深部超大断面分选硐室群布置方式优化研究

刘学生1,2,王 新2,谭云亮1,2,PUREV Lkhamsuren3,宋世琳1

(1.山东科技大学 能源与矿业工程学院,山东 青岛 266590;2.山东科技大学 山东省矿山灾害预防控制省部共建国家重点实验室培育基地,山东 青岛 266590;3.蒙古科技大学 地质与采矿学院,蒙古国 乌兰巴托 120646)

摘 要:为满足井下分选和就地充填要求,井下往往需要密集布置多条硐室,其布置方式对硐室群围岩控制影响重大,是硐室群设计的重要内容。以新巨龙煤矿-800 m水平煤矸分离硐室群为背景,采用理论分析、数值模拟和现场监测相结合,较系统地探讨了硐室群围岩稳定性影响因素,并运用FLAC3D软件建立数值计算模型,获得了不同布置方式时硐室间距对围岩变形破坏影响规律。随着硐室间距增大,相邻硐室围岩相互影响逐渐减小,同层位布置时最优间距约为15 m,错层位布置时约为18 m。采取同层位布置且硐室间距为15 m时,围岩应力集中区域主要位于硐室交叉处,应力峰值为35 MPa,围岩最大变形量为43 mm,塑性破坏区宽度约为5 m,硐室间存在约5 m见方的弹性承载岩柱。现场工程中4条硐室采用同层位“井字型”布置方式,间距为15~89 m,实践表明:硐室群围岩变形主要集中在硐室成型初期,且以硐室中部变形最大,约为26 mm,围岩整体稳定性好。研究成果可为深埋硐室群布置方式设计及参数优化等提供参考。

关键词:超大断面;硐室群;硐室布置;深部围岩;高应力

0 引 言

近年我国矿井开采深度不断增大,开采、运输、排水和供电等设备越来越大型化、集中化、智能化,组装和安置这些设备通常需要在大型硐室群中进行[1],相比于浅部较小断面硐室群,深部超大断面硐室群的开挖与维护变得更加困难,硐室群的布置方式对其围岩稳定有着重要的影响。相邻硐室引起的应力集中相互叠加,往往是造成围岩破坏失稳的主要因素。

国内外学者围绕硐室群稳定性及合理硐室群布置方式,已开展了较多相关研究工作。关于硐室群稳定性,杨仁树等[2]研究了复杂岩层巷道交叉点区域围岩的变形破裂规律,认为该类硐室支护重点是硐室之间煤柱和底板;林惠立等[3]认为硐室群破坏原因主要是高地应力、地质构造复杂、膨胀型黏土矿物和应力集中;杨计先[4]提出漳村煤矿井底巷道硐室变形破坏的机理是由于密集开挖引起的应力集中和频繁扰动,相邻硐室之间相互影响,加剧了硐室群的破坏;刘学生等[5]采用相似材料实验方法,获得了深部超大断面“品”字形硐室群围岩变形及破裂演化规律;信长瑜[6]探讨了采深、断层构造、泵房硐室群特殊布置结构对硐室群围岩稳定性的影响;朱成等[7]探讨了围岩内最大主应力峰值区的时空演化规律,提出塑性区发育范围判定与围岩稳定性综合评价的方法。在硐室群布置方式方面,何满潮等[8]提出了深部软岩泵房硐室群集约化设计技术;路增祥[9]以塑性区扩展贯通、关键点位移和应力曲线斜率突变为判据,确定了硐室群阶梯布置安全间距;闫长斌[10]将硐室群布置方式归结为竖向排列、水平排列、斜向排列和混合排列4种类型。

然而,现有研究主要集中在硐室群支护方面,关于深部高应力条件硐室群布置方式还不完善,硐室群设计的难点在硐室间距的确定,间距太小则会受相邻硐室开挖的影响过大,应力分布较复杂,往往会产生应力集中,影响围岩稳定,太大则会增大工程量,使工程成本增加。笔者以新巨龙煤矿-800 m水平煤矸分离硐室群为背景,研究同层位和错层位布置时不同间距硐室群围岩应力、变形及塑性区演化规律,确定硐室群最优布置方式及间距,并进行数值模拟验证,现场实践获得了满意效果。

