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    考慮采空區(qū)壓實(shí)效應(yīng)的沿空掘巷煤柱設(shè)計(jì)方法研究*

    2021-12-17 01:42:38馮友良
    關(guān)鍵詞:錨桿圍巖

    馮友良

    (1.中煤科工開采研究院有限公司,北京 100013;2.天地科技股份有限公司 開采設(shè)計(jì)事業(yè)部,北京 100013;3.煤炭科學(xué)研究總院 開采研究分院,北京 100013)

    0 引言

    經(jīng)濟(jì)效益、安全需求等因素推動(dòng)沿空留巷[1-3]、切頂卸壓自成巷[4]等無煤柱護(hù)巷技術(shù)成為今后我國煤礦巷道布置的主流發(fā)展方向,但考慮到煤礦地質(zhì)條件的特殊性和無煤柱護(hù)巷技術(shù)發(fā)展現(xiàn)狀,當(dāng)下廣大礦區(qū)普遍采用的仍然是留煤柱沿空掘巷技術(shù)[5-6]。沿空掘巷合理煤柱留設(shè)一直是廣大學(xué)者關(guān)注的焦點(diǎn),研究工作面區(qū)段煤柱合理寬度的方法概括起來主要有理論計(jì)算[7]、現(xiàn)場監(jiān)測[8]、數(shù)值模擬[9]及模型試驗(yàn)[10]。在實(shí)際使用過程中,極限平衡理論、數(shù)值試驗(yàn)研究與工程實(shí)踐相結(jié)合的方法應(yīng)用廣泛。然而,以往有關(guān)煤柱留設(shè)的數(shù)值試驗(yàn)研究中,大多數(shù)未考慮采空區(qū)覆巖垮落-充填-壓實(shí)這一過程對采動(dòng)應(yīng)力的重要影響,對工作面回采的模擬直接做開挖或簡單充填處理,采動(dòng)應(yīng)力演化規(guī)律的合理性有待考究。本文通過FLAC3D二次開發(fā)的方法,將采空區(qū)覆巖垮落帶巖體的力學(xué)行為嵌入數(shù)值軟件,模擬采空區(qū)壓實(shí)效應(yīng)、應(yīng)力恢復(fù),分析沿空巷道掘、采全過程圍巖的穩(wěn)定性,結(jié)合理論分析、工程實(shí)踐,最終確定合理煤柱寬度。

    1 工程背景

    中煤華晉集團(tuán)有限公司王家?guī)X礦現(xiàn)采用綜放開采采煤法主采2#煤層(屬優(yōu)質(zhì)煉焦用煤),每個(gè)工作面布置2條回采巷道,其中回風(fēng)巷采取沿相鄰工作面采空區(qū)邊緣掘進(jìn),留20 m寬煤柱護(hù)巷,這不僅會導(dǎo)致優(yōu)質(zhì)煤炭資源的浪費(fèi),還會在深井開采中使回采巷道圍巖出現(xiàn)應(yīng)力集中現(xiàn)象,導(dǎo)致巷道圍巖產(chǎn)生更加劇烈的變形,巷道后期維護(hù)困難。因此,留小煤柱護(hù)巷是較好選擇。

    12309回風(fēng)巷北側(cè)靠近12311工作面采空區(qū),設(shè)計(jì)掘進(jìn)斷面5.6 m×3.55 m,沿2#煤層底板掘進(jìn),煤層厚度6.1~6.64 m(平均6.37 m)。頂板巖性以粉砂巖、細(xì)粒砂巖、泥巖及中粒砂巖為主,底板巖性以細(xì)粒砂巖、中粒砂巖及石灰?guī)r為主。地面標(biāo)高+824~+960 m,井下標(biāo)高+526~+567 m,主要用于工作面的設(shè)備安裝、材料運(yùn)輸及回風(fēng)、行人等,設(shè)計(jì)長度1 380.7 m,服務(wù)時(shí)間約為9個(gè)月。掘巷時(shí),12311工作面停采時(shí)間僅有1個(gè)月左右。

