張紅衛(wèi),余智秘,李小菲,丁自偉
(1.陜西彬長(zhǎng)胡家河礦業(yè)有限公司,陜西 咸陽(yáng) 713600;2.西安科技大學(xué) 能源學(xué)院,陜西 西安 710054)
地下采掘活動(dòng)引起的煤巖體應(yīng)力重分布是導(dǎo)致煤巖體儲(chǔ)能、放能,進(jìn)而發(fā)生破壞的主要原因,同時(shí)也是引起沖擊動(dòng)力災(zāi)害顯現(xiàn)的主要因素之一[1-3]。因此,清楚煤層巷道在經(jīng)受相鄰工作面回采造成的巷道變形破壞與應(yīng)力分布規(guī)律,掌握巷道超前與側(cè)向支承應(yīng)力大小與峰值位置,對(duì)避免煤巖體局部高應(yīng)力集中[4-5]、區(qū)段煤柱合理留設(shè)[6-7]、巷道支護(hù)參數(shù)[8-9]優(yōu)化以及礦井采掘接續(xù)等安全生產(chǎn)至關(guān)重要。
目前,已有大量學(xué)者針對(duì)回采巷道變形機(jī)理、破壞機(jī)制與應(yīng)力場(chǎng)分布演化規(guī)律取得了諸多富有價(jià)值的研究成果。蔡金龍等通過(guò)實(shí)驗(yàn)測(cè)定、現(xiàn)場(chǎng)調(diào)研與數(shù)值模擬相結(jié)合的方法,對(duì)弱膠結(jié)軟巖回采巷道開挖出現(xiàn)的冒頂片幫等問(wèn)題展開研究,得到了開挖擾動(dòng)在巷道頂板產(chǎn)生的較大拉應(yīng)力是導(dǎo)致錨固區(qū)松脫冒頂?shù)闹饕颍?0]。MO等對(duì)澳大利亞煤礦的巷道底鼓問(wèn)題開展了數(shù)值模擬研究,發(fā)現(xiàn)底板下方的巖層在底鼓機(jī)理研究起到了重要的影響作用[11]。焦彪等對(duì)回采巷道圍巖變形破壞規(guī)律進(jìn)行了數(shù)值模擬,得到巷道圍巖變形受回采擾動(dòng)會(huì)急劇增長(zhǎng),距離工作面越近,變形變化趨勢(shì)越大[12]。秦洪巖等通過(guò)理論分析與現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)對(duì)河林煤礦綜放工作面回采巷道圍巖變形階段進(jìn)行了確定,定義了工作面前方巷道3個(gè)變形階段[13]。COLWELL等研究煤礦回采巷道頂板巖梁與柱體的結(jié)構(gòu)特性、歐拉屈曲數(shù)學(xué)關(guān)系,認(rèn)為該結(jié)構(gòu)是控制巷道變形與破壞的主要結(jié)構(gòu)[14]。張自政等對(duì)海石灣煤礦穿斷層的回采巷道圍巖變形機(jī)理進(jìn)行了研究并確定了穩(wěn)定控制方案[15]。徐向陽(yáng)對(duì)特厚煤層綜放強(qiáng)采動(dòng)回采巷道圍巖變形進(jìn)行了深入研究,明確了綜放面強(qiáng)采動(dòng)回采巷道圍巖-支護(hù)結(jié)構(gòu)體破壞機(jī)理,確定了特厚煤層綜放面開采支承應(yīng)力分布特征與影響因素,得到了特厚煤層綜放面回采巷道圍巖穩(wěn)定-失穩(wěn)演化規(guī)律[16]。陳慶港等采用Reissner厚板理論構(gòu)建了巷道互層頂板力學(xué)模型,得到了不同條件下互層頂板應(yīng)力分布[17]。王宇等采用彈塑性力學(xué)理論建立的側(cè)向采動(dòng)應(yīng)力力學(xué)模型與數(shù)學(xué)推導(dǎo)得到了煤巖體側(cè)向采動(dòng)應(yīng)力方程和破壞深度方程[18]。