騎跨采動(dòng)圍巖應(yīng)力-應(yīng)變規(guī)律數(shù)值研究

時(shí)丕旭，李志軍

（1.貴州華電安順華榮投資有限公司，貴州 安順 561000；2.中煤平朔集團(tuán)井東煤業(yè)公司，山西朔州 036800）

騎跨采動(dòng)圍巖應(yīng)力-應(yīng)變規(guī)律數(shù)值研究

時(shí)丕旭1，李志軍2

（1.貴州華電安順華榮投資有限公司，貴州 安順 561000；2.中煤平朔集團(tuán)井東煤業(yè)公司，山西朔州 036800）

摘要：為了解決平朔井東煤業(yè)有限公司井工礦4號(hào)煤騎跨采動(dòng)壓對(duì)9號(hào)煤巷道圍巖應(yīng)力及變形影響，運(yùn)用FLAC3D模擬軟件，分別對(duì)距切眼巖巷走向50m、80m、110m、140m處截面的應(yīng)力場(chǎng)和位移場(chǎng)進(jìn)行了數(shù)值模擬研究，并對(duì)加固前后巷道變形量進(jìn)行效果對(duì)比分析。研究結(jié)果表明：在4402工作面開(kāi)采過(guò)程中，巷道斷面受工作面采動(dòng)影響范圍約為50m；垂直應(yīng)力分界點(diǎn)位于4402工作面底板23.5m處，即隨著底板采動(dòng)支承壓力的傳播，在距底板23.5m處垂直應(yīng)力達(dá)到極值；采用加密錨桿、錨索的形式對(duì)巷道進(jìn)行加固，總體變形量減小4倍左右，加固效果明顯，為現(xiàn)場(chǎng)安全技術(shù)管理提供了科學(xué)依據(jù)。

關(guān)鍵詞：騎跨采；圍巖應(yīng)力；圍巖變形；FLAC3D模擬

采煤方法及巷道布置方式對(duì)礦井頂板管理及圍巖控制起到?jīng)Q定性的作用［1］。騎跨采動(dòng)壓對(duì)巷道圍巖控制技術(shù)及安全生產(chǎn)影響很大，由理論和經(jīng)驗(yàn)可知：騎跨采動(dòng)應(yīng)力可達(dá)到原巖應(yīng)力的2～6倍，且其圍巖穩(wěn)定性還取決于巷道的埋深、巷道與上方煤層工作面相對(duì)位置關(guān)系等多因素的影響［2-4］。所以，結(jié)合現(xiàn)場(chǎng)具體的地質(zhì)、巷道布置及采煤工藝對(duì)騎跨采動(dòng)應(yīng)力規(guī)律進(jìn)行研究具有重要的意義。

1　騎跨采巷道概況

平朔井東煤業(yè)有限公司井工礦4402工作面騎跨9號(hào)煤3條大巷，大巷間距為30m，4402工作面底板距離9號(hào)煤底板為40 m～50m，此騎跨采既不同于一般跨采，也不同一般鄰近層的回采，對(duì)3條大巷影響較大，造成3條大巷控制難度大大增加。綜放工作面的回采必將對(duì)大巷的穩(wěn)定性造成重大影響，特別是9號(hào)煤輔運(yùn)大巷和主運(yùn)大巷的變形破壞對(duì)全礦井的安全生產(chǎn)影響巨大。如果放棄回采則損失大量煤炭資源，所以為了提高資源利用率，同時(shí)兼顧9號(hào)煤大巷的安全穩(wěn)定、支護(hù)方式和參數(shù)最優(yōu)，對(duì)三巷在騎跨采工作面回采過(guò)程中圍巖應(yīng)力-應(yīng)變規(guī)律的研究就顯得尤為重要。巷道布置見(jiàn)圖1。