    2 采空區(qū)壓實(shí)效應(yīng)模擬分析

    2.1 核心流程

    2.1.1 構(gòu)建模型

    獲取王家?guī)X煤礦12309工作面地質(zhì)生產(chǎn)條件等基礎(chǔ)數(shù)據(jù),依據(jù)對稱性原則,分別以12311工作面及12309工作面傾向中線為對稱軸,構(gòu)建包括12309工作面、12311工作面、有關(guān)巷道和護(hù)巷煤柱等在內(nèi)的三維分析模型(為凸顯工作面、有關(guān)巷道、護(hù)巷煤柱等的尺寸與空間位置關(guān)系,模型中煤層頂板及以上部分做透明化處理),如圖1所示。

    圖1 數(shù)值試驗(yàn)研究模型Fig.1 Model of numerical experiment study

    模型x,y,z方向長度分別為292,250,106 m,y方向?yàn)楣ぷ髅嫱七M(jìn)方向,共計(jì)模擬2工作面回采150 m距離,兩側(cè)邊界分別留50 m寬的煤柱,垂直工作面推進(jìn)方向尺寸292 m,模型中12309工作面和12311工作面寬度均為實(shí)際面長的1/2,即130 m,對應(yīng)巷道及煤柱范圍32 m,模型高106 m。

    模型水平和底部邊界約束法相速度?;趯?shí)測地應(yīng)力大小與方向,在模型x,y,z方向施加的應(yīng)力大小分別為6.8,12.7,10.4 MPa。煤層及頂?shù)装鍘r層采用Mohr-Coulomb模型,采空區(qū)垮落帶巖體采用改進(jìn)雙屈服模型。

    數(shù)值試驗(yàn)研究步驟依次為:1)構(gòu)建模型并賦予圍巖物理力學(xué)參數(shù)和邊界條件后運(yùn)算達(dá)到初始平衡,模擬原巖應(yīng)力場;2)12311回風(fēng)巷掘進(jìn)與支護(hù)-以掘進(jìn)10 m為1個(gè)運(yùn)算循環(huán),巷道開挖后立即進(jìn)行支護(hù),加入支護(hù)單元并賦予力學(xué)參數(shù)后運(yùn)算使模型達(dá)到平衡,繼續(xù)下一掘進(jìn)、支護(hù)、運(yùn)算循環(huán),直至完成整個(gè)巷道掘進(jìn);3)12311工作面回采-巷道掘進(jìn)完成后,以工作面推進(jìn)10 m為1個(gè)運(yùn)算循環(huán),直至工作面推進(jìn)結(jié)束;4)12309回風(fēng)巷掘進(jìn)與支護(hù)-重復(fù)步驟2)完成12309回風(fēng)巷掘進(jìn)與支護(hù);5)12309工作面回采-重復(fù)步驟3)完成12309工作面回采。

    2.1.2 圍巖物理力學(xué)參數(shù)確定

    合理選取圍巖物理力學(xué)參數(shù)是獲取準(zhǔn)確可靠的數(shù)值試驗(yàn)研究結(jié)果的前提條件。有關(guān)學(xué)者[11-12]研究表明,數(shù)值模擬分析中煤巖體的彈模、黏聚力和抗拉強(qiáng)度可取為實(shí)驗(yàn)室試塊測試結(jié)果的0.2倍,泊松比取1.2倍。數(shù)值試驗(yàn)研究中煤巖體物理力學(xué)參數(shù)取值見表1。

    表1 煤巖體物理力學(xué)參數(shù)Table 1 Physical and mechanical parameters of coal and rock mass

    2.1.3 采空區(qū)垮落-充填-壓實(shí)數(shù)值試驗(yàn)研究方法

    隨著長壁工作面向前回采,后方采空區(qū)頂板巖層不斷垮落,冒落巖體逐步壓實(shí)使其剛度和彈模顯著提高。

    因?yàn)楸粔簩?shí)的采空區(qū)矸石能夠承擔(dān)一定的上覆巖層荷載,隨之導(dǎo)致周邊圍巖內(nèi)的支承壓力出現(xiàn)一定程度下降。為準(zhǔn)確分析工作面回采期間采動(dòng)應(yīng)力演化特征,必須將采空區(qū)壓實(shí)過程這一工程響應(yīng)考慮進(jìn)去。過往一般通過較軟的彈性材料來模擬和充填采空區(qū),而當(dāng)下越來越多的科研工作者采用雙屈服模型[13]模擬采空區(qū)應(yīng)力恢復(fù)。