蔣威等基于彈性地基梁理論、內(nèi)外應(yīng)力場(chǎng)理論計(jì)算分析了沿空巷道覆巖結(jié)構(gòu)特征及其內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)分布,配合離散元數(shù)值模擬分析了巷道圍巖變形特征[19]。劉正和等采用相似材料模擬與數(shù)值模擬相結(jié)合的方法,深入研究了回采巷道應(yīng)力分布特征,得到煤柱垂直應(yīng)力峰值、垂直應(yīng)力峰值位置距回采巷道煤壁距離和距離工作面后方的距離與切縫深度成對(duì)數(shù)關(guān)系[20]。高士崗等針對(duì)神東礦區(qū)近距離煤層群開采的回采巷道布置位置確定開展了回采巷道變形規(guī)律的研究[21]。李季等揭示了深部巷道主應(yīng)力差分布規(guī)律及塑性區(qū)蝶葉方向性形成機(jī)制[22-23]。SONG等通過(guò)現(xiàn)場(chǎng)測(cè)量與數(shù)值模擬相結(jié)合的方法探究矩形巷道在開采應(yīng)力影響下的圍巖發(fā)育破壞特征,并提出了一種預(yù)測(cè)長(zhǎng)壁開采過(guò)程中開挖破壞區(qū)發(fā)育的方法[24]。
針對(duì)胡家河礦井綜放工作面回采巷道應(yīng)力分布演化規(guī)律,目前多采用理論分析與數(shù)值模擬方法,數(shù)據(jù)結(jié)果與應(yīng)力分布規(guī)律的真實(shí)性對(duì)回采巷道圍巖穩(wěn)定性控制及其支護(hù)優(yōu)化起到?jīng)Q定性作用。因此,文中采用現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)、理論分析與數(shù)值模擬相結(jié)合的方法,分析回采巷道變形破壞規(guī)律,揭示受采掘擾動(dòng)造成的超前與側(cè)向支承應(yīng)力分布演化規(guī)律,對(duì)礦井災(zāi)害防治以及巷道圍巖穩(wěn)定性控制提供重要依據(jù)。
胡家河礦井主要可采煤層為4號(hào)煤層,平均埋深690 m,平均厚度20 m,直接頂以粉砂巖、砂質(zhì)泥巖為主,厚度1.7~8.5 m,強(qiáng)度0.4~25.8 MPa,基本頂以中粒砂巖、粗粒砂巖為主,厚度10.2~20 m,強(qiáng)度6.7~17.2 MPa,直接底以鋁質(zhì)泥巖為主,厚度約3~5 m,強(qiáng)度16.1~20.7 MPa。
402102工作面走向長(zhǎng)度1 956 m,傾向長(zhǎng)度180 m,設(shè)計(jì)運(yùn)輸巷、回風(fēng)巷、高抽巷和泄水巷4條巷道,運(yùn)輸巷、回風(fēng)巷和泄水巷布置在4號(hào)煤層,而高抽巷布置在4號(hào)煤頂板以上6~8 m穩(wěn)定巖層中,運(yùn)輸巷與泄水巷之間留設(shè)有19.6 m凈煤柱。工作面采用走向長(zhǎng)壁分層綜合機(jī)械化放頂煤開采,全部垮落法管理頂板?;夭擅簩雍穸?4.0 m,割煤設(shè)計(jì)高度3.5 m,放頂煤高度10.5 m。
由于采空區(qū)處煤體的開挖,其在工作面處煤壁形成自由面,在超前支承應(yīng)力作用下,由工作面處煤壁向深部煤體發(fā)生塑性破壞。超前支承應(yīng)力自工作面煤壁向遠(yuǎn)離采空區(qū)處先增大后減小,逐漸恢復(fù)至原巖應(yīng)力。
