围岩应力

围岩应力（精选八篇）

围岩应力篇1

过去在针对高应力沿空巷道掘进中,大多采用架棚支护以及巷中打挑棚加固被动支护方式,也曾经尝试过锚网梁索主动支护方式,但支护效果不是很理想,巷道变形非常严重,巷道维护非常困难,需要多次起底清除处理。特别是回采过程中,巷道的高度和宽度严重制约了工作面的回采。巷道变形是因为巷道应力变化引起的,只有巷道的应力环境改善了,巷道的变形才能得以控制。为了从根本上解决巷道变形问题,在掘进过程中采用开凿卸压槽和超前钻孔卸压爆破两项围岩应力转移技术,改善了围岩的应力环境,减轻了高应力对巷道浅层的破坏,满足了安全生产的需要。

2应力转移技术

传统的控制方法主要是提高围岩强度(如注浆加固、锚注等)和合理的支护技术(如砌碹、架棚、锚网等)。针对高应力巷道,从以上两方面展开围岩控制方面的研究,仍不足以解决高应力巷道难维护的问题。

应力转移技术是以引起巷道围岩变形破坏的力学环境为着眼点,并以控制巷道围岩应力为中心,将巷道高应力转化为低应力,同时将部分应力向空间释放,以减小巷道围岩塑性区和围岩变形量,实现巷道围岩稳定的控制目标。其应力转移技术理论实质简单地可以概括为应力一部分向围岩深部转移、一部分向巷道空间释放。

2.1超前钻孔卸压爆破

爆破卸压是用爆破方法减缓巷道应力集中,使应力向深部转移的一种有效技术途径,从原理图1可以看出,巷道通过打超前钻孔,使巷道前方的围岩应力曲线由3过渡到4,围岩应力曲线峰值向前方发生转移。

2.2卸压槽

开凿卸压槽是根据巷道围岩应力破坏机理提出的一种有效治理方法,其作用在于巷道帮部开凿卸压槽后,造成了巷道帮部的围岩应力重新分布,使应力曲线峰值向巷道外侧深部转移,减轻了围岩应力对巷道浅层的破坏,从而保护了巷道的完整性,有利于巷道的后期维护,见图2。

3实施方案

3.1工程概况

刘桥一矿Ⅱ467工作面,风巷与Ⅱ465采空区相邻,采用窄煤柱沿空掘巷,煤柱宽度3.5m,如图3所示。该面位于陈集向斜轴的西侧,属于高应力区。巷道长度400m,设计跟4煤顶板施工,煤层顶板以粉砂质泥岩为主,局部为浅灰色粉细砂岩,裂隙发育,易冒落,厚0～9.23m。老顶为浅灰色细砂岩,坚硬,裂隙发育,裂隙面不平整,有方解石脉或黄铁矿充填,厚6.64～20.93m。原岩应力比较大,最大主应力达到19.6MPa,围岩应力比较集中。巷道断面为斜矩形,宽×高=3 400mm×2 600mm。考虑到巷道的变形量,实际掘巷断面尺寸为3 500mm×2 700mm。

3.2巷道支护方式与参数

支护形式为锚、梁、网、索联合支护,支护参数如图4所示。

3.3超前钻孔爆破实施方案

3.3.1钻孔参数及装药方式的确定

超前钻孔卸压爆破是巷道释放能量的一种手段,其爆破产生的自由空间大小与钻孔的布置有很大关系,自由空间作用在于改变煤体的应力分布及其特性,使煤体一围岩系统储存的弹性能量得到缓慢释放。钻孔间距是影响钻孔卸压效果的一个重要参数,且钻孔间距越小钻孔卸压效果越好。随着埋深的增大,煤体垂直压力增大,钻孔卸压效果越来越好。由于超前卸压爆破孔都比较长,为确保起爆安全,其装药结构与普通浅孔爆破有所不同,采用PVC套管辅助装药,孔内双炮头,孔深根据实际情况一般5～15m,每个炮头安装1个雷管,采用正向起爆结构,如图5所示。

3.3.2超前钻孔卸压爆破现场施工

(1)钻孔布置及装药。在巷道迎头采用三角布置钻孔,共设4个炮眼,炮眼间距1 m(或0.8m),为增大爆破自由面的作用,在三角形中间设置1个空炮眼,炮眼直径φ45mm,炮眼深度8.0m,采用硝铵乳化炸药,装药量3.0kg/眼,采用串联、双雷管正向装药结构,如图6所示。

(2)循环施工。为减小巷道扰动,采用综掘机截割,锚网梁索支护。巷道一次超前卸压爆破8m,综掘机截割5m,依此类推,循环进行。

3.4卸压槽实施方案

在现场实施过程中,考虑到巷道维护可能性及方便性,在巷道的实体煤侧施工卸压槽,其参数宽×高×深=500mm×巷道帮部高度×800mm,如图7所示,设计卸压间隔为20m。卸压槽开凿后,要及时支护,及时处理新的暴露面,防止卸压槽两侧煤帮坍塌,两侧采用木板护槽壁,中间打木撑固定,槽口用钢筋网封闭。同时布置表面位移点,并设专人观测,观测周期为每3d一次。