1 硐室群稳定性影响因素

根据硐室群所处地质环境及围岩自身特征等综合分析,获得影响硐室群稳定的因素主要有以下几个方面:

1)应力环境。深部高地应力是影响硐室群稳定的主要因素。硐室开挖后,围岩应力重新分布,应力环境由单一变得复杂,切向应力在顶底角出现局部集中现象,深部硐室受高地应力特别是水平应力的影响[11-13],还存在较强的构造应力、膨胀应力和工程偏应力[14]。同时相邻硐室的开挖使硐室处于动静载荷叠加的应力环境中。

2)硐室群布置方式。硐室群布置方式的研究十分重要,相邻硐室之间最小安全间距影响着整个硐室群的结构稳定[15]。错层位布置时,水平间距比垂直间距对围岩影响更大,应适当增加水平间距,以提高围岩稳定性。交叉硐室顶底板变形量随着角度的增大而减小,两帮变形量随着交叉角度的增大而增大,因此确定交叉硐室合理角度对围岩变形量有着重要影响[16]

3)开挖顺序及采动。在对硐室群巷道施工时,若先施工大跨度巷道,在高应力下巷道容易失稳,若先施工小跨度巷道,由于卸载作用,当施工大跨度巷道时就会比较稳定。受工程采动的影响,硐室容易在边墙和顶底角处产生应力集中,并且应力集中程度随着硐室高度增加而增加[17]

4)围岩性质及裂隙发育。硐室群稳定性受围岩性质影响较大,围岩强度较低的硐室承载能力较低,在硐室周边复杂应力作用下,围岩变形破坏、完整性进一步降低,围岩发生较大变形。当硐室围岩中存在着大量的宏观裂隙和围观裂隙,在采动影响下,裂隙进一步发育,甚至彼此贯通,使围岩发生不同程度的破坏,影响硐室群整体稳定性[18]

5)水和温度。围岩吸水膨胀不均匀,在内部产生了不均匀的应力,使内部产生大量的孔隙,破坏了初始的致密结构,膨胀性软岩吸水后破坏更为剧烈。同时,温度对岩石性质也会有较大影响,实测表明:岩层越往深部温度越高,大约每下降100 m,温度上升6 ℃,随着温度的升高,硐室围岩的弹性模量、变形模量和强度均有所下降。

2 工程概况

新巨龙煤矿一采南翼煤矸分离系统硐室群,由筛分破碎硐室、煤泥水澄清硐室、筛分产品转运硐室和重介浅槽排矸硐室4条主要硐室组成,用以煤矸分离、转运、煤泥水澄清和排运矸石。硐室平均埋深748.1 m,东为北区回风大巷,西为1301N改造巷,南为一采区保护煤柱,北为一采回风上山。硐室断面尺寸大,断面面积为58~110 m2,围岩以细砂岩、中砂岩和粉砂岩为主,垂直裂隙比较发育,岩层柱状如图1所示。

图1 岩层柱状
Fig.1 Columnar diagram of rock formations

布置4条主要硐室时,首先要保证硐室群的长久稳定,躲避区域地质构造,其次要考虑各硐室的功能配合:原煤从筛分破碎硐室,经过筛分转运巷道,进入浅槽排矸硐室,精煤、矸石分别从相应转运巷道运出,另外还要解决补介运输巷道平交穿过筛分破碎硐室的问题。此外,要尽可能减小硐室群工程量,减少工程成本。因此,筛分破碎硐室与浅槽排矸硐室平行布置,中间与筛分转运硐室垂直连接,煤泥水加介硐室要与浅槽排矸硐室连接。为降低工程量,应研究硐室之间合理间距,在保证硐室群稳定的基础上缩小硐室间距。

3 硐室群层位及间距确定

3.1 模型建立

根据前述地质条件介绍,建立数值计算模型,模型尺寸为100 m×100 m×100 m(长×宽×高),采用四面体网格划分,共划分100万个单元和101.7万个节点。假设模型中岩体符合Mohr-Coulomb准则,详细物理力学参数见表1。模型四周施加水平位移约束,底部施加垂直边界固定,顶部为应力约束。根据硐室埋深估算,模型顶部未模拟的上覆岩层,通过施加20 MPa均布载荷来近似模拟。根据地应力实测结果,侧压系数取1.2。