塑性區(qū)與彈性區(qū)交界面處即為超前支承應(yīng)力峰值位置。假設(shè)煤體為各向同性的均質(zhì)體,分析煤體內(nèi)塑性區(qū)的微元體受力情況如圖1所示。
圖1 微元體力學(xué)模型Fig.1 Mechanical model for microbody
分析塑性區(qū)煤體受力情況[25-26],如圖1(a)所示。在水平方向上,當(dāng)煤體受力平衡時(shí),即∑Fx=0時(shí),構(gòu)建平衡方程
式中 m為采高,m;σx為水平應(yīng)力,MPa;σy為垂直應(yīng)力,MPa;f為層間摩擦系數(shù)。
根據(jù)極限平衡區(qū)條件有
式中 Rc為煤體單軸抗壓強(qiáng)度,MPa;φ為煤體內(nèi)摩擦角,(°)。
聯(lián)立公式(1)、(2),得
式中 x0為極限平衡區(qū)任一點(diǎn)至煤壁距離,m;N0為煤體殘余支承強(qiáng)度,MPa。
其中
式中 τ0為煤體殘余剪切強(qiáng)度,MPa。
令
式中 K為應(yīng)力集中系數(shù);γ為頂板巖層容重,kN/m3;H為埋深,m。
分析彈性區(qū)[27]煤體受力情況,如圖1(b)所示。當(dāng)煤體受力平衡時(shí),在水平方向上,即∑Fx=0時(shí),構(gòu)建平衡方程
在彈性區(qū)內(nèi),水平應(yīng)力與垂直應(yīng)力為
式中 λ為側(cè)壓系數(shù)。
聯(lián)立公式(6)、(7)得
式中 x1為工作面超前支承應(yīng)力影響范圍,m。
此時(shí),σy按照原巖應(yīng)力計(jì)算,即
將公式(9)代入(8)得
式中 m取值14 m;f取值0.35;φ取值35°;τ0取值3.73 MPa;K取值2.5;γ取值25.3 kN/m3;H取值690 m;λ取值0.2。
代入數(shù)據(jù)得到工作面超前支承應(yīng)力峰值影響范圍為11.4 m,即x0=11.4 m,因此,工作面超前支承應(yīng)力影響整體范圍為103.03 m,即x1=103 03 m。
根據(jù)胡家河煤礦402102工作面綜合柱狀圖構(gòu)建FLAC3D的數(shù)值計(jì)算模型,模型尺寸為610 m×1500 m×138 m,在巷道附近對(duì)網(wǎng)格進(jìn)行加密,X方向每格代表1 m,Y方向每格代表5 m。在模型豎直方向加載在模型上表面的應(yīng)力主要體現(xiàn)上覆巖層的自重應(yīng)力,按照γH,埋深取600 m,垂直應(yīng)力15 MPa,由于胡家河煤礦未進(jìn)行過(guò)地應(yīng)力測(cè)試,因此水平應(yīng)力取1.2倍垂直應(yīng)力,水平應(yīng)力為18 MPa。限制模型前、后、左、右和下等5個(gè)表面的位移和初速度,同時(shí)底面為固定約束,模擬的模型采用基于彈塑性理論的摩爾-庫(kù)倫強(qiáng)度準(zhǔn)則。模擬計(jì)算采用的巖體力學(xué)參數(shù),見(jiàn)表1。
表1 煤巖力學(xué)參數(shù)Table 1 Mechanical parameters of coal rock
據(jù)工作面回采至一次見(jiàn)方處(工作面推進(jìn)180 m)模擬結(jié)果,提取距工作面不同位置處泄水巷圍巖塑性區(qū)分布情況,如圖2所示。
圖2 塑性區(qū)云圖Fig.2 Cloud map of plastic zone
