林南倉礦極不充分開采寬度設計與數(shù)值模擬研究

李玉明，賈紅旭

(開灤(集團)有限責任公司 林南倉礦業(yè)分公司，河北 唐山 064100)

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林南倉礦極不充分開采寬度設計與數(shù)值模擬研究

李玉明，賈紅旭

(開灤(集團)有限責任公司 林南倉礦業(yè)分公司，河北 唐山 064100)

[摘要]針對林南倉礦-650m水平二采區(qū)村莊下條帶開采，采用FLAC3D數(shù)值模擬方法進行了模擬分析設計，分析了覆巖移動和破壞過程，認為在中硬互層型的巖層結構、極不充分開采條件下，在上覆巖層中形成了穩(wěn)定的拱型平衡結構，在平衡拱內(nèi)巖石破壞、垮落，在平衡拱外巖層彎曲變形。依據(jù)數(shù)值模擬結果，設計了林南倉礦極不充分開采方案，對煤柱穩(wěn)定性進行了分析，F(xiàn)LAC3D計算結果表明當煤柱寬度達到70m時，可以將兩個極不充分開采工作面隔離成相對獨立的開采工作面，能有效地控制地表的移動和變形。

[關鍵詞]極不充分開采條件；開采寬度設計；FLAC3D；數(shù)值模擬；條帶開采

林南倉礦-650水平二采區(qū)密集建筑群下深部壓煤開采包括11，12兩個可采煤層，第四系松散層厚度達210m，上覆巖層巖性較軟，開采深度大，涉及地面焦莊子、東六村和五村3個村莊，其開采條件復雜[1-2]。

林南倉礦近年來的開采深度亦越來越深，隨著采深的增大，小工作面開采由不充分逐漸進入極不充分階段。極不充分開采能夠減緩或者減輕對地表的影響，為“三下”開采提供了一個新的開采思路[3-4]。為研究開采寬度影響巖層移動和變形規(guī)律，為準確確定極不充分開采寬度提供依據(jù)，采用數(shù)值模擬方法是一個有效的途徑[5-8]。本文采用東北大學唐春安教授等開發(fā)的巖石破壞過程分析軟件FLAC3D對極不充分開采巖層的移動和破壞過程進行數(shù)值模擬計算。在數(shù)值模擬的基礎上，對覆巖結構破壞的過程進行了分析，最后依據(jù)數(shù)值模擬覆巖破壞的結論，設計了林南倉礦東六村、五村和焦莊子村下壓煤開采的采留寬。該方法為礦區(qū)極不充分開采寬度設計提供了新的方法和依據(jù)。

1覆巖破壞的數(shù)值模擬分析

1.1上覆巖層移動和破壞過程分析

模型選擇不同的開采寬度對上覆巖層的移動破壞過程進行模擬。各巖層的物理力學參數(shù)如表1所列，第四系松散層以均布載荷的形式作用在巖層之上。模型單元劃分尺寸為水平方向5m，垂直方向5m，采用長壁開采，工作面開切眼位置距模型邊界200m，模擬開采步距20m，分4步開采，逐漸擴大開采的寬度。

過程分析如下：

(1)隨開采寬度的增大，上覆巖層懸露，在上覆巖層載荷作用下，開始彎曲變形，當開采寬度達到40m時，上覆巖層破壞，垮落。

表1　數(shù)值模擬巖層的力學參數(shù)

(2)隨著開采寬度進一步擴大，當開采寬度達到60m時，在采空區(qū)中央上覆巖層破壞的高度增加到35m，上覆巖層的垮落形態(tài)為拱型。

(3)當開采寬度達到80m時，上覆巖層破壞的高度進一步增加，達到45m，上覆巖層在更高的高度形成新的拱形平衡。在平衡拱內(nèi)垮落巖石呈松散狀態(tài)。

(4)當開采寬度擴大到100m時，上覆巖層破壞的高度和范圍進一步擴大，拱的高度進一步增加。

通過以上模擬計算，對于中硬互層型的巖層結構，在極不充分開采條件下，上覆巖層的垮落形態(tài)近似橢圓拱型，即在上覆巖層中形成了穩(wěn)定的拱型平衡結構。在平衡拱內(nèi)巖石破壞、垮落，在平衡拱外巖層彎曲變形，上覆巖層破壞和垮落的高度隨開采寬度的增大而增大。