圖1　巷道布置示意圖

2　數(shù)值分析模型

2.1模型建立

數(shù)值模擬的幾何模型尺寸為250 m×300m×94 m，4號(hào)、9號(hào)煤層厚12 m，各巷道的幾何尺寸是5 m×3.5 m，斷層在模型的110m處。由于FLAC3D沒(méi)有噴漿體模型，在模擬中將支護(hù)模型加以簡(jiǎn)化，采用錨桿、錨索的支護(hù)方式；四周及下面采用滾軸支撐約束，上表面自由；因上表面距地表的厚度約是110 m，所以給定3.06 MPa的應(yīng)力來(lái)模擬上覆巖層的壓力。模型底部、右側(cè)和后部設(shè)置為固定邊界，左側(cè)和前側(cè)設(shè)置為水平方向位移約束邊界，模型上部巖層對(duì)模型邊界的作用視為均布載荷，即上覆巖層自重q=γH，顯然，γ為上覆巖層的容重，它的選取與覆巖厚度H有關(guān)［2］；材料的破壞采用Mohr-Coulomb準(zhǔn)則，采空區(qū)及巷道采用null單元模擬。

圖2-a為數(shù)值模擬的幾何單元圖，紅色短線是錨桿和錨索，圖中有兩個(gè)截面AA'-BB'和CC'-DD'，4號(hào)煤和9號(hào)煤底對(duì)底間隔42 m，各巷道的空間布局在圖中已標(biāo)注。表1為模擬所涉及的圍巖參數(shù)。

圖2 數(shù)值分析模型

表1巖性參數(shù)

2.2數(shù)值模擬方案

測(cè)點(diǎn)截面是距切眼巖巷道走向50 m、80 m、110m、140m；測(cè)點(diǎn)垂直高度距大巷頂板距離為0 m、2m、12m、22 m、32m。斷層設(shè)在110m觀測(cè)點(diǎn)所在的橫截面上。

3　數(shù)值計(jì)算結(jié)果分析

由于模擬結(jié)果顯示9號(hào)煤3條大巷的應(yīng)力變化規(guī)律相近，所以本文僅以輔運(yùn)巷道模擬進(jìn)行分析，來(lái)說(shuō)明其規(guī)律及加固效果。

3.1輔運(yùn)巷頂板上方巖層垂直應(yīng)力分布規(guī)律

由圖3可知，隨工作面分別推進(jìn)至距切眼50 m、80m、110m、140 m處，在9號(hào)煤輔運(yùn)巷頂板2m、12m、22 m、32 m處的垂直應(yīng)力變化規(guī)律為：隨著工作面的推進(jìn)，應(yīng)力峰值也跟著移動(dòng)；工作面對(duì)垂直應(yīng)力分布的影響范圍是50m（沿巷道走向）；當(dāng)工作面距離測(cè)點(diǎn)20m時(shí)，垂直應(yīng)力值達(dá)到極值，隨后出現(xiàn)下降趨勢(shì)；當(dāng)工作面推進(jìn)到測(cè)點(diǎn)正上方時(shí)，垂直應(yīng)力下降最快，而且垂直應(yīng)力降到最小值，說(shuō)明工作面煤壁處為卸壓區(qū)，此時(shí)巷道受到的采動(dòng)支承壓力值最??；工作面繼續(xù)往前推進(jìn)時(shí)，測(cè)點(diǎn)應(yīng)力出現(xiàn)回彈，當(dāng)工作面推過(guò)測(cè)點(diǎn)20m時(shí)，應(yīng)力增大的趨勢(shì)減弱，應(yīng)力逐漸平緩。