由圖2可知,泄水巷圍巖塑性區(qū)分布范圍受工作面回采距離影響較小,且頂?shù)装逅苄詤^(qū)分布范圍>泄水巷兩幫塑性區(qū)分布范圍,泄水巷頂?shù)装逅苄詤^(qū)分布最大范圍為1.25 m,兩幫塑性區(qū)分布最大范圍為1.0 m。當(dāng)泄水巷距離工作面前方超過(guò)50 m時(shí),巷道圍巖塑性區(qū)不再發(fā)生變化,表明超前支承應(yīng)力對(duì)泄水巷圍巖塑性區(qū)的影響不超過(guò)50 m。
從圖2可以看出,隨著工作面的不斷向前推進(jìn),在超前支承應(yīng)力的影響下,巷道圍巖塑性區(qū)分布范圍變化較小,但塑性區(qū)內(nèi)部進(jìn)一步出現(xiàn)剪切破壞和拉伸破壞,而根據(jù)塑性區(qū)范圍內(nèi)顏色分布,可以確定工作面超前支承應(yīng)力對(duì)巷道的影響主要為剪切破壞。從圖3可以看出,巷道圍巖的破壞主要是由于剪切破壞造成的,而巷道底板和兩幫圍巖處存在一定范圍的拉伸破壞。
圖3 煤柱幫超前支承應(yīng)力Fig.3 Advanced support-stress of coal column gang
通過(guò)建立數(shù)值模型,按照工作面實(shí)際回采情況模擬巷道開挖、402102工作面回采,分析工作面回采至一次見(jiàn)方期間泄水巷圍巖應(yīng)力分布特征,泄水巷煤柱側(cè)超前支承應(yīng)力分布如圖3所示。
由圖3可知,5,10,15,20 m和25 m的支承應(yīng)力分布規(guī)律是相同的,曲線斜率基本都是以14 m為分界點(diǎn),先增大后減小,這5個(gè)測(cè)點(diǎn)的應(yīng)力分布為:5 m>10 m>15 m>20 m>25 m。在距離工作面約108 m位置時(shí),應(yīng)力曲線斜率進(jìn)一步減小并逐漸趨向于0。從圖中可以看出超前支承應(yīng)力影響范圍內(nèi)垂直應(yīng)力最大值為29 MPa,0 m和30 m測(cè)點(diǎn)的超前支承應(yīng)力曲線與5,10,15,20 m和25 m測(cè)點(diǎn)的超前支承應(yīng)力曲線存在明顯差異。
隨著工作面的不斷向前推進(jìn),當(dāng)工作面推進(jìn)到一次見(jiàn)方時(shí),工作面的超前支承應(yīng)力影響達(dá)到最大。此時(shí)工作面頂板垮落高度已經(jīng)達(dá)到高層位頂板巖層,因此此時(shí)最大支承應(yīng)力位于工作面超前位置。從圖中可以看出工作面超前應(yīng)力峰值位于工作面前方約12 m位置,此時(shí)超前工作面煤體受采空區(qū)上覆巖層垮落影響,煤體所受支承應(yīng)力增大,發(fā)生彈塑性變形,而超前支承應(yīng)力隨著與工作面距離的增大不斷衰減,當(dāng)?shù)竭_(dá)工作面前方約108 m位置時(shí),應(yīng)力曲線斜率基本趨近于0,表明此時(shí)煤體已處于原巖應(yīng)力范圍內(nèi),不再受超前支承應(yīng)力影響。
402102工作面巷道頂板錨索長(zhǎng)度為7.1 m,幫部錨索長(zhǎng)度為3.5 m,頂板錨桿長(zhǎng)度為2.5 m。由于泄水巷位于運(yùn)輸巷外側(cè),能夠完整地監(jiān)測(cè)到402102工作面回采過(guò)程,因此在泄水巷布置測(cè)點(diǎn),由此確定。
4.1.1 深基點(diǎn)位移監(jiān)測(cè)