1.2煤柱的隔離作用

采用FLAC3D連續(xù)介質(zhì)有限差分程序?qū)r層內(nèi)部的應力分布狀態(tài)進行數(shù)值分析計算。

數(shù)值模擬假定開采兩個工作面，兩個工作面走向開采長度800m，傾斜開采寬度60m。假定兩個工作面間分別留設20m，50m，70m間隔煤柱，分析3種不同情況下，上覆巖層應力分布狀態(tài)。圖1、圖2和圖3分別給出了間隔煤柱為20m，50m和70m時，上覆巖層垂直應力的分布。

圖1　間隔煤柱20m時上覆巖層的應力分布

圖2　間隔煤柱50m時上覆巖層垂直應力分布

圖3　間隔煤柱70m時上覆巖層垂直應力分布

當兩個工作面之間留設20m的間隔煤柱時，上覆巖層垂直應力分布如圖1所示。與單采一個工作面相比在每個采空區(qū)上方垂直應力未能形成拱形平衡，在距開采煤層水平一定高度上，兩個工作面所形成的減壓區(qū)迅速聯(lián)成一個整體，并且這一減壓區(qū)一直發(fā)育到地表。由于在采空區(qū)上方不能形成應力平衡拱，有效地阻止上覆巖層的移動和變形。

如果將工作面之間的煤柱尺寸擴大到50m，在煤柱上方將形成很高的垂直應力集中區(qū)(圖2)，煤柱上方的集中應力等值線類似于橢圓形，這對煤柱的穩(wěn)定是極其不利的。在煤柱上方高應力集中區(qū)的兩側(cè)分別是兩個采空垂直應力的減壓區(qū)，在一定的高度上，兩個采空區(qū)的減壓區(qū)聯(lián)成一個整體，與煤柱為20m時相比，兩個工作面間隔煤柱為50m，采空區(qū)上方減壓區(qū)并未發(fā)育到地表，采空區(qū)上方減壓區(qū)的高度得到控制，在減壓區(qū)上方巖層內(nèi)部的垂直應力逐步接近原巖應力狀態(tài)。由采空區(qū)上方減壓區(qū)發(fā)育的形態(tài)和發(fā)育的高度可以說明此時地表的移動和變形將小于間隔煤柱為20m時地表的移動和變形，間隔煤柱對地表的移動和變形規(guī)律產(chǎn)生了一定的影響。

如果將兩個工作面間的間隔擴大到70m，上覆巖層內(nèi)部的垂直應力分布見圖3。從圖中可以看出，在煤柱上方所形成的集中應力為馬鞍形。

通過計算機數(shù)值模擬計算，當煤柱寬度達到70m時，可以將兩個極不充分開采工作面隔離成相對獨立的開采工作面，將有效地控制地表的移動和變形。

2極不充分開采采出寬度的確定方法

由計算機數(shù)值模擬可以看出，隨著開采尺寸的增大，直接頂首先彎曲變形并逐漸達到并超過自身的極限強度，該巖層首先斷裂并冒落，并在上覆巖層中形成平衡拱。隨著工作面的進一步推進，平衡拱不斷遭到破壞，上覆巖層冒落的高度不斷增加，并在更高的高度形成新的平衡拱。平衡拱外巖層隨拱內(nèi)巖層的冒落而彎曲下沉，并逐漸發(fā)展到地表，在地表形成下沉盆地。

對于中硬互層型結構的巖層，在采空區(qū)周圍平衡拱內(nèi)的巖石冒落，巖體破壞嚴重；在平衡拱外，上覆巖層逐漸由斷裂破壞而轉(zhuǎn)變成彎曲變形，由于各層之間巖性相差不大，巖性較軟，各巖層基本上是同步協(xié)調(diào)變形，上方的巖層是隨下方巖層的下沉而下沉，因此在各層之間很難形成離層裂縫。在采出空間逐層向上傳播過程中，影響范圍也逐漸擴大，采出空間向橫向逐漸展布，結果在地表形成的下沉盆地范圍要比采空區(qū)范圍大。

中硬互層型結構極不充分開采的開采寬度可以用公式(1)[9]計算：

(1)