圖3　加固前9號(hào)煤輔運(yùn)巷上部巖層垂直應(yīng)力隨推進(jìn)度的變化圖

3.2巷道周?chē)怪睉?yīng)力分布

由圖4可知，在分別距切眼50 m、80 m、110 m、140 m處的截面上，隨著工作面不同推進(jìn)度其垂直應(yīng)力在垂直方向上的變化規(guī)律大致相同，均在距頂板15m左右達(dá)到最大值，這一規(guī)律是不隨工作面采動(dòng)影響而變化的。通過(guò)分析圖4中的空間位置關(guān)系可以得出：垂直應(yīng)力分界點(diǎn)位于4402工作面底板23.5m處，即在底板采動(dòng)支承壓力傳播過(guò)程中，在底板23.5m處達(dá)到極值。這一結(jié)論對(duì)于采場(chǎng)底板支承壓力傳播規(guī)律的揭示具有重要意義。

圖4　9號(hào)煤輔運(yùn)巷上部巖層垂直應(yīng)力沿垂直距離隨推進(jìn)度的變化圖

3.3塑性區(qū)分布規(guī)律

由圖5可知，加固后輔運(yùn)巷頂板和左右兩幫塑性區(qū)范圍明顯減小，而底板的塑性區(qū)沒(méi)有減小，這是因?yàn)樵跀?shù)值模擬中，沒(méi)有對(duì)底板進(jìn)行加固，因而底板的破壞程度和加固前的相比沒(méi)有明顯變化，雖然有所增大，但是范圍很小，實(shí)際中可以不于考慮。

圖5　加固前后輔運(yùn)巷道圍巖塑性區(qū)云圖

3.4加固前后巷道頂板垂直應(yīng)力及下沉量變化規(guī)律

在數(shù)值模擬中，采用加密錨桿、錨索的形式對(duì)巷道進(jìn)行加固，即在2排錨桿、錨索之間增加1排錨桿、錨索。由圖6、7可知，加固后9號(hào)煤輔運(yùn)巷頂板垂直應(yīng)力和位移的變化規(guī)律和加固前是一致的。數(shù)值模擬分析得出：

1）每個(gè)觀測(cè)點(diǎn)的應(yīng)力和位移的變化規(guī)律相似。

2）由圖6-a、7-a分析得出：當(dāng)工作面分別推進(jìn)至30 m、60 m、90 m、120 m時(shí)，50 m、80 m、110 m 及140m觀測(cè)點(diǎn)處垂直應(yīng)力達(dá)到最大值，這是受4402工作面采動(dòng)支承壓力影響的結(jié)果。在工作面前方約20m處支承壓力最大，因而傳遞到9號(hào)煤時(shí)的垂直應(yīng)力也最大。同時(shí)，分析單個(gè)觀測(cè)點(diǎn)得出：應(yīng)力遵循先增大后減小再增大最后趨于平緩的變化規(guī)律。對(duì)50m處觀測(cè)點(diǎn)進(jìn)行分析，先增大是受上部煤層采動(dòng)的影響，達(dá)到峰值點(diǎn)恰是對(duì)應(yīng)的上部支承壓力達(dá)到峰值點(diǎn)；而減小是因?yàn)榇藭r(shí)上部工作面已經(jīng)到達(dá)此觀測(cè)點(diǎn)的正上方20m左右，也就是說(shuō)觀測(cè)點(diǎn)受工作面的影響范圍是40 m，以觀測(cè)點(diǎn)為中心工作面推進(jìn)方向的前后各20 m，此過(guò)程中，觀測(cè)點(diǎn)的應(yīng)力由最大峰值變化到最小值。之后，觀點(diǎn)不再受工作面的影響，由于上部巖層繼續(xù)壓實(shí)，應(yīng)力增大變緩。

圖7　加固后9煤輔運(yùn)巷頂板位移、應(yīng)力變化規(guī)律

3）由圖6-b、7-b分析得出：9號(hào)煤輔運(yùn)巷頂板位移的變化規(guī)律和應(yīng)力變化規(guī)律一致，應(yīng)力與位移呈正相關(guān)性的變化規(guī)律。

4）隨著開(kāi)挖的進(jìn)行，各觀測(cè)點(diǎn)的最大應(yīng)力和位移的值幾乎不變。對(duì)比加固前后，位移有明顯減小的趨勢(shì)，整體減小了100 mm左右，說(shuō)明加固效果明顯。