    雙屈服模型的運(yùn)用包括蓋帽壓力和材料特性2大類參數(shù),其中,蓋帽壓力計(jì)算公式如式(1)所示:

    (1)

    式中:σ為采空區(qū)垮落矸石所受壓應(yīng)力,MPa;ε為在σ作用下采空區(qū)垮落矸石產(chǎn)生的體積應(yīng)變;εm為采空區(qū)垮落矸石可產(chǎn)生的最大體積應(yīng)變;E0為采空區(qū)垮落矸石的初始彈模,MPa。

    其中,εm和E0的取值取決于垮落帶巖體的碎漲系數(shù)及其強(qiáng)度,計(jì)算公式如式(2)~(4)所示:

    (2)

    (3)

    (4)

    式中:k為垮落帶巖體的碎漲系數(shù);h為采高,m;hc為采空區(qū)垮落帶高度,m;σc為直接頂巖體的單軸抗壓強(qiáng)度,MPa。

    就12309工作面而言,直接頂泥巖平均單軸抗壓強(qiáng)度取40 MPa,覆巖巖性按照堅(jiān)硬考慮,依據(jù)《建筑物、水體、鐵路及主要井巷煤柱留設(shè)與壓煤開采規(guī)范》(安監(jiān)總煤裝〔2017〕66號)[14],采空區(qū)垮落帶高度hc可通過式(5)計(jì)算得出:

    (5)

    通過式(2)~(4)計(jì)算得到采空區(qū)垮落矸石最大體積應(yīng)變和初始彈性模量分別為0.24,57.22 MPa。將上述參數(shù)代入式(1)可得蓋帽壓力分布,如圖2所示。

    圖2 采空區(qū)垮落矸石應(yīng)力-應(yīng)變曲線Fig.2 Stress-strain curve of caved rock in gob

    對于獲取雙屈服模型中材料參數(shù),通常采取不斷調(diào)整數(shù)值模擬中煤巖體物理力學(xué)參數(shù)、多次分析試錯(cuò)得岀與圖2相匹配的應(yīng)力-應(yīng)變關(guān)系,從而得到冒落巖體的材料特性,上述過程費(fèi)時(shí)、費(fèi)力且具有很強(qiáng)的盲目性。本文將圖2所示采空區(qū)垮落矸石應(yīng)力-應(yīng)變曲線近似為足夠數(shù)量、足夠短的直線段,最終作為數(shù)值試驗(yàn)研究中采空區(qū)垮落矸石的本構(gòu)模型。采空區(qū)壓實(shí)效應(yīng)模擬流程如圖3所示。

    圖3 采空區(qū)壓實(shí)效應(yīng)模擬流程Fig.3 Simulation progress of gob compaction effect

    2.2 采空區(qū)應(yīng)力恢復(fù)特征及研究方法校核

    模擬分析12311工作面回采150 m后支承壓力的演化特征,結(jié)果表明:采用改進(jìn)雙屈服模型還原采空區(qū)冒落巖體的碎脹特性,使得工作面回采后方空間能夠及時(shí)有效填充,應(yīng)力不斷增加,從采空區(qū)邊界至中部,應(yīng)力恢復(fù)程度逐漸提高;工作面傾向支承壓力分布呈現(xiàn)增大-減小-恢復(fù)到原巖應(yīng)力的特征,應(yīng)力峰值達(dá)到25.77 MPa,應(yīng)力集中系數(shù)2.17左右,距采空區(qū)邊緣18 m左右;前、后方支承壓力變化趨勢與側(cè)向基本一致。