式中，L為開采寬度；H為開采深度；q為地表的下沉率；k為巖石的碎脹系數(shù)；tanβ為主要影響角正切。

此時，由于開采空間只有50%傳播到地表，k值可取0.5。

3東六村、五村和焦莊子村下壓煤開采設計

3.1煤層工作面開采寬度的確定

利用極不充分開采進行建筑物下壓煤開采，工作面的開采寬度是影響地表移動和變形的主要因素，因此，工作面的開采寬度應滿足地表移動和變形的要求，最大開采寬度不應使地表的移動和變形所造成的地面建筑物損害超過規(guī)程規(guī)定的Ⅰ級采動損害。

由公式(1)可確定中硬巖層的極不充分開采的開采寬度：由林南倉礦實測資料，主要影響角正切tanβ=1.9，平均開采深度H=580m，k=0.5。根據(jù)地面建筑物抗變形的能力和開采厚度，取兩種允許地表下沉率進行分析。

方案一允許地表下沉率q=0.12，代入到上式可得極不充分開采的開采寬度：L=73m。

方案二允許地表的下沉率q=0.20，代入到上式可得極不充分開采的開采寬度：L=122m。

根據(jù)以上確定的極不充分開采的開采寬度，結合實際采寬條件設計如下兩種方案：

方案一采60m留70m方案，共布置3個開采工作面，留設2個隔離煤柱。

方案二采100m留120m方案，共布置2個工作面，留設1個隔離煤柱。圖4為各開采方案示意圖。

圖4　12煤層開采方案

比較方案一和方案二可知，方案二工作面的開采寬度由60m提高到100m，工作面的開采寬度加大，并少布置一個工作面，少掘進巷道1600m，從開采角度來說方案二優(yōu)于方案一。但是，由于方案二工作面開采寬度加大，采動程度增加，地表移動和變形也隨之增加，特別是林南倉礦松散層厚度達150m，屬于厚松散層下壓煤開采，根據(jù)實測資料，厚松散層下開采，地表的移動和變形較大，同時在地表往往伴隨非連續(xù)變形。

3.2保留煤柱的寬度和穩(wěn)定性

3.2.1煤柱強度與安全系數(shù)

根據(jù)A.H.Wilson(1972)假設，煤柱(有核區(qū)或無核區(qū))煤柱承載能力的計算公式如下：

3.2.1.1有核區(qū)寬煤柱(a>0.00984MH)

(1)方煤柱：

Lc=4γH(a2-9.84aMH×10-3+48.44M2H2×10-6)

式中，Lc為煤柱承載能力，kg；γ為覆巖平均容重，MN/m3；H為覆巖厚度，m；a為煤柱寬度，m；M為煤柱高度，m。

(2)長方煤柱：

Lc=4γH[(aL-4.92(a+L)MH×10-3+48.44M2H2×10-6)]

式中，L為煤柱長度，m。

(3)長煤柱：

Lc=4γHL(a-4.92MH×10-3)

3.2.1.2無核區(qū)窄煤柱(a<0.00984MH)

(1)方煤柱：

Lc=135γa3/M

(2)長方煤柱：

Lc=406γa2(L-(a+L)/2+a/3)/M

(3)長煤柱：

Lc=203γLa2/M

Wilson還指出：在一般采深時，煤柱寬度可取采深的12%，或取采深的10%外加9.1～13.7m，即

a=0.12H或a=0.1H+(9.1～13.7)(m)

3.2.2煤柱所承受的載荷

A.H.Wilson(1970)導出的煤柱載荷計算方法見圖5，公式如下：

(1)煤柱兩側(cè)采空區(qū)寬度b大于0.6H時：

P=γH(b+0.3H)L′

式中，L′為煤柱長度加兩端巷道寬度，m；P為煤柱荷載，MN；其他符號意義同前。

(2)煤柱兩側(cè)采空區(qū)寬度小于0.6H時：

若煤柱兩側(cè)采出寬度相同即：b1=b2=b，則簡化為：

圖5　Wilson 煤柱載荷計算方法

3.2.3煤柱安全系數(shù)

煤柱安全系數(shù)可以按下式計算：

f=Lc/S

取最大開采深度H=640m計算，每個煤柱的寬度均大于0.00984MH，因此，各煤柱均為有核區(qū)煤柱，計算結果見表2。設計極不充分開采工作面的開采的寬度小于0.6H，煤柱所承受的載荷見表2。

