岩石的瞬间释放。因此,代表数学表达式如下: 在哪里U₀是一个函数的不同的耗散能量;U_一个是产生的弹性应变能的过程中岩石的稳定性;U_b新表面所产生的表面能;U_c动能;U_d辐射能的过程中稳定;U_e是能量消耗的煤岩体中生物活性;和U_f是未被发现的能源消耗。

根据节3.3,煤柱的应力分量可以通过叠加层巷道周围应力组件(25]。因此,应力分量的表达式(点x,y)如下:

不接受整形失败的巷道围岩煤柱下被认为是均匀和连续弹性体。根据胡克定律,围岩的应变分量点周围的地面道路可以获得如下:

此外,在煤岩体的能量释放导致煤和岩石的内部损伤和变形(13,24),弹性应变能的释放是煤和岩石的失败的主要原因。因此,只有煤产生的弹性应变能和岩体被认为是。根据弹性力学23)和方程(27了)(28 c),弹性应变能的表达产生的煤岩体在地上巷道周围点如下: 在哪里E和u分别是弹性模量和泊松比。

在平面问题,应力和变形组件是坐标的函数x和y。因此,U_一个也是一个坐标的函数x和y。更具体地说表达存储弹性体的应变能,需要积分U_一个在一定范围内(以Z的方向单位长度):

方程(29日)和(30.)可以结合方程(27了)(28 c)表明,弹性应变能的围岩巷道不仅有关物理参数(例如,E,u,γ)煤岩体也压力。此外,压力及其组件之间的距离密切相关煤柱和围岩在某种程度上,屈服的高度和形状、埋深、煤柱的宽度(包括其极限平衡区宽度和位置x_d′和x_d”)。因此,为了提供科学决策和理论指导维护降低采矿巷道的稳定性,基于上述分析,简单的控制因素,如煤柱宽度和道路布局可以调查确定巷道的最优位置。

4所示。煤柱的大小和位置的道路

4.1。合理煤柱尺寸

Yu et al。26)指出,当煤柱的支承压力超过煤的强度极限的身体,煤炭的身体在一个失败的国家,和下面的垂直压力减少最初的岩石压力,如图所示D在图5 (d)和带我的数据9和10。极限平衡区一个表达式如下: 在哪里x₀代表的极限平衡区宽度;米代表了煤层厚度、4米在这个例子;c是煤层的凝聚力,这是0.8 MPa;P_我是支持煤矸石的阻力,这是0.1 MPa;K′是应力集中系数是2.8;φ′是煤层的摩擦角,也就是27°;H巷道的埋藏深度,248;γ覆岩的密度,这是25 KN / m³;E的弹性模量是煤炭的身体,这是2.12的绩点;K_年代切向刚度的屋顶和地板之间的接口,这是平均绩点0.12 /米;和一个侧压力系数,是1.1。

用上面的参数方程(31日)(33), 可以获得。极限平衡区宽度煤柱两侧的 ,这表明在采空区煤柱整形失败。如图1,如果d′和d“交叉或重叠,没有弹性区,和煤柱的有效支撑区域是不够的。然后,集中应力和弹性应变能积累释放到挖掘空间,导致大量巷道的位移。

因此,根据推导的钱等。18),它可以得出煤柱的最小宽度如下:

用上面的参数方程(34), 可以获得。在采空区煤柱的宽度应该是16.56米,它提供了技术参考设置保留煤柱在随后的挖掘。

4.2。合理的巷道位置

如图5 (c)开挖前的1118年₁3运输巷道煤柱下的岩石在应力平衡状态;运输巷道挖掘后,压力重新分配,和能量平衡态是立即转移到采矿空间和释放达到新的动态平衡,如图5 (d)。然而,这个过程是无弹性,导致相当大的矿业空间围岩膨胀,导致围岩的塑性变形和失败。因此,为了降低围岩的弹性应变能积累(27),应优化巷道布置,避免应力集中区域或能源聚集区。据的分析部分2.4,道路应该安排在剪切滑移区b - 2,如图4 (c),即适度的减压区b - 2图5 (c)。具体的位置是由对数螺线,这与数值模拟的结果是一致的。当α大约是26°17 #煤层,在这个领域大量的弱结构形式由于开采,这将消散的能量的一部分。开挖后的1118年₁3运输巷道,巷道的围岩不会有很大的应力集中和能量积累。然而,围岩的完整性和连续性受损。因此,支撑结构或注浆改造(28,29日)应采用保持围岩的稳定性。

5。结论和未来前景

(1)中的弹性应变能积累煤柱巷道顶板和上不仅与煤层的物理性质也煤柱和围岩之间的距离,屈服的高度和形状、埋深和保留煤柱宽度。(2)能量释放的主要原因是煤岩体的失败。弹性应变能积累在煤柱巷道顶板和上诱发大位移的巷道开挖期间的能量的释放。(3)围岩的应力分布和破坏形态在矿业领域进行了研究,并提出“减压程度”和失败形态学用于岩石划分为不同的区域。这两个分区模式具有较高的一致性。(4)窄煤柱的应力分布计算分割。垂直应力在中间部分显示了一个均匀分布,可以近似简化为水平直线;极限平衡区两边显示曲线分布,大概可以简化为一个斜线。(5)基于分区特征和能量释放,下面的控制因素,如煤柱宽度和道路布局,提出:煤柱(a),避免重叠或交叉的高峰值极限平衡区,并确保足够的弹性区煤柱;(b)安排的巷道剪切滑移区b - 2或适度的减压区b - 2减少围岩的弹性应变能积累。(6)这种方法的缺点是:(a)只有积累和释放的能量被认为是二维状态;(b)的能量积累和释放和“减压程度”被认为只能定性,不能定量。深入研究中尺度[30.,31日将在后续研究中进行。

数据可用性

相关数据用于支持本研究的结果包括在本文和补充材料。

的利益冲突

作者宣称没有利益冲突有关的出版。

确认

作者想表达他们的感谢中国国家自然科学基金(批准号51574008)和中国贵州省的基础研究项目(批准号[2020]1 z047)。