    為進(jìn)一步分析采空區(qū)應(yīng)力恢復(fù)情況,驗(yàn)證模型及其參數(shù)選取的可靠性,在采空區(qū)內(nèi)沿工作面傾向設(shè)置1條測線,監(jiān)測采空區(qū)中部應(yīng)力恢復(fù)情況,如圖4所示。由圖4可知,垂直應(yīng)力由采空區(qū)邊緣處的2.94 MPa開始逐漸增大,并于距采空區(qū)邊緣130 m處在11.28 MPa左右保持穩(wěn)定,即在工作面傾向距采空區(qū)邊緣30%埋藏深度處(130 m/434 m)能夠恢復(fù)95%的原巖應(yīng)力(11.28 MPa/11.85 MPa)?;诖罅康南锏婪€(wěn)定性分析實(shí)例,Wilson[15]研究表明,工作面回采后側(cè)向采空區(qū)垂直應(yīng)力由0逐漸增加到接近初始應(yīng)力水平一般在0.2~0.3倍的工作面埋深距離。因此,本文所建立的模型及選取的參數(shù)可以較好地還原采空區(qū)矸石的垮落、壓實(shí)、應(yīng)力恢復(fù)過程。

    圖4 采空區(qū)應(yīng)力恢復(fù)特征Fig.4 Stress recovery characteristic in gob

    3 沿空掘巷煤柱設(shè)計(jì)

    3.1 煤柱尺寸設(shè)計(jì)原則及沿空掘巷最佳位置

    以錨桿(索)為主要支護(hù)形式的沿空巷道,設(shè)計(jì)合理的煤柱尺寸時(shí),應(yīng)遵循以下原則:煤柱尺寸與錨桿(索)長度匹配;處于相鄰工作面回采后側(cè)向支承壓力降低區(qū);錨桿(索)錨固性能到達(dá)到設(shè)計(jì)要求;考慮圍巖容許變形量后巷道斷面滿足生產(chǎn)需求;圍巖穩(wěn)定性可控前提下,最大限度提高煤炭資源回收率。

    煤柱留設(shè)的寬度及其所處應(yīng)力環(huán)境均由掘巷位置決定。沿空巷道的最佳掘進(jìn)位置對研究煤柱的合理寬度具有直接意義。通常沿空掘巷分為:大煤柱護(hù)巷、小煤柱護(hù)巷和無煤柱送巷。沿空掘巷的最佳位置為在內(nèi)應(yīng)力場中留小煤柱護(hù)巷。

    3.2 煤柱尺寸設(shè)計(jì)方法

    利用極限平衡理論分析并結(jié)合有限差分?jǐn)?shù)值試驗(yàn)研究,設(shè)計(jì)大斷面綜放沿空掘巷合理小煤柱尺寸并通過工程實(shí)踐檢驗(yàn)其合理性。

    3.2.1 極限平衡理論分析

    留煤柱沿空掘進(jìn)巷道圍巖一側(cè)為相鄰工作面采空區(qū),如圖5所示。

    圖5 12309工作面覆巖結(jié)構(gòu)及區(qū)段煤柱寬度Fig.5 Overlying strata structure and coal pillar width of 12309 work face

    上覆巖層大結(jié)構(gòu)、巷道支護(hù)強(qiáng)度及對圍巖的加固作用等因素均對沿空掘巷煤柱的穩(wěn)定性產(chǎn)生影響。盡可能采用小尺寸煤柱是控制圍巖變形,保證巷道穩(wěn)定并提高資源回收率的有效手段,但尺寸過小的煤柱易于較快失穩(wěn)并使巷道支護(hù)用錨桿(索)處于破碎的圍巖中,支護(hù)性能由于錨固力衰減而明顯減弱,增加與采空區(qū)導(dǎo)通的可能性,故而合理的最小煤柱寬度B計(jì)算公式如式(6)所示:

    B=x1+x2+x3

    (6)