根據(jù)國內(nèi)外經(jīng)驗，按照A.H.Wilson計算公式計算煤柱強度，煤柱的安全系數(shù)在1.6以上時，煤柱是安全穩(wěn)定的，不會發(fā)生潰屈。由表2可以看出，本次設計煤柱的安全系數(shù)為1.9，因此，煤柱是安全的，不會破壞。

表2　12煤層開采煤柱強度與安全系數(shù)

3.3方案實施與實測分析

林南倉煤礦自2003年10月至2004年5月對2222工作面回采，回采走向長570m，傾斜60m；2224是2004年4月開采至2004年12月結束，回采走向長為620m，傾斜60m?；夭煞椒ú捎米呦蜷L壁后退式，一次采全厚綜合機械化輕型放頂煤，采高2.2m，放煤3.1m；頂板管理為全部跨落法。林南倉礦針對東二小采區(qū)地表地形設置地表觀測線。位置在2222工作面中心以東120m，方位N174°，傾斜方向總長1120m，共計54個測點。自2003年9月23日起觀測地表移動。觀測方法采用四等水準施測。2222回采結束后，地表最大下沉量為309mm；2224工作面單面回采結束后，地表最大下沉為695mm。見圖6。

圖6　2222，2224開采后實測地表下沉曲線

由2222和2224工作面地表移動觀測可知，地表下沉率為0.13，下沉系數(shù)0.15。與鄰近全采區(qū)域地表下沉相比，地表下沉量較小，下沉系數(shù)小，說明所設計條帶開采方案達到了控制地表下沉的效果。

實測數(shù)據(jù)表明采用數(shù)值模擬方法進行林南倉礦極不充分開采設計時是可行有效的。研究成果為林南倉礦建下開采設計提供了新的方法和途徑。

4結論

結合FLAC3D數(shù)值模擬軟件，對林南倉礦極不

充分開采條帶煤柱的穩(wěn)定性進行分析，依據(jù)數(shù)值試驗結果設計了條帶開采的方案，主要結論如下：

(1)應用FLAC3D有限元程序?qū)?2煤層不同開采寬度上覆巖層的移動破壞過程進行了數(shù)值模擬計算，認為采動程度是控制該采區(qū)地表移動和變形的主要因素，并給出了極不充分開采采出寬度的計算方法。

(2)設計了12煤層的條帶開采方案，確定12煤采寬60m，留寬70m的開采方案，實際應用驗證了方案的可行性。

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[責任編輯：李青]

Numerical Simulation and Mining Width Design of Extremely Inadequate Mining of Linnancang Coal Mine

LI Yu-ming1，JIA Hong-xu1

(1.Linnancang Mining Corporation，Kailuan(Group)Co.，Ltd.，Tangshan 063018，China)

Abstract：Strip mining was applied in the second mining area that under village at -650m level of Linnancang coal mine，numerical simulation analysis and design were done by numerical simulation method RFPA，overburden movement and broken process were analyzed，stable arch balance structure formed in overburden under medium harden interlayer rock structure and extremely inadequate mining condition，rock broken appeared in balance arch，rock bend deformation appeared out of balance arch.Mining method of extremely inadequate mining of Linnancang coal mine was put forward on the basis of numerical simulation，coal pillar stability was analyzed，the results of FLAC3Dsimulation showed that two extremely inadequate mining working faces would be isolated to a relative independence working face，when coal pillar width was 70m，then surface movement and deformation could be controlled effectively.

Key words：extremely inadequate mining；mining width design；FLAC3D；numerical simulation；strip mining

[收稿日期]2015-08-19

[基金項目]國家自然科學基金資助項目(51404272)

[作者簡介]李玉明(1965-)，男，河北玉田人，工程碩士，高級工程師，礦長，主要從事煤礦管理及開采沉陷的工作。

[中圖分類號]TD214.2

[文獻標識碼]A

[文章編號]1006-6225(2016)02-0069-04

[DOI]10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2016.02.019

[引用格式]李玉明，賈紅旭.林南倉礦極不充分開采寬度設計與數(shù)值模擬研究[J].煤礦開采，2016，21(2)：69-72，117.