3.5效果分析

3.5.1超前卸压爆破效果分析

(1)巷道稳定性增强。巷道变形比不采用超前卸压爆破时明显减小,且发生底鼓的可能性很少;未采用超前爆破施工的巷道顶板明显破碎,且底鼓比较严重,需要多次清底,巷道维护很困难。爆破卸压前后两段巷道围岩变形量监测统计如表1所示。

(2)施工速度加快。钻孔超前卸压爆破后,施工速度明显加快,缓解了采掘接续压力。

3.5.2卸压槽卸压效果分析

(1)从卸压槽本身的卸压效果分析。卸压槽卸压效果见表2。

从表2可以看出,所有卸压槽均有卸压效果,卸压程度的不同与各点所处的地质构造有关。XY-4变形量之所以最大,是因为此卸压槽所处的位置在N250°∠38°H=0.7m断层处。

(2)巷道实测的围岩收敛。2010年10月至11月巷道实测围岩收敛曲线见图8。

4结论

(1)在高应力沿空巷道中掘进采用钻孔超前卸压爆破技术提前释放围岩应力,改变了前方煤体支撑曲线的分布,改善了围岩的应力环境,保证了支护完整性。

(2)超前卸压爆破技术的应用,改变了巷道前方的应力分布,提前释放了工作面前方的超前压力,有利巷道维护。

(3)通过现场试验证明,在实体煤侧开凿卸压槽,减轻了围岩应力对巷道浅层的破坏,减轻矿山压力对巷道的有害影响,保护了巷道支护的完整性。

(4)对于类似的窄煤柱沿空掘进巷道,如果矿压较大,可以尝试考虑在帮部、底板同时布置卸压槽,以减轻矿山压力对巷道的有害影响。

摘要：在高应力沿空巷道掘进中,采用超前钻孔卸压爆破技术使巷道前方提前产生自由面,释放超前压力,减轻了巷道的高应力扰动;采用卸压槽技术,减轻了巷道围岩应力对巷道浅层的破坏,保护了巷道支护的完整性,这两项技术是在巷道支护领域值得推广应用的新技术。

关键词：沿空掘进,应力转移,卸压爆破,卸压槽

参考文献

[1]中国矿业大学.井巷工程[M].北京:煤炭工业出版社.1984.

[2]钱鸣高,刘听成.矿山压力及其控制[M].北京:煤炭工业出版社,1984.

[3]陈炎光,陆士良.中国煤矿巷道围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社.1994.

[4]林柏泉,周世宁.煤巷卸压槽及其防突作用机理的初步研究[J].岩土工程学报,1995,17(3):32-38.

围岩应力篇2

关键词：高地应力；软弱围岩巷道；联合支护技术；深井；煤炭开采文献标识码：A

中图分类号：TD353 文章编号：1009-2374（2016）12-0141-02 DOI：10.13535/j.cnki.11-4406/n.2016.12.066

平煤矿区是我国中原地区最大的煤矿区，大多数矿井都已开拓延伸到地下800～1000米深度。随着开采深度的增加，高地应力与岩体强度不足的矛盾也越来越明显，使得地质条件恶化、大范围岩体进入松散破碎状态，支护后的巷道底鼓以及断面缩小严重，造成了大量的维修工作，同时也增加了支护成本，就当前使用的支护技术而言，已很难满足高地应力软弱围岩巷道支护的需要。为了从根本上把深部巷道围岩稳定性控制问题加以解决，本文研究了围岩巷道的分部联合支护技术，并提出了合理的支护方案。

1 平煤股份一矿三水平下延主运输巷工程简介

泥岩、砂质泥岩以及粗砂岩是本矿三水平下延主运输巷道围岩的主要构成材料。此巷标高为-550～200m范围内，巷道采用锚网喷支护，没有架棚。巷道两帮位移200mm，底臌500mm，根据已掘进巷道各围岩的变形情况，我们发现锚网喷支护段的两帮位移以及底臌量都发生了较大变化。

2 深部软岩巷道破坏的影响因素分析

2.1 巖体强度

平煤股份一矿三水平下延主运输巷大多变形破裂巷道处在泥岩、砂质泥岩和粗砂岩中。根据已掘进巷道各围岩的变形情况，可知锚网喷支护段的两帮位移以及底臌量都发生了较大变化。而这些泥岩、砂质泥岩和粗砂岩单轴抗压强度低，岩体的强度应力比较小，岩体强度与高地应力之间的矛盾成为影响深部巷道失稳的主要因素。

2.2 地下水的影响

区域内岩层含水量不大，没有大型蓄水构造，施工中巷道涌水主要是顶板淋水和生产用水，对施工影响不大。

2.3 地应力的影响

巷道开挖前，原岩应力越高，由于开挖卸荷产生的偏应力就越大，对深部巷道而言，近表围岩的围压通常会出现较大卸荷，而巷道周向的应力会得到大幅增加，这必然会增加围岩的剪应力。这两个方向上应力的升降使围岩高应力与低强度之间的矛盾也越来越激烈，这样开挖围岩后劣化速度必然会加快，最终造成巷道的失稳、变形破坏。