    式中:x1為沿空掘巷煤柱中因相鄰工作面回采而誘發(fā)塑性破壞區(qū)寬度,m[16];x2為錨桿在巷道煤柱側(cè)幫的有效長度,m;x3為煤層厚度超過一定量值后應(yīng)考慮增加的煤柱寬度,m。其中,x1,x3的計(jì)算公式如式(7)~(8)所示:

    (7)

    x3=(0.15~0.35)(x1+x2)

    (8)

    式中:Hx為相鄰工作面巷道高度,m;α1為煤層傾角,(°);ω為側(cè)壓系數(shù);φ0為煤體內(nèi)摩擦角,(°);K為應(yīng)力集中系數(shù);C0為煤體黏聚力,MPa;H1為巷道埋深,m;γ0為巖層平均體積力,kN/m3;Px為相鄰工作面巷道下幫的支護(hù)強(qiáng)度,MPa。

    依據(jù)王家?guī)X煤礦生產(chǎn)地質(zhì)資料可知,側(cè)壓系數(shù)ω=0.65,煤體內(nèi)摩擦角φ0=24°,應(yīng)力集中系數(shù)K=2.0,巷道埋深H1=350 m,煤體黏聚力C0=0.8 MPa,巖層平均體積力γ0=25 kN/m3,相鄰工作面巷道下幫的支護(hù)強(qiáng)度Px=0,平巷等效高度Hx=3.6 m,將上述參數(shù)帶入式(6)~(8)中,最終得到煤柱寬度B的變化范圍為8.05~9.45 m。

    3.2.2 考慮采空區(qū)壓實(shí)效應(yīng)的沿空巷道掘、采全過程圍巖穩(wěn)定性數(shù)值試驗(yàn)研究

    采用建立的采空區(qū)壓實(shí)效應(yīng)數(shù)值試驗(yàn)方法,開展不同煤柱尺寸條件下沿空巷道掘、采全過程模擬,從圍巖應(yīng)力與變形這2個(gè)方面來分析圍巖穩(wěn)定性。

    1)沿空掘巷后圍巖穩(wěn)定性

    ①煤柱及實(shí)體煤幫應(yīng)力

    不同護(hù)巷煤柱寬度時(shí),12309回風(fēng)巷掘進(jìn)后煤柱內(nèi)應(yīng)力分布如圖6所示。由圖6可知,煤柱中應(yīng)力分布呈現(xiàn)單峰,由大到小依次為:垂直應(yīng)力、巷道軸向水平、垂直巷道軸向水平應(yīng)力;當(dāng)煤柱尺寸小于一定數(shù)值時(shí)(如5 m),因相鄰工作面回采擾動(dòng)及開挖卸荷影響嚴(yán)重,煤柱較破碎,垂直和水平應(yīng)力均低于原巖應(yīng)力;煤柱寬度不斷提高后,垂直和水平應(yīng)力集中度逐步增加,原巖應(yīng)力低于煤柱中部應(yīng)力;各尺寸煤柱在工作面傾向垂直應(yīng)力低于原巖應(yīng)力的范圍為2.86~3.27 m,煤柱兩側(cè)破碎總范圍為5.72~6.24 m,其中巷道側(cè)約為2.86~3.12 m,相鄰工作面采空側(cè)約為2.86~3.27 m。

    圖6 沿空掘巷后煤柱內(nèi)應(yīng)力分布Fig.6 Coal pillar stress distribution after driving roadway along gob

    12309回風(fēng)巷掘進(jìn)后,實(shí)體幫內(nèi)應(yīng)力分布如圖7所示。由圖7可知,實(shí)體煤幫內(nèi)應(yīng)力峰值隨煤柱寬度增加逐漸減小,但峰值部位與煤柱寬度之間相關(guān)性并不顯著。5,8,11,14,17,20 m煤柱垂直應(yīng)力峰值分別為29.54,28.83,27.48,25.28,22.95,21.22 MPa,峰值點(diǎn)與巷道實(shí)體煤幫相距7.96~8.88 m;巷道軸向水平應(yīng)力峰值分別為20.56,20.26,19.73,18.89,18.03,17.40 MPa,峰值點(diǎn)與巷道實(shí)體煤幫相距7.96~8.88 m;垂直巷道軸向水平應(yīng)力峰值分別為13.79,13.54,13.03,12.24,11.37,10.73 MPa,峰值點(diǎn)與巷道實(shí)體煤幫相距11.84~13.27 m。