表1 岩体物理力学参数
Table 1 Physical and mechanical parameters of rock mass

岩性岩体密度/(kg·m-3)体积模量K/GPa剪切模量G/GPa内摩擦角φ/(°)黏聚力C/MPa抗拉强度σt/MPa细砂岩2 6303.913.0332.02.503.15粉砂岩2 5407.825.6922.59.214.15中砂岩2 5806.823.6924.58.075.15泥岩2 2102.521.7226.01.551.58

3.2 模拟方案

为了研究硐室群布置方式对其围岩稳定性影响,制定了2个数值模拟方案。

方案1:同层位布置,设置2条硐室,布置在同一层位,硐室间距分别设置10、12、15、18 m,研究相邻硐室的最优间距。

方案2:错层位布置,同样设置2条硐室,布置在不同层位,硐室垂直间距为20 m,水平间距分别设置为0、6、12、18 m,研究不同层位时硐室的最优错距。

3.3 结果及分析

3.3.1 方案1结果分析

同一层位不同间距布置时,硐室围岩应力、位移及塑性区变化如图2—图4所示。

图2 同层位不同间距围岩垂直应力分布
Fig.2 Vertical stress distribution of surrounding rock with different spacings in same layer

图3 同层位不同间距围岩位移
Fig.3 Displacement cloud map of surrounding rock at different intervals in same layer

图4 同层位不同间距围岩塑性区分布
Fig.4 Distribution of plastic zones in surrounding rocks with different spacings in same layer

由图2可知,硐室开挖后,在硐室两侧均出现了一定范围的应力集中区域。硐室间距为10 m时,在硐室中间岩柱的中心,由于两硐室应力区叠加,最大垂直应力值达到了28 MPa,比另一侧高约26%。硐室间距增大为12 m时,最大垂直应力仍在岩柱中心位置,但最大垂直应力降到了27 MPa。硐室间距增大到15 m时,两硐室间岩柱出现了2个应力峰值区,说明岩柱中间出现了一定范围的弹性核区,最大垂直应力降到了25 MPa,比间距12 m时降低了8%。硐室间距增大到18 m时,岩柱处仍为两个应力峰值区,且峰值距离比间距15 m时更大,说明弹性核区范围增大,但最大垂直应力仍为25 MPa。

由图3可知,硐室变形以两帮变形为主,非岩柱侧帮比岩柱侧帮变形量更大。间距10 m时,两硐室的位移场在中间岩柱有一部分叠加,岩柱变形为50 mm,硐室非岩柱侧帮位移为45 mm。间距增大到12 m时,位移场在中间岩柱叠加范围缩小,岩柱变形减小到43 mm,比间距10 m时减小了16%,此时非岩柱侧帮位移减小到了24 mm。硐室间距增大为15 m时,位移场在中间岩柱仅有少部分叠加,岩柱变形量减小到了22 mm,顶底板位移为22 mm。当间距增大到18 m时,两硐室位移场不再叠加,岩柱中心不变形,围岩变形量略微小于间距15 m时变形量。

由图4可知,围岩塑性区主要在硐室两帮及顶底角处发育,呈椭圆形。硐室间距10 m时,两硐室塑性区在中间岩柱完全贯通,在另一侧深度为5 m,顶底板塑性区深度为6 m。间距增大到12 m时,围岩塑性区主要发育位置没有变化,硐室中间岩柱塑性区部分贯通。间距增加到15 m时,塑性区范围减小,两硐室在中间岩柱塑性区不贯通,深度减小为4 m。间距增加到18 m时,塑性区没有贯通趋势,硐室两侧塑性区范围相同,深度均为4 m,顶底板塑性区深度与间距15 m一致。

综上可知,此条件下两硐室最优间距可取为15 m,继续增大间距对硐室围岩应力、变形及塑性区发育影响较小。

3.3.2 方案2结果分析

错层位布置时,不同间距硐室围岩应力、变形及破坏情况如图5—图7所示。

图5 错层位不同水平间距围岩垂直应力
Fig.5 Vertical stresses of surrounding rocks at different horizontal intervals in dislocation