2.4 岩石物理力学性质的影响

岩石矿物组成分析测试表明，高岭石与伊利石是三水平下延主运输巷围岩的主要构成。它们都带有弱膨胀黏土矿物的性质，在遇到水的情况下易泥化、水解、软化，其膨胀量也是相当大的，所以高岭石以及伊利石遇水持续膨胀软化也是引起井底工程变形、失衡的重要原因。此外施工因素，如施工工艺以及施工技术也会对巷道的稳定性产生重要影响。

综合分析了影响巷道稳定性的主要因素，岩体强度、地下水、地应力大小、围岩物理力学性质、温度和施工质量等，其中高地应力和低岩体强度之间的矛盾是导致巷道失稳的主要因素。

3 变形破坏机理及支护对策

借助Phase2计算软件来对深部软岩巷道出现大变形破坏的机理进行分析，可知岩体垮落与滑移现象会首先发生于巷道拱顶、底板中央区与两侧边墙块体中，这样产生的破坏区主要是以张拉破坏为主的。而剪应力集中区会出现在巷道左右拱肩与两侧底角中。随着深度的加深破坏区范围也在不断延伸，便会出现很多以剪切破坏为主的破坏区，加之巷道变形量也在不断增大，最终造成失稳破坏现象。

基于以上对巷道变形破坏失稳机理的分析，可以采用以下对策来进行巷道支护：

最初在开挖巷道时，由于巷道表面受拉破坏，根据顶板的破碎程度确定是否进行U型钢架棚，如图1所示。

针对拱顶、底板中央、两边墙拉伸破坏区采用预应力锚索加固（如图2所示），这样不但可以对拱顶下沉的下沉现象进行有效控制，还可以有效控制底臌、两帮的收敛变形情况。

为了有效应对两拱肩剪应力比较集中的现象，可把锚杆适当加密（见图3），通过使锚杆抗剪强度与刚度增大的方式，对剪切破坏区的发展进行有效控制。

为了有效应对两侧底角的剪应力比较集中的现象，采用了增设帮脚锚杆与底角注浆锚管的方式（见图4）来使各围岩的抗剪强度得到提高，进而有效防止剪切滑移现象的出现；这边便可与底板锚索有效联合起来对底臌变形的变形情况共同进行抵抗。

注浆补强全断面，固结修复破裂损伤区的围岩，这样可以与锚杆/索共同构成一种联合加固的结构（见图5），进而更有力地保障巷道的长期稳定。

4 支护方案

4.1 总体设计思路

本设计采用分步联合支护理念，钢筋网+U型钢支架+喷层，顶拱、两帮高强预应力锚杆+浅孔注浆进行一次支护，全断面滞后深孔注浆+高强预应力锚索为二次支护，最后施作预底板注浆+锚索。

4.2 具体施工顺序

巷道开挖后施工工序为：挂钢筋网→架设36U型钢支架→初喷100mm厚C20混凝土→浅孔注浆→深孔注浆→施作预应力锚杆→施作预应力锚索→复喷50mm厚C20混凝土。

5 支护效果评价

5.1 在实测地应力和围岩条件下的强度评价

根据实测的地应力大小、方向和现场围岩条件，巷道开挖采用该支护方案后，计算巷道收敛变形，进行围岩稳定性分析，采用本支护方案后，肩顶最大位移控制为55mm，底臌控制在72mm范围内，均不超过150mm，能够有效控制围岩变形破坏，确保巷道稳定。

5.2 地应力增加时支护结构强度评价

该主运输巷是一条下山巷道，普遍来讲，随着埋深的增大地应力增加，应考虑当地应力随着埋深增大或因其他地质构造作用而增大时，该支护结构的强度是否满足要求。

本文进行了多种工况的比较，分别比较了地应力场的最大主应力为35MPa、40MPa、45MPa或地质条件恶化时围岩的稳定性，给出了相应的强度评价。

支护强度评价：当地应力超过45MPa或地质条件恶化时，采用该支护方案后围岩变形量较大，有必要进行补强支护。表1只是进行了理论计算，现场情况复杂多变，存在许多不确定性因素，当地应力未超过45MPa时，根据新奥法理念，现场监测，当围岩稳定性变差时，及时调整支护方案及相关支护参数。

6 结语

采用适合平煤矿区的深井高地应力软弱巷道支护方案在三水平下延主运输巷进行试验以来，取得了显著效果。成功应用了提出了钢筋网+U型钢支架+喷层，顶拱、两帮高强预应力锚杆+浅孔注浆进行一次支护，全断面滞后深孔注浆+高强预应力锚索为二次支护的分部联合支护技术。解决了巷道稳定性控制问题，显著改善了巷道生产安全状况，大大减少了巷道返修，实现了深井巷道支护方案的系统化，保证了稳产高产。

作者简介：侯恒元（1982-），男，河南焦作人，平煤股份一矿掘进一队技术员，研究方向：采矿工程。

霍洛湾煤层属性及其围岩应力探究篇3

1、煤层属性

上煤层厚度变化不大, 稳定, 结构简单。上分层厚度为2.53~2.83m, 煤层倾角1~3°。在工作面两顺槽、切眼及主、辅回撤通道掘进过程中, 未发现大中型构造。煤层顶板相对破碎, 裂隙发育。2-2上煤层为低灰、特低磷、中高热值煤之不粘煤, 所产煤炭是良好的动力用煤和良好的工业气化用煤, 并可用于煤液化。