    圖7 沿空掘巷后實(shí)體煤幫內(nèi)應(yīng)力分布Fig.7 Entity sidewall stress distribution after driving roadway along gob

    ②圍巖位移

    12309回風(fēng)巷掘進(jìn)后,統(tǒng)計(jì)巷道圍巖最大變形量如表2所示。由表2可知,隨煤柱寬度逐漸增加,煤柱幫最大收縮量先增大后減小,實(shí)體煤幫最大收縮量不斷減小,頂?shù)装逡平烤粩鄿p小,巷道變形主要表現(xiàn)在兩幫移近和頂板下沉且非對稱特征顯著;煤柱寬度為8 m時(shí),巷道兩幫最大變形量相對較小且基本呈對稱分布。

    表2 沿空掘巷后圍巖最大變形量Table 2 The maximum surrounding rock deformation after driving roadway along gob

    2)受采動(dòng)超前影響后圍巖穩(wěn)定性

    ①圍巖應(yīng)力

    采動(dòng)超前影響區(qū)域,煤柱中垂直應(yīng)力峰值隨煤柱尺寸的增大而逐步提高,煤柱在工作面傾向的高應(yīng)力區(qū)更寬,煤柱寬度由5 m增加到20 m時(shí),煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力峰值從6.82 MPa增大到39.92 MPa,應(yīng)力集中程度與掘巷時(shí)相比更大;同掘巷過程相比,實(shí)體幫中的應(yīng)力峰值更集中,位置逐步向巷幫移動(dòng);煤柱尺寸不同時(shí),實(shí)體煤幫應(yīng)力峰值處于29.01~39.84 MPa之間,距煤幫7.96~8.88 m;煤柱寬度增加后,實(shí)體煤幫應(yīng)力峰值位置不斷靠近巷幫,5 m煤柱時(shí)實(shí)體煤幫應(yīng)力峰值在距實(shí)體煤幫8.88 m處,20 m時(shí)在7.96 m處,原因在于煤柱尺寸較小時(shí),較高的壓應(yīng)力很難由淺部圍巖來承載,圍巖在變形過程中應(yīng)力向深部轉(zhuǎn)移,煤柱承載能力會因其尺寸的增加而得到加強(qiáng),轉(zhuǎn)移到深部的應(yīng)力在一定范圍內(nèi)會降低,與煤柱尺寸較小時(shí)相比,應(yīng)力峰值點(diǎn)與實(shí)體煤幫的距離更近。

    煤柱尺寸變大后,煤柱內(nèi)巷道軸向方向水平應(yīng)力峰值和受高應(yīng)力作用的范圍不斷增大;煤柱寬度較小,原巖應(yīng)力比煤柱內(nèi)部水平應(yīng)力都要高,整體是一種卸壓的狀態(tài),煤柱尺寸增大到某一數(shù)值后,煤柱中一定范圍內(nèi)水平應(yīng)力高于原巖應(yīng)力,出現(xiàn)應(yīng)力集中;超前工作面一定范圍的實(shí)體煤內(nèi)部一定深度的水平應(yīng)力均呈現(xiàn)集中,峰值隨煤柱的寬度增加逐漸減小。

    ②圍巖位移

    本工作面回采期間,統(tǒng)計(jì)受超前支承壓力影響范圍內(nèi)巷道圍巖最大變形量,結(jié)果表明:受工作面回采超前支承壓力影響,巷道圍巖變形明顯比掘巷期間更大,但隨煤柱寬度逐漸增加,變形趨勢同掘巷階段基本一致。

    因此,結(jié)合理論與數(shù)值試驗(yàn)研究成果,從減小煤柱尺寸、提高煤炭資源回收率及控制掘、采全過程圍巖變形2個(gè)方面考慮,12309回風(fēng)巷護(hù)巷煤柱寬度初步選擇為8 m。