5）在斷層處出現(xiàn)下沉量峰值，約是無(wú)斷層影響區(qū)的2倍，說(shuō)明斷層對(duì)巷道變形的影響很大，需要進(jìn)一步加固。

4　結(jié)論

1）在4402工作面開(kāi)采過(guò)程中，9號(hào)煤3條大巷的應(yīng)力變化規(guī)律相近，巷道斷面受工作面采動(dòng)影響范圍在50m左右，工作面距離測(cè)點(diǎn)30 m左右應(yīng)力開(kāi)始增大，當(dāng)工作面距離測(cè)點(diǎn)20m時(shí)，垂直應(yīng)力值達(dá)到極值，隨后出現(xiàn)下降趨勢(shì)；當(dāng)工作面推進(jìn)到測(cè)點(diǎn)正上方時(shí)，垂直應(yīng)力下降最快，且垂直應(yīng)力降至最小值；隨著工作面的不斷推進(jìn)，測(cè)點(diǎn)應(yīng)力出現(xiàn)回彈，當(dāng)工作面推過(guò)測(cè)點(diǎn)20 m時(shí)，應(yīng)力增大趨勢(shì)減弱，應(yīng)力變化趨于平緩。

2）垂直應(yīng)力變化分界點(diǎn)位于4402工作面底板23.5 m處，即隨著底板采動(dòng)支承壓力的傳播，在距底板23.5m處垂直應(yīng)力達(dá)到極值，這一結(jié)論對(duì)于揭示采場(chǎng)底板支承壓力傳播規(guī)律具有重要意義。

3）建議采用加密錨桿、錨索的形式對(duì)巷道進(jìn)行加固，即在兩排錨桿、錨索之間增加1排錨桿、錨索后，總體變形量降低了4倍左右，加固效果明顯。斷層對(duì)巷道的變形影響很大，有斷層處的變形量約是圍巖正常段的2倍。

參考文獻(xiàn)：

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（編輯：樊敏）

中圖分類(lèi)號(hào)：TD 353

文獻(xiàn)標(biāo)識(shí)碼：A

文章編號(hào)：1672-5050（2016）03-057-04

DOI：10.3969/j.cnki.issn1672-5050sxm t.2016.06.017

收稿日期：2015-12-30

作者簡(jiǎn)介：時(shí)丕旭（1976-），男，山東單縣人，大學(xué)專(zhuān)科，工程師，從事煤炭開(kāi)采技術(shù)管理工作。

Num erical Simulation of Stress-strain Law of Surrounding Rock under Riding M ining

SH IPixu1,LIZhijun2
（1.Anshun Huarong Investment Co.，Ltd.，Guizhou Branch of China Huadian Corporation，Anshun 561000，China；（2.Jingdong Coal Co.，Ltd.，ChinaCoal Pingshuo Group Co.，Ltd.，Shuozhou 036800，China）

Abstract：To effectively solve the stress and deformation of No.9 coal seam caused by the riding mining of No.4 seam in Pingshuo Jingdong Mine.FLAC3Dwas used to simulate the stress field and displacement field of cross-sections at50，80，110，and 140meters from the open-off cut roadway.The displacement before and after the reinforcementwere compared.The results show that，in themining of 4402 working face，the effect scope of the cross-section by themining is about 50 meters.The dividing pointof verticalstress is located at23.5meters from 4402 working face.In otherwords，with the spread of abutment pressure of floormining，the vertical stress reaches themaximal value at23.5meters from the floor.When the roadwaysare strengthened bymoreanchorsand ropes，the overalldisplacementdecreases by about four times with obvious reinforcement effect，which could provide scientific foundation for the on-sitesecurity technologymanagement

Keywords：riding mining；surrounding rock stress；surrounding rock deformation；FLAC3Dsimulation