瓦斯含量低, 多属二氧化碳~氮气和甲烷~氮气带, 属低沼气矿井, 但是不排除局部有瓦斯积聚现象。本井田煤尘具有爆炸危险性, 煤尘爆炸性指数36%, 属易爆及较易自燃煤层, 发火期一个月左右。地温地压正常。

工作面上部含水层为第四系松散潜水含水层, 易接受大气降水渗透补给。但该地区地形普遍切割, 储水条件较差, 在沟谷两侧与基岩接触处常有泉水出露, 流量为0.22L/s。水质为HCO3-Ca-Na。上侏罗统-下白垩统志丹群 (J3-K1zh) :岩性以厚层状杂色砾岩、含砾粗砂岩为主, 泥质胶结, 较疏松, 孔隙、裂隙较发育, 该层含有孔隙、裂隙水。

22102、22103综采工作面水文地质情况较为简单, 上覆基岩厚度为50~160m, 松散层厚度为5-25m, 以风积砂为主。老顶属Ⅰ级, 直接顶板属二类。工作面正常涌水量为100m3/h, 工作面最大涌水量为300m3/h。在工作面推采过程中加强防排水工作, 防止发生水淹没设备及人员伤亡事故情况的发生。

2、采煤方法和回采工艺

22102 (22103) 工作面位于2-2上分层煤层一盘区内, 工作面两顺槽沿煤层倾向布置, 工作面沿煤层走向布置。22102 (22103) 工作面布置了一条运输顺槽、一条辅助运输顺槽、一条回风顺槽, 这三条顺槽均与矿井总回风大巷平行, 与一盘区带式输送机巷成90°夹角。工作面切眼垂直于三条顺槽, 距离一盘区带式输送机巷1528.5m;切眼距离主回撤通道1403 m。工作面运输顺槽巷高2.6m, 巷宽5.4m;辅助运输顺槽巷高2.6m, 巷宽5.4m;回风顺槽巷高2.8m, 巷宽5.0m;切眼巷道高2.5m, 巷宽7m。三条顺槽及联巷掘进时均采用锚网支护, 工作面回采时应根据实际情况对主运, 辅运顺槽进行补强支护。

22102 (22103) 工作面使用的是长臂倾斜后全部垮落的机械方法。工作层面使用的是北京煤机厂生产的ZY7600/16/33型两柱掩护式液压支架进行支护。移架时, 保证支架移到位, 梁端距应保持在416 mm。梁端距过小会造成采煤机滚筒割支架前探梁, 梁端距过大会造成空顶或冒顶。

22102 (22103) 工作面根据工作面地质条件采取双向一次采全高割煤工艺。

双向割煤:即采煤机从刮板机机头割至刮板机机尾, 或刮板机机尾割至刮板机机头各为一刀。进刀方式为端部斜切进刀, 分为机头、机尾两种端部斜切进刀方式, 现以采煤机在刮板机机头进刀为例。

采煤机割煤至刮板机机头后, 将采煤机左滚筒降下来, 返回至刮板输送机弯曲段后进行斜切进刀, 同时液压支架滞后采煤机进行跟机移架;直到采煤机走完弯曲段进入刮板输送机的直线段后停止牵引, 然后沿着刮板机机尾方向依次将溜子推直;采煤机降下右滚筒, 同时升起左滚筒, 启动采煤机牵引沿着刮板机机头方向进行割三角煤;割三角煤完成后, 采煤机降下左滚筒, 升起右滚筒, 沿着刮板机机尾方向进行正常割煤, 完成采煤机在刮板机机头侧的斜切进刀, 采煤机在刮板输送机机尾侧进刀则相反。

二、煤炭层挖掘中围岩的应力分析

在上面的煤炭挖掘之后, 工作面上面的煤柱留下的负荷、承受的压力和矸石上面的载荷一起变成了下层的主要力源, 会对煤柱载荷、工作面压力及地板的载荷造成影响。

1、覆盖岩没有充分垮落时候的围岩应力分析

顶板上面的垮落情况主要和采矿的方法、上面覆盖岩层的分布情况和岩石的性质有关。但是垮落的情况又会对煤柱和工作面的受力情况造成影响。煤炭层在开采的过程中, 面积不断扩大, 当达到一定程度的时候, 岩层就会发生断裂、如果垮落的矸石没有办法把整个区域都填满的话, 上面覆盖的岩层将会出现悬空的情况。这些物质的质量将通过梁传递到煤柱上面。当煤炭层开采使用刀柱方法的时候, 推进的工作面比较短。这种垮落就叫作非充分垮落, 这个时候的围岩负载是:

(1) 载荷的集度qp

煤柱上面的载荷, 这是因为柱子上面岩层的质量和悬空露出的岩石层转移到柱子上面而出现了质量。

(1) 两边都被采空的时候煤柱负载的集度

如果煤柱两边都已经被采集, 挖掘的岩层留下的高度是h, 那么煤柱上面的负载就是:

上式当中, P-煤柱上面的总体载荷;H-挖掘的深度;L-挖掘区域的宽度;B-煤柱的宽;δ-采集区域上面覆盖岩层的角度;γ-上面覆盖岩层的平均重量。

参考煤柱上面的总体负载P, 可以计算出煤柱上面的负载集度是qp:

(2) 一边采空煤体边上的负载

如果煤柱的一边被采空了, 而且采空区域的岩层落差的高度是h的时候, 被采空的边缘承受的压力宽是B, 那么总的边缘负载就是:

所以煤体边上的负载集度qp就是:

(3) 被采空区域的地板负载集度qp

当垮落没有完全的时候, 地板上面承受的压力主要是来自没有落下来的岩石上。在上层被开采之后, 地板上面的载荷集度qb是:

2、覆盖岩层充分垮落时候的围岩受到的应力

如果对长壁的工作层面进行开采, 工作面被向前推进的时候, 采空区域上面受到的压力要比自身的强度大, 这个时候层板就会发生断裂, 然后塌落下来。在顶层塌落之后, 老旧的岩层一般是会保持完整性的, 上面岩层受到的力量将会被传递到两边煤柱的支撑点上面。随着不断推进工作层面, 采空区的跨度会不断增加, 如果老顶层受到的载荷要比自身强度大的时候, 老旧的顶层将会发生断裂, 第一次发生坍塌, 而且以后会持续性坍塌。如果下面的岩层在坍塌之后冒上来的矸石慢慢被挤压平实后, 上面没有坍塌的岩石会重新被支撑起来, 这种坍塌就叫作充分的垮落。岩层被破坏的情况和结构不一样, 长壁工作层面被推进超过顶板之后, 一般可以分为垮落带、裂缝带、全部弯曲沉降带, 出现这种情况的话有可能导致地面出现下沉。

根据上面模拟的数据得出下面的结果, 霍洛湾工作面上的支撑压力距离煤层壁4~10m, 出现影响的范围达到了20~30m, 只有很少的能够达到30~50m。这个区域里面的盈利系数k是1.5~2.0。工作面两端存在一个压力, 这个压力叫作侧向压力, 会造成的影响达到了10~20m, 应力的增高系数是1~1.5。采空区域里面存在后支撑的压力, 当重新采集的工作面推进了一段距离之后, 上方的覆盖岩层活动不再剧烈, 这些区域里面的矸石被压平, 上面的岩石会被不同程度地支撑, 所以说在一定的范围里面有较小的压力, 距离工作面很小距离的话是可以恢复接近原岩的应力。侧面的支撑压力和超前压力会在一定的地点出现交合, 交合之后就变成了支撑压力, 它的盈利增高系数是3~4, 有的时候会更加高。

三、结束语

平面在应力状态下面受到的破坏要比应变状态下面受到的破坏大。在上面的一系列计算当中并没有考虑被破坏的岩体受到应力而出现了塑性流动, 如果把这种情况也考虑进去, 被破坏的区域还会进一步扩大。

(1) 我国不少矿区已经实现2m乃至更薄煤层的夹矸下安全开采。霍洛湾2-2煤层赋存稳定, 且大部分夹矸厚度在5m以上。论证结果表明, 霍洛湾的采空区下极近距离煤层是能够实现安全回采的。

上煤层采空区存在积水时, 积水将会沿裂隙渗透到下煤层, 对下煤层起到软化作用, 使得下煤层采煤工作面易出现冒顶和片帮, 可用超前钻孔排水法消除积水隐患。

(2) 霍洛湾煤矿矿压观测结论:

支架工作阻力绝大部分分布于4000k N~6000k N的区间, 平均循环末阻力值为5990.92k N, 远小于支架的额定工作阻力, 支架对工作面的顶板条件适应性较好。工作面的平均初撑力为3765.86k N, 远小于支架额定初撑力6412k N, 不利于支架工作效能的正常发挥。

(3) 霍洛湾矿2-2煤层与2-2上煤层间距从0~10m不等, 跨越夹石假顶、破碎顶板和块裂顶板三种顶板类型。属于极近距离煤层, 22104工作面处于煤柱下方部分为集中载荷边界, 采空区下方部分为散体边界。

(4) 顺槽位置方案:将运输顺槽和辅运布置在22104工作面的北侧, 即夹矸度较厚的一侧, 回风顺槽布置在工作面的北侧, 即夹矸厚度较薄的一侧。具体是在方案二的回风巷开巷位置再向北增加约50m, 作为方案三的回风巷开巷位置, 方向为西偏北约6°, 使回风巷沿夹矸厚度的变化方向掘进, 保证回风巷顶板最薄处不低于5m。

(5) 采用压力枕对采空区压实情况进行在线实况监测, 从埋设到失效, 共记录了四十多天的在线数据, 从曲线的上升趋势看, 采空区离完全压实需要比较长的时间过程。同时, 用数值模拟方法, 在数值模型采空区设置测点。当时间达到12个月后, 采空区压力便趋于稳定。

摘要：本文结合实际情况, 对霍洛湾煤层进行了研究, 并分析了其围岩应力情况, 对煤层的一些特点进行了详细的解析, 充分的掌握了煤层开发需要注意的事项, 有利于更好的开采。

关键词：霍洛湾,煤炭层,围岩应力,探究

参考文献

[1]乔磊.煤层气多分支水平井钻井工艺研究[J].石油学报, 2007, 5 (2) .