    4 工程實(shí)踐檢驗(yàn)

    4.1 小煤柱沿空掘巷支護(hù)方案

    12309回風(fēng)巷采用高預(yù)應(yīng)力強(qiáng)力差異化支護(hù)技術(shù)。具體支護(hù)參數(shù)為:頂板采用5根φ22 mm×L2 200 mm的500#左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,間排距1 150 mm×1 000 mm,預(yù)緊扭矩不低于400 N·m;煤柱側(cè)幫采用4根φ20 mm×L2 500 mm的500#左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,實(shí)體煤側(cè)幫采用4根φ20 mm×L2 000 mm的500#左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,間排距1 000 mm×1 000 mm,預(yù)緊扭矩不低于300 N·m;頂板2排錨桿之間布置1套3根錨索梁,錨索規(guī)格為φ21.6 mm×L6 250 mm,間排距1 725 mm×2 000 mm,初始張拉預(yù)緊力不低于250 kN;煤柱側(cè)幫分別距頂板750 mm,距底板1 000 mm布置2根單體錨索,規(guī)格為φ17.8 mm×L4 250 mm,排距分別為1 000,2 000 mm,初始張拉預(yù)緊力不低于200 kN。

    4.2 礦壓顯現(xiàn)規(guī)律

    4.2.1 圍巖變形

    本工作面回采期間,12309回風(fēng)巷圍巖變形監(jiān)測數(shù)據(jù)表明:距工作面40 m時(shí),頂板下沉量122 mm,底鼓量107 mm,兩幫移近量300 mm。巷道圍巖變形主要表現(xiàn)在兩幫移近,頂?shù)装逡平肯鄬^小。掘、采全過程巷道圍巖變形可控,滿足工作面安全生產(chǎn)需求。

    4.2.2 錨桿(索)受力

    12309回風(fēng)巷掘進(jìn)期間錨桿(索)受力情況表明:頂錨桿平均預(yù)緊力達(dá)到131.5 kN,頂錨索平均預(yù)緊力達(dá)到116.5 kN,兩幫錨桿平均預(yù)緊力達(dá)到79.4 kN,掘巷期間,錨桿(索)受力保持穩(wěn)定,其中煤柱幫錨桿受力明顯大于工作面?zhèn)葞汀?/p>

    本工作面回采期間錨桿(索)受力情況表明:隨工作面向前推進(jìn),錨桿(索)受力均逐步增加,但增幅平緩,且均未超過各自強(qiáng)度,其中煤柱幫錨桿受力增加幅度明顯大于工作面?zhèn)葞汀?/p>

    5 結(jié)論

    1)運(yùn)用理論分析與FLAC3D中FISH語言,建立的基于改進(jìn)雙屈服模型的采空區(qū)壓實(shí)效應(yīng)數(shù)值試驗(yàn)研究方法,能夠模擬工作面回采后采空區(qū)垮落帶巖體充填、壓實(shí)、應(yīng)力恢復(fù)的過程,為研究工作面掘、采全過程采動(dòng)應(yīng)力演化規(guī)律及圍巖力學(xué)響應(yīng)特征提供了1種新的路徑。

    2)利用采空區(qū)壓實(shí)效應(yīng)數(shù)值試驗(yàn)研究方法,開展王家?guī)X煤礦12309回風(fēng)巷掘、采全過程圍巖穩(wěn)定性分析,分別研究沿空掘巷期間及受采動(dòng)超前影響后煤柱及實(shí)體煤幫應(yīng)力、變形特征,結(jié)合極限平衡理論,設(shè)計(jì)合理護(hù)巷煤柱尺寸為8 m。

    3)工業(yè)性應(yīng)用結(jié)果表明,通過采空區(qū)壓實(shí)效應(yīng)數(shù)值試驗(yàn)研究、理論分析與工程實(shí)踐相結(jié)合,為沿空掘巷煤柱尺寸設(shè)計(jì)提供了1種新的方法,煤柱寬度合理性能夠通過煤礦現(xiàn)場的檢驗(yàn)。

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