泄水巷頂板測(cè)點(diǎn)深度為8,4,2.5,1 m;幫部測(cè)點(diǎn)深度為3.5 m,淺部測(cè)點(diǎn)深度為2.5 m。泄水巷工作面前方150 m處開始布置測(cè)站,3組測(cè)站間距30 m,每組測(cè)站在泄水巷煤柱幫及頂板各布置一個(gè)測(cè)點(diǎn),共計(jì)6個(gè)測(cè)點(diǎn)。幫部安裝深基點(diǎn)位移計(jì),頂板安裝頂板離層儀。
4.1.2 錨桿(索)應(yīng)力監(jiān)測(cè)
泄水巷工作面前方150 m處開始布置測(cè)站,兩測(cè)站間距50 m,每條巷道布置2組測(cè)站,每測(cè)站有4個(gè)測(cè)點(diǎn),共布置8個(gè)測(cè)點(diǎn)。每測(cè)站處,在巷道頂板及煤柱幫中心位置布置錨索、錨桿鉆孔,安裝錨桿及錨索應(yīng)力計(jì)。綜合考慮402102工作面回采巷道現(xiàn)場(chǎng)地質(zhì)條件及現(xiàn)有影響因素,現(xiàn)場(chǎng)測(cè)站布置方案如圖4所示。
圖4 402102工作面測(cè)站布置Fig.4 Layout of 402102 working face station
通過(guò)對(duì)現(xiàn)場(chǎng)數(shù)據(jù)的采集、處理與繪制,整理泄水巷在402102工作面回采過(guò)程中的煤柱側(cè)以及頂板的位移變化情況,結(jié)果如圖5,6所示。
圖5 煤柱幫圍巖位移變化Fig.5 Displacement variation of surrounding rock of coal column gang
圖5為工作面回采過(guò)程中泄水巷煤柱側(cè)的圍巖位移變化曲線,由圖5可知,深基點(diǎn)3.5 m處的圍巖位移變化率與淺基點(diǎn)2.5 m處的圍巖位移變化率基本同步,深基點(diǎn)的最大位移變化率約為4 25,淺基點(diǎn)的最大位移變化率約為2.25。工作面的推進(jìn)使得采空區(qū)面積的增大,以及采空區(qū)上覆巖層作用在煤柱上的載荷也在不斷增大,導(dǎo)致煤柱應(yīng)力集中程度不斷增大,而煤柱兩幫向巷道的不斷擴(kuò)容是煤柱在回采至距工作面0 m前,位移不斷增大的主要原因。而在回采至工作面0 m后,煤柱受采空區(qū)側(cè)向支承應(yīng)力和采空區(qū)高層位厚硬頂板破斷影響導(dǎo)致兩幫位移進(jìn)一步增大。
從圖5可以看出,工作面回采在超前90 m范圍內(nèi)煤柱幫圍巖位移發(fā)生變化。
圖6為工作面回采過(guò)程中泄水巷頂板圍巖位移變化曲線,由圖6可知,8 m測(cè)點(diǎn)處的位移變化率最大,位移變化率最大值約為13。8 m和4 m測(cè)點(diǎn)處頂板巖層位移要稍滯后于1 m和2.5 m測(cè)點(diǎn)處頂板巖層位移,且頂板巖層的位移變化率隨著頂板巖層層位的降低而減小。
圖6 頂板圍巖位移變化Fig.6 Displacement variation of the surrounding rock of the roof plate