图6 错层位不同水平间距围岩位移
Fig.6 Displacement cloud map of surrounding rock at different horizontal intervals in dislocation

图7 错层位不同水平间距围岩塑性区分布
Fig.7 Distribution of plastic zone of surrounding rock with different horizontal spacing in dislocation

由图5可知,硐室开挖后,在硐室两帮均出现了一定范围的应力集中区,而两硐室间隔岩层中应力出现明显降低。

水平间距为0时,最大垂直应力达到了25 MPa,位于上部硐室两帮岩层;间隔岩层中应力最大仅为15 MPa左右。间距增大到6 m时,上下硐室两帮仍然是应力集中区,但出现了不对称分布的现象,上部硐室左帮和下部硐室右帮应力集中最大,约为22.5 MPa,两相邻帮约为20 MPa。间距增大为12 m时,应力集中情况与间距6 m时基本一致,间隔岩层中应力降低程度减小,最大应力约为15 MPa。间距增大到18 m时,上下硐室两帮应力集中区趋于对称分布,间隔岩层中应力降低程度进一步减小,最大应力仍为15 MPa。

由图6可知,两硐室开挖后顶底板和两帮均产生一定的变形,且两帮变形影响范围比顶底板大,变形量为36~50 mm。水平间距0~6 m时,两硐室的位移场在硐室中间有一部分重合,呈“8”字形,间隔岩层变形较严重,随着水平间距的增大,变形范围和变形量均逐渐减小。间距大于12 m时,硐室围岩位移场不再重合,相邻对角处岩层几乎不变形,硐室围岩变形量基本不发生改变。

由图7可知,硐室围岩塑性区主要在两帮和顶底角处发育,整体呈现椭圆形。硐室水平间距0时,塑性区在硐室之间深度较大,为6 m,两帮深度为4 m。

间距增大到6 m时,塑性区在两硐室相对的顶底角处较深,围岩破坏程度比较大,说明错层位硐室群相邻对角处更容易发生破坏。间距增大到12 m时,顶底板处塑性区深度减小至5 m,破坏速度变慢,两帮塑性区深度变化不大,为4 m。硐室间距增大到18 m时,硐室相对顶底角处塑性区减小,围岩破坏区基本稳定。

综上可知,此条件下错层位布置时,硐室最优间距为18 m,继续增大间距对硐室围岩应力、变形及塑性区发育影响较小。

4 硐室群实施方案及工程验证

4.1 现场实施方案

煤矸分离系统功能是分离煤与矸石并澄清煤泥水,需要4条相互连接的硐室,因此硐室群设计为井字型布置方式。

同层位布置方式优点是施工简单、工程成本低,行人运输方便,缺点是相邻巷道影响大,应力环境复杂,围岩变形大。错层位布置方式优点是降低了相邻巷道的影响,减小了应力集中程度,缺点是施工较困难、工程成本高,行人、运输不方便。通过方案1和方案2可知,与同层位布置相比,错层位布置围岩应力、位移和塑性区相差不大,且布置连接硐室时,倾角达48°,施工较困难、工程成本高,行人、运输不方便,因此硐室群应采取同层位布置,且为保证硐室群整体稳定,相邻硐室间距至少应为15 m。

为此建立4条硐室井字型布置的数值计算模型,间距取15 m,支护采取锚杆索协同支护[8],计算结果如图8所示。

图8 井字型布置模拟结果
Fig.8 Layout analysis diagram of well-shaped

由图8可知,采取井字型布置时,相邻硐室岩柱及交叉区域处产生较大应力集中,且呈对称分布,最大垂直应力达33 MPa;平行硐室之间出现了2个应力峰值,说明具有一定范围的弹性核区。硐室围岩变形整体不大,以两帮为主,靠近中心岩柱一侧围岩变形量比另一侧大,约为37 mm,硐室交叉处围岩位移量为24 mm。围岩塑性区发育比较均匀,两帮塑性区深度为5 m,比顶底板塑性区深20%,但在中间岩柱处不贯通,具有一定范围的弹性核区,围岩能够保持稳定。