围岩应力篇4

圆形洞室围岩三次应力状态的位移场和应力场的计算, 在《地下结构》上册中已经给出了计算过程和结果, 在这里就不在重复了, 仅仅把二次应力状态和三次应力状态对应应力场和位移场相迭加。

应力场:

位移场:

2按应力边界条件直接得出的应力场

对圆形洞室围岩的边界条件进行分析, 发现把二次应力状态的边界条件和三次应力状态的边界条件迭加, 迭加后的应力边界条件和围岩最终的应力边界条件一致, 而且迭加后的边界条件比较简单, 用弹性力学直接求解是可行的。

依然设圆形衬砌在与围岩的接触面上任意点的弹性抗力为:

则直接求解问题的边界条件为:

由边界条件 (5) 得:

由边界条件 (7) 得:

由边界条件 (6) 得:

由 (9) 和 (11) 可求得:

由 (10) 和 (13) 可求得:

所以, 圆形洞室围岩的三次应力场为:

对比 (1) 式和 (18) 式、 (2) 式和 (19) 式, 可以看出它们是完全一样的, 也就是说利用迭加后的应力边界条件直接进行求解的应力场和分别求出二次应力和三次应力然后迭加的应力场是一致的。

3按应力边界条件得到的位移场

记洞室的径向位移为u, 切向位移为v, 则:

上式对r积分一次, 得:

上式对θ积分一次, 得:

对比 (3) 式和 (20) 式、 (4) 式和 (21) 式, 可以看出它们并不是完全一样的。由弹性抗力S0+Sncos 2θ引起的径向位移u和切向位移v, 两种计算方法的结果是一致的。但是其他部分却是不相同的。

4讨论:该位移场正确吗

从上面的结果可以看出, 尽管应力场相同, 但是直接用应力边界条件计算的位移场与把二次应力状态和三次应力状态的位移场迭加所得的位移场是有差别的。那么, 直接用应力边界条件得到的位移场正确吗?

从围岩洞室的形成过程来分析, 岩体的受力过程可以分为三个阶段。如果直接用最终的应力边界条件计算的位移场, 就没有考虑岩体的受力过程, 这显然是不太合理的。所以这种方法计算所得的位移场对应的不是圆形洞室围岩的三次应力状态下的位移场, 而对应的是其他情况下的位移场。

4.1岩体受力过程三个阶段的位移情况

一次应力状态:此时洞室还没有开挖, 尽管位移场不为零, 但是在自重作用下围岩的位移已经完成, 所以一次应力状态下的位移场对最终的位移影响是不考虑的。在对围岩二次应力状态时的位移计算时就可以看出, 一次应力状态下的位移场u1=0。

二次应力状态:洞室开挖后, 衬砌修筑前, 围岩处于二次应力状态。在无穷远处的应力边界条件为零。围岩的位移是由于开挖引起的释放荷载造成的。这时的位移场是一次应力状态与二次应力状态的位移场的迭加。由于不考虑一次应力状态的位移, 所以位移场迭加的结果仅仅是二次应力状态下的位移场。

三次应力状态:衬砌修筑后, 围岩和衬砌互相作用, 两者接触面上存在弹性抗力。在无穷远处的应力边界条件为零。在二次应力状态下的位移场迭加就得到了最终的位移场。

所以, 圆形洞室围岩的位移场实际只是二次应力状态与三次应力状态迭加的结果, 一次应力状态并没有对最终的位移场产生影响。

4.2直接用最终的应力边界条件计算的位移场

衬砌修筑完成, 衬砌和围岩的变形都已经完成后, 附加荷载和衬砌的附加弹性抗力是同时变化的。这和本文的应力边界条件正好吻合, 本文的应力边界条件没有考虑围岩的加、卸载顺序。

这种计算方法没有考虑围岩的受力过程, 它的边界条件可以认为是:衬砌修筑完成, 衬砌和围岩的变形都已经完成后, 受到远处大面积附加荷载的作用, 产生的附加应力场和位移场。这种情况和毛洞开挖以后, 围岩受到远处附加荷载的作用相类似。

这种计算模型的意义在于可以估算地面大面积堆载等不利情况对已建衬砌、管道的影响。我们可以称之为“四次应力状态”。这种情况下的应力场和位移场是本文的计算结果和前面三次应力状态的对应迭加。

围岩和衬砌之间的附加弹性抗力是未知量, 它的计算可以采用位移协调理论, 具体可以参考《地下结构》三次应力状态中对弹性抗力的计算。

5结论

通过采用应力边界条件计算圆形洞室围岩三次应力状态的应力场和位移场表明:

⑴对于相同的计算模型, 只要边界条件相同, 应力场也相同。同一问题的应力场只与最终的边界条件有关, 与加、卸载的过程无关。因为地层结构法并没有考虑岩土的塑性、松动等情况, 也没有考虑时间因素, 仅考虑岩土在弹性范围内的应力。所以, 岩土的加卸载的过程不同, 它的应力路径也就不同, 但只要最终边界条件相同, 不同的应力路径将到达同一应力点。因此, 应力场自然相同。

⑵最终的边界条件相同, 围岩的位移场却并不唯一。围岩的位移场与加卸载的过程相联系。

⑶本问讨论的应力边界条件适合衬砌修筑完成, 衬砌和围岩的变形都已经完成后, 受到远处大面积附加荷载的作用, 产生的附加应力场和位移场的情况。

摘要：本文对圆形洞室修筑后, 围岩进入三次应力状态的应力场采用了应力边界条件进行计算, 由此得出了不同的位移场, 并对该位移场的正确与否进行讨论。

关键词：圆形洞室,围岩,应力场,位移场,弹性力学

参考文献

[1]孙钧, 侯学渊, 地下结构, 科学出版社, 1987

围岩应力篇5

在煤矿生产过程中, 很多巷道围岩主要是泥岩、砂纸泥岩等, 并且岩性松散破碎, 在开采过程中很容易造成底板巷道的快速破坏。破坏后需要花费巨大物力和人力进行维护, 使得企业生产效率严重下降。此外, 在对巷道进行维护过程中, 频繁地挖地、挑顶会使得围岩结构受到破坏, 这样不仅使得维护难度加大, 而且还会给矿井的安全生产带来安全隐患。本文主要通过对高应力松散破碎围岩巷道特点的分析及松散破碎围岩巷道维护的调查, 最终提出科学、合理的巷道支护技术方案, 并且在矿井安全生产中取得了不错的效果。

1 高应力松散破碎围岩的力学性质

大煤及其顶底板围岩中主要有中细砂岩、粉砂岩、细砂岩和12号煤。这些成分中:中细砂岩的抗压强度、内聚力是最大的, 分别为74 MPa和119 k Pa, 是此类围岩中主要承受外力的成分。此外, 这类围岩中粉砂岩的抗压强度和内聚力分别为23.7 MPa和23k Pa;细砂岩的的抗压强度和内聚力分别为24.2 MPa和24 k Pa;大媒 (12号煤) 的抗压强度为13.4 MPa。野青煤及其顶底板围岩中主要有粉砂岩、细砂岩和野青煤。这些成分中粉砂岩的抗压强度和内聚是最大的, 分别为76 MPa和120 k Pa, 是此类围岩中主要承受外力的成分。此外, 这类围岩中的细砂岩的抗压强度和内聚力分别为56 MPa和98 k Pa;野青煤 (14号煤) 的抗压强度为4.6 MPa。通过对这两类围岩的成分和各类成分抗压强度及内聚力的比较, 可以看出大媒 (12号煤) 及其顶底板围岩的强度要比野青煤及其顶底板围岩的强度低, 会使得巷道的稳定性受到严重影响, 不利于巷道的长期稳定。野青煤及其顶底板围岩强度相对较高, 但是野青煤本身是极容易破碎的, 强度也是很低的, 这样也容易造成巷道的变形破坏。因此, 在采用巷道支护技术时需要充分地考虑到高应力松散破碎围岩的力学性质, 这样才能够制定出合理、科学的巷道支护技术方案, 避免巷道出现变形破坏, 影响矿井的安全生产。

2 高应力松散破碎围岩巷道的破坏机理

通过对以往煤矿高应力松散破碎围岩巷道的破坏状况进行相关分析, 总结出影响巷道稳定性的因素主要有:岩性不同、构造应力和高应力、动压。以下将从这三个方面进行详细地论述。

2.1 构造应力的影响

在高应力松散破碎围岩巷道建造过程中需要考虑到构造应力, 应尽量减小构造应力, 才能确保巷道稳定性。构造应力过大将会加速巷道变形破坏, 三水平下山穿过了断层及派生断层等, 这样会使得高应力围岩的裂缝出现更大缝隙, 一旦缝隙扩大就会加速围岩风化, 进而增强了围岩的导水性。这种因素将会使得作用在支护结构上的松散压力及变形压力变大, 致使围岩的塑形范围扩大, 使围岩产生泥化和流变现象, 并最终使得整个支护结构出现全面破坏, 影响矿井的安全生产。

2.2 高应力及动压的影响

矿井巷道破坏的一个主要因素就是动压及高应力。一般三水平巷道深埋距离有550 m左右, 在静压作用下产生的主应力为:σ=γH=14 MPa, 其中γ表示巷道上覆岩层的平均重量, 其值一般取25 k N/m3;巷道深埋的距离为500 m~600 m。在大煤附近围岩的抗压强度为24.9 MPa, 这时围岩的稳定性系数为0.5。由此可以看出, 在静压作用下, 巷道是不能够保持稳定状态, 并且在回采期间的动压系数比静压时要高很多, 一般在1.5~2.0之间。可见动压作用将引起巷道变形破坏。野青煤附近围岩的抗压强度在46.9 MPa左右, 其围岩的稳定性系数为0.56, 并且在动压期间稳定性系数一般处于0.5~1.15之间。由此可见, 在大部分岩层中的巷道受到动压作用后均不能够处于稳定状态[1]。为此, 需要采用一系列的加固措施来提高松散破碎围岩的整体强度, 改变围岩的综合力学性能, 也能够保证巷道围岩的稳定, 进而保障矿井的安全生产。