隨著工作面的不斷向前推進(jìn),工作面的懸頂面積不斷增大,當(dāng)工作面回采達(dá)到低層位巖層的破斷距時(shí),低層位的巖層先發(fā)生破斷,而后隨著工作面繼續(xù)向前推進(jìn),達(dá)到高層位厚硬巖層的破斷距后,高層位厚硬頂板巖層發(fā)生破斷,因此高層位厚硬巖層的位移要滯后于低層位巖層的位移,即8 m和4 m處頂板巖層位移要滯后于1 m和2.5 m處頂板巖層位移。當(dāng)工作面回采至距離測(cè)點(diǎn)約50 m位置時(shí),工作面頂板巖層破斷導(dǎo)致工作面超前約50 m位置處的頂板巖層受超前采動(dòng)應(yīng)力的影響而發(fā)生位移,而后隨著工作面的繼續(xù)向前推進(jìn),測(cè)點(diǎn)處頂板巖層在超前采動(dòng)應(yīng)力的影響下位移進(jìn)一步增大。由于高層位的頂板巖層的垮落步距較大,而低層位的巖層垮落步距較小,因此高層位的頂板巖層垮落造成的擾動(dòng)影響要明顯大于低層位的頂板巖層垮落造成的擾動(dòng)影響,故測(cè)點(diǎn)在受超前支承應(yīng)力影響下高層位的頂板巖層位移變化要明顯大于低層位頂板巖層的位移變化。而工作面回采過(guò)后,低層位的頂板先發(fā)生破斷,高層位的頂板巖層發(fā)生彎曲變形,因此高低位巖層的位移增大,而后隨著高層位厚硬巖層發(fā)生破斷,從而導(dǎo)致高位巖層位移進(jìn)一步增大。
對(duì)比圖5和圖6可以發(fā)現(xiàn),頂板巖層的位移變化受超前采動(dòng)應(yīng)力的影響范圍要明顯小于巷道幫部煤體所受超前采動(dòng)應(yīng)力的影響范圍。分析原因,是由于煤柱兩側(cè)都存在自由空間,且煤柱受尺寸影響,因此煤柱淺部煤體更容易發(fā)生塑性破壞。由于工作面頂板本身具有一定的自承載能力,因此測(cè)點(diǎn)處頂板在超前支承應(yīng)力影響下不會(huì)立即發(fā)生位移,而巷道幫部煤體的超前支承應(yīng)力轉(zhuǎn)變拉應(yīng)力,因此幫部煤體更容易發(fā)生位移。
綜上可知,受超前采動(dòng)影響泄水巷圍巖變形規(guī)律如下:頂板位移超前影響范圍為50 m,幫部位移超前影響范圍為90 m。受高、低層位頂板巖層破斷距不同的影響,頂板不同層位的巖層位移不同,且高層位的巖層的位移要大于低層位巖層的位移。
整理泄水巷在402102工作面回采過(guò)程中的頂板以及煤柱側(cè)錨桿(索)應(yīng)力實(shí)測(cè)結(jié)果如圖7,圖8所示。
圖7 頂板錨桿(索)應(yīng)力變化Fig.7 Variation of bolt and cable stress on roof
圖8 煤柱幫錨桿(索)應(yīng)力變化Fig.8 Variation of bolt and cable stress of coal column gang
圖7為工作面回采過(guò)程中1號(hào)測(cè)站和2號(hào)測(cè)站頂板錨桿(索)的應(yīng)力變化曲線,從圖7可以看出,在工作面回采過(guò)程中,頂板錨索所受超前支承應(yīng)力要大于頂板錨桿所受超前支承應(yīng)力,當(dāng)工作面回采至距離1號(hào)測(cè)點(diǎn)90 m處時(shí),頂板錨索所受應(yīng)力開始逐漸增大,而當(dāng)工作面回采至距離1號(hào)測(cè)點(diǎn)約15m處時(shí),頂板錨索應(yīng)力達(dá)到最大,之后隨著回采工作面與測(cè)點(diǎn)距離的不斷減小,頂板錨索應(yīng)力快速減小,之后頂板錨索應(yīng)力呈現(xiàn)不規(guī)則變化。