4.2 现场实践验证

以数值模拟结果为参考,考虑围岩应力演化规律、位移场分布特征和塑性区分布特征,结合地质条件、硐室功能要求和成本等因素综合考虑,得出新巨龙煤矿一采南翼煤矸分离系统硐室群布置方式为:筛分破碎硐室和重介浅槽排矸硐室平行布置,间距为89 m,煤泥水澄清硐室与筛分产品转运硐室呈74°角度交叉平行,间距为15~40 m。

为掌握分离硐室群围岩变形情况,硐室永久支护完成后就进行硐室两帮和顶底板位移量测量、松动圈范围测试和锚索应计测试,部分监测结果如图9—图11所示。

图9 围岩变形监测结果
Fig.9 Monitoring results of surrounding rock deformation

图10 松动圈测试范围结果
Fig.10 Test range result of loose ring

图11 锚索测力结果
Fig.11 Force measurement result of anchor cable

由图9可知,硐室群围岩变形呈现出先增大后保持不变的规律。永久支护完成后约20 d内,硐室变形量梯度比较大,超过20 d,围岩变形量达到最大,其中顶底板移近量约为18 mm,两帮移近量约为26 mm。由图10可知,围岩波速随着深入围岩距离增大,呈现先增大后保持基本不变的规律,表明围岩松动圈范围约为3 m。由图11可知,永久支护完成后20 d内,锚索锚固力呈增大趋势,约增大5 kN,超过20 d后,锚索锚固力基本保持稳定,约为86 kN,说明硐室围岩逐渐趋于稳定。综合以上测试结果,该布置方案下硐室群围岩稳定性良好。

截止目前,硐室群已服务6 a,围岩变形量基本保持不变,整体稳定性好,表面无明显的裂隙裂纹等产生,现场照片如图12所示。

图12 硐室现场观察情况
Fig.12 On-site observation of the chamber

5 结 论

1)探讨了深部超大断面硐室群围岩稳定性的主要影响因素及响应规律,从地质条件、功能需求、围岩稳定性和成本等方面,给出了新巨龙煤矿一采南翼煤矸分离系统4条超大断面硐室群的布置设计要求。

2)获得了同层位和错层位布置时不同间距下硐室围岩变形破坏规律,随着间距增大,相邻硐室岩柱从贯通破坏发展为存在一定范围弹性核区,稳定性显著提高,相邻硐室围岩相互影响逐渐减小,同层位布置时最优间距约为15 m,错层位布置时约为18 m。

3)与同层位布置相比,错层位布置具有倾斜联络巷施工成本高、运输行人不方便等缺点,确定新巨龙煤矿一采区煤矸分离系统硐室群采用同层位井字型布置方式,相邻硐室间距为15~89 m。目前硐室群已建成服务6 a左右,围岩变形量约为26 mm,硐室群整体稳定性良好,可为类似硐室群布置方式选择提供参考。

参考文献(References):

[1] 谭云亮,范德源,刘学生,等.煤矿超大断面硐室判别方法及其工程特征[J].采矿与安全工程学报, 2020,37(1): 23-31.

TAN Yunliang,FAN Deyuan,LIU Xuesheng,et al.Discrimination method and engineering characteristics of super large section chamber in coal mine[J].Journal of Mining and Safety Engineering,2020,37(1): 23-31.

[2] 杨仁树,薛华俊,郭东明,等.复杂岩层大断面硐室群围岩破坏机理及控制[J].煤炭学报,2015,40(10): 2234-2242.

YANG Renshu,XUE Huajun,GUO Dongming,et al.Failure mechanism of surrounding rock of large section chambers in complex rock forma-tions and its control[J].Journal of China Coal Society,2015,40(10): 2234-2242.

[3] 林惠立,石永奎.深部构造复杂区大断面硐室群围岩稳定性模拟分析[J].煤炭学报,2011,36(10): 1619-1623.

LIN Huili,SHI Yongkui.Simulation on stability of surrounding rock of large section chambers in deep structural complex areas[J].Journal of China Coal Society,2011,36(10): 1619-1623.

[4] 杨计先.井底巷道硐室群破坏机理及综合加固技术研究[J].煤炭科学技术,2019,47(4): 69-77.

YANG Jixian.Study on failure mechanism and comprehensive strengthening technology of roadways and chambers group at shaft bottom[J].Coal Science and Technology,2019,47(4): 69-77.

[5] 刘学生,宋世琳,范德源,等.深部超大断面硐室群围岩变形破裂演化规律试验研究[J].采矿与安全工程学报,2020,37(1): 40-49.

LIU Xuesheng,SONG Shilin,FAN Deyuan,et al.Experimental study on deformation and failure evolution of surrounding rock for deep super-large section chamber group [J].Journal of Mining and Safety Engineering,2020,37(1): 40-49.

[6] 信长瑜,高 飞,宋浬永,等.深部复杂条件下泵房硐室群两强稳定型控制技术[J].煤炭科学技术,2015,43(8): 23-28.

XIN Changyu,GAO Fei,SONG Liyong,et al.Two strong stability control technology of pump chamber group under deep and complicated conditions [J].Coal Science and Technology,2015,43(8): 23-28.

[7] 朱 成,袁 永,袁超峰,等.深部大断面巷硐围岩稳定性评价与布置方式研究[J].采矿与安全工程学报,2020,37(1): 11-22.

ZHU Cheng,YUAN Yong,YUAN Chaofeng,et al.Stability evaluation and layout of surrounding rock in deep large section tunnel [J].Journal of Mining and Safety Engineering,2020,37(1): 11-22.

[8] 张国锋,何满潮,孙晓明,等.深部矿井泵房硐室变形破坏原因及稳定控制方法[J].煤炭工程,2011,43(3): 67-70.

ZHANG Guofeng,HE Manchao,SUN Xiaoming,et al.Deformation failure cause and stability control methods pumping chamber in deep mine[J].Coal Engineering,2011,43(3): 67-70.

[9] 张 杰,路增祥,杨宇江.张家湾铁矿超大断面硐室群阶梯形布置安全间距的确定[J].金属矿山,2017(9): 191-196.

ZHANG Jie,LU Zengxiang,YANG Yujiang.Determination of the safety spacing of the stepped layout of the super large section chamber group in Zhangjiawan Iron Mine[J].Metal Mine,2017(9): 191-196.

[10] 闫长斌,徐国元.竖向排列地下硐室群动力稳定性的数值模拟分析[J].中南大学学报(自然科学版),2006(3): 593-599.

YAN Changbin,XU Guoyuan.Numerical simulation analysis on stability of vertically arranged underground chambers under dynamic load[J].Journal of Central South University (Natural Science Edition),2006(3): 593-599.

[11] 李来源,林惠立,魏夕合.深部硐室围岩破坏原因与稳定性控制技术[J].矿业安全与环保,2011,38(6): 25-27,30,102.

LI Yuan,LIN Huili,WEI Xihe.Causes of failure of surrounding rock in deep chambers and stability control technology[J].Mining Safety and Environmental Protection,2011,38(6): 25-27,30,102.

[12] 王正胜,李建忠,林 健,等.深部高应力富水黏土软岩大巷底鼓机理及控制技术[J].煤炭科学技术,2021,49(7):71-78.

WANG Zhengsheng, LI Jianzhong, LIN Jian,et al.Mechanism and control technology of floor heave in deep high-stress water-rich clay soft rock roadway[J].Coal Science and Technology,2021,49(7):71-78.

[13] 袁超峰.深部大断面硐室群围岩稳定性控制研究[D].徐州:中国矿业大学,2020.

YUAN Chaofeng.Study on stability control of surrounding rock of deep large section chamber[D].Xuzhou:China University of Mining and Technology,2020.

[14] 孙晓明,王 冬,缪澄宇,等.南屯煤矿深部泵房硐室群动压失稳机理及控制对策[J].煤炭学报,2015,40(10): 2303-2312.

SUN Xiaoming,WANG Dong,MIAO Chengyu,et al.Research on dynamic pressure instability mechanism and control counterm-easure of deep pump room and chamber group in Nantun Coal Mine[J].Journal of China Coal Society,2015,40(10): 2303-2312.

[15] 王其洲,谢文兵,荆升国,等.构造复杂区硐室群围岩失稳机理及控制技术研究[J].采矿与安全工程学报,2014,31(2): 263-269.