由圖7可知,當(dāng)工作面回采至距離1號(hào)測(cè)點(diǎn)95 m處時(shí),頂板錨桿所受應(yīng)力開始逐漸增大,而當(dāng)工作面回采至距離1號(hào)測(cè)站約20 m處時(shí),頂板錨桿應(yīng)力達(dá)到最大。2號(hào)測(cè)站的布置點(diǎn)要滯后于1號(hào)測(cè)站,因此2號(hào)測(cè)站頂板錨桿(索)的受力要滯后于1號(hào)測(cè)站,但應(yīng)力趨勢(shì)保持不變。從圖中可以看出,在工作面超前采動(dòng)影響范圍內(nèi),頂板錨桿的受力要早于頂板錨索的受力,但錨桿的受力影響范圍要小于錨索的受力影響范圍。分析原因,受巖層高低層位分布影響,高層位巖層受力范圍要大于低層位巖層受力范圍,低層位頂板巖層首先發(fā)生離層,因此低層位巖層應(yīng)力要小于高層位巖層應(yīng)力。
圖8為工作面回采過(guò)程中1號(hào)測(cè)站和2號(hào)測(cè)站煤柱幫錨桿(索)的應(yīng)力變化曲線,從圖8可以看出,在工作面回采過(guò)程中,幫部錨桿(索)在距離工作面100 m位置時(shí)就已經(jīng)處于超前應(yīng)力影響范圍內(nèi),且煤柱幫錨桿(索)應(yīng)力曲線呈單峰分布。煤柱幫錨桿與錨索的應(yīng)力最大值基本相同,而錨索的應(yīng)力升高速率明顯要低于錨桿的應(yīng)力升高速率,但錨索的應(yīng)力變化范圍要大于錨桿的應(yīng)力變化范圍。分析原因,由于煤柱寬度較小,且采用放頂煤開采,因此泄水巷煤柱受工作面回采影響較大,由于錨桿長(zhǎng)度小于錨索長(zhǎng)度,因此錨桿最先受到采動(dòng)應(yīng)力的影響,且應(yīng)力增速較大,而隨著回采工作面與測(cè)站1距離不斷減小,錨索受采動(dòng)影響,錨索應(yīng)力不斷增大。在工作面回采過(guò)程中,泄水巷煤柱所受應(yīng)力不斷增大,煤柱中心位置受力不斷增大,彈性內(nèi)核逐漸減小,而煤柱淺部位置較早受力,彈塑性轉(zhuǎn)化更容易,因此錨索的受力范圍要大于錨桿的受力范圍。
綜上所述,煤柱幫錨桿(索)超前應(yīng)力影響范圍為工作面前方100 m,峰值應(yīng)力位于工作面前方18 m位置,而頂板錨桿(索)超前應(yīng)力影響范圍為工作面前方90~95 m,峰值應(yīng)力位于工作面前方約10 m位置。頂板錨索受力最大值大于頂板錨桿受力最大值,煤柱幫錨桿(索)受力最大值基本相同。錨索的受力影響范圍整體上要大于錨桿的受力影響范圍,但錨桿的應(yīng)力變化先于錨索的應(yīng)力變化。
1)由于放頂煤開采的劇烈擾動(dòng)導(dǎo)致應(yīng)力重新分布,并向超前的深部煤體轉(zhuǎn)移,因此聚集在巷道頂?shù)装宓膽?yīng)力使得頂?shù)装逅苄詤^(qū)范圍遠(yuǎn)大于巷道幫部,且頂?shù)装逅苄詤^(qū)在工作面超前影響范圍內(nèi),隨距工作面距離的增大幾乎不發(fā)生變化,幫部塑性區(qū)范圍隨距工作面距離的增大逐漸減小。
2)基于極限平衡區(qū)理論構(gòu)建的煤體內(nèi)塑性區(qū)與彈性區(qū)力學(xué)模型,確定了工作面超前支承峰值應(yīng)力影響范圍為工作面前方11.4 m,超前支承應(yīng)力影響范圍為工作面前方103.03 m。
3)通過(guò)理論分析、數(shù)值模擬與現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)結(jié)果比對(duì)發(fā)現(xiàn),2種方法得到的泄水巷超前峰值應(yīng)力影響范圍與超前支承應(yīng)力整體影響范圍和實(shí)測(cè)結(jié)果基本一致,超前支承應(yīng)力影響范圍的理論值與超前峰值應(yīng)力影響范圍模擬值具有一定安全儲(chǔ)備。