WANG Qizhou,XIE Wenbing,JING Shengguo,et al.Instability mechanism and control technology of chamber group surrounding rock in complex structural area[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2014,31(2): 263-269.

[16] 邱鹏奇,宁建国,王俊,等.近距离空间交叉巷道围岩稳定性研究[J].煤炭技术,2017,36(12): 47-50.

QIU Pengqi,NING Jianguo,WANG Jun,et al.Study on stability of surrounding rock in close range cross roadway[J].Coal Technology,2017,36(12): 47-50.

[17] 王兆申,李高传,张福景.千米埋深采区硐室群集中布置设计[J].煤炭工程,2011,43(1): 4-6.

WANG Zhaoshen,LI Gaochuan,ZHANG Fujing.The layout design of the chamber clusters in the mining area with a depth of one thousand meters[J].Coal Engineering,2011,43(1): 4-6.

[18] 沙 旋,孙文忠,刘志恒,等.大断面煤巷硐室群围岩稳定性分析及控制技术[J].煤矿安全,2018,49(12): 225-228.

SHA Xuan,SUN Wenzhong,LIU Zhiheng,et al.Stability analysis and control technology of surrounding rock of large section coal roadway chamber group[J].Safety in Coal Mines,2018,49(12): 225-228.

Study on layout optimization of deep super-large section sorting chamber group

LIU Xuesheng1,2,WANG Xin2,TAN Yunliang1,2,PUREV Lkhamsuren3,SONG Shilin1

(1.College of Energy and Mining EngineeringShandong University of Science and TechnologyQingdao 266590,China;2.State Key Laboratory of MiningDisaster Prevention and Control Cofounded by Shandong Province and the Ministry of Science and TechnologyShandong University of Science and TechnologyQingdao 266590,China;3.School of Geology and MiningMongolian University of Science and TechnologyUlaanbaatar 120646,Mongolia)

Abstract:In order to meet the requirements of underground sorting and in-situ filling,multiple chambers are usually densely arranged underground. The chamber group layout has a significant impact on the control of surrounding rocks,which is an important content of the chamber group design. Against the background of the -800 m level coal gangue separation chamber group at Xinjulong Coal Mine,theoretical analysis,numerical simulation and field monitoring methods are used to discuss the influence factors of surrounding rock stability. Then the FLAC3D numerical model is built to get the deformation and failure law with different layout. The results show that the mutual influence of surrounding rocks gradually decreases with the spacing increases. The optimal spacing is about 15 m for the same level layout,and about 18 m for the staggered layout. When the chambers are same level layout with the spacing of 15 m,the stress concentration area of surrounding rock is mainly located at the intersection of chambers with the peak stress 35 MPa,the largest deformation 43 mm and the plastic zone width 5 m,and there are elastic bearing rock pillars about 5 m square between the chambers. In the field practices,four chambers are arranged with a “well-shaped” pattern,and the distances range from 15-89 m. The practices show that the deformation of chamber group is mainly concentrated in the excavation stage,and the largest deformation in the middle is about 26 mm. This research can provide references for the layout design and parameter optimization of deep-buried chamber group.

Key words:super large section; chamber group;chamber layout; deep surrounding rock; high stress

中图分类号:TD354

文献标志码:A

文章编号:0253-2336(2022)08-0032-08

移动扫码阅读

刘学生,王 新,谭云亮,等.深部超大断面分选硐室群布置方式优化研究[J].煤炭科学技术,2022,50(8):32-39.

LIU Xuesheng,WANG Xin,TAN Yunliang,et al.Study on layout optimization of deep super-large section sorting chamber group[J].Coal Science and Technology,2022,50(8):32-39.

收稿日期:2021-10-02

责任编辑:朱恩光

DOI:10.13199/j.cnki.cst.2020-1501

基金项目:国家自然科学基金资助项目(52174122,52074168);国家重点研发计划资助项目(2018YFC0604703)

作者简介:刘学生 (1988—),男,山东德州人,副教授,硕士生导师,博士。

通讯作者:王 新(1998—),男,山东济宁人,硕士研究生。E-mail:wangxin980112@163.com