2.3 岩性差异的影响

在致使高应力围岩巷道破坏的因素中, 岩性的差异对巷道稳定性的影响极大。根据以往实践表明, 当巷道建造在砂岩及灰岩中时不受外界因素影响, 即使是动压或高应力都不会影响巷道的稳定性。当巷道所处岩层强度较大时, 围岩的稳定性会很好。但围岩强度过低时, 在动压作用的情况下就会出现严重变形破坏。因此, 岩性差异对围岩巷道稳定性的影响极大。

3 高应力松散破碎围岩巷道支护技术方案

在矿井安全生产过程中, 根据高应力巷道破坏状况主要有两种合理、科学的支护方案。一种是锚注预加固联合支护, 另一种是锚喷注联合支护。以下将对这两种技术方案进行相关论述。

3.1 锚喷注联合支护技术方案

对于那些已经完全破碎的围岩巷道需要重新开掘新的巷道来代替以往的巷道, 这样在开掘新巷道的过程中需要对支护参数做适当调整, 改变锚杆长度和锚杆材料, 并且拉金属丝网和钢筋, 然后进行喷浆, 进而形成锚网带。在完成初次支护后, 需要再采用注浆锚杆对锚网带进行注浆加固, 进而完成二次支护。在经过两次支护的加固后, 新围岩巷道基本上能够承受外界动压作用。最后根据巷道的稳定性状况, 对已经施工的锚喷巷道不打适量的注浆锚杆, 再次进行注浆加固, 这样才能够保证新巷道的强度, 满足围岩巷道的性能要求和保持围岩巷道的稳定, 保障矿井的安全生产。

3.2 锚注预加固联合支护技术方案

对于高应力松散破碎围岩巷道, 它仍然要承受动压作用。因此, 需要对其进行加固处理。首先喷浆来封闭巷道中裂缝, 并且布置短管进行壁后的注浆填充, 在注浆填充完成后。接着布置注浆锚杆和树脂锚杆对围岩进行全面的注浆加固。由于是松散破碎围岩巷道, 除了全断面预加固, 还需要对那些多次出现变形破坏的地方进行二次加固[2]。由于多次的变形破坏, 碹体壁后空顶现象严重。对于这种围岩需要首先用料石重新砌碹, 并且还需要在巷道顶布置短管进行壁后注浆填充。与此同时, 在动压作用之前布置注浆锚杆进行围岩深部注浆加固, 只有这样才能够形成料石碹体、注浆锚杆和围岩本体共同作用的联合支护结构, 使得松散破碎围岩巷道能够承受动压作用, 维持围岩巷道的稳定状态。

4 高应力松散破碎围岩巷道支护技术的具体应用

高应力松散破碎围岩巷道支护技术主要针对的是围岩巷道加固, 以下主要介绍这种技术在三水平回风下山中的应用。

三水平回风下山的围岩巷道主要采用石砌碹支护, 由于多次维修使得碹体壁后出现严重空顶, 两帮围岩及其松散破碎, 这样在进行两普采面的开采时将会对下山巷道造成严重破坏。为了避免破坏的延续, 需要对其进行采前加固处理。在进行加固之前, 考虑到下山的维护情况, 采用锚注预加固联合支护技术方案[3]。这种方案主要是在原石砌碹的基础上对碹体进行喷浆封闭, 并且布置短管进行壁后注浆的填充, 接着在巷道顶帮布置注浆锚杆和树脂锚杆, 两种锚杆需要隔排布置。最后对深部围岩进行注浆加固, 在注浆过程中布置底角注浆锚杆有利于注浆的扩散, 能够有效地避免出现底鼓现象, 进而保证围岩稳定性。具体支护结构如图1所示。

注浆锚杆采用M22 mm×2 000 mm的规格, 树脂锚杆采用M16 mm×2 000 mm的规格, 并且锚杆间距均为2.5 m。注浆的主要成分是水泥和水玻璃浆液, 注浆压力为1.3 MPa。采用这种支护结构和支护技术能够保证巷道的稳定性, 进而保障矿井的安全生产。

5 结语

矿井安全生产中高应力围岩巷道支护是极为重要的, 由于围岩巷道受到动压作用会产生变形破坏, 一旦遭到破坏没有进行及时地维护会给矿井生产带来严重的安全隐患。因此, 需要采用合理、科学的高应力松散破碎围岩巷道支护技术方案, 根据破坏程度制定科学的施工方案, 这样才能够确保巷道强度和保障巷道不会出现变形破坏。虽然这种技术能够解决一定的问题, 但是然而需要不断地进行探索和研究。

摘要：随着社会主义建设步伐的加快, 煤矿企业在社会主义建设过程中占据着重要地位。然而在煤矿生产过程中, 高应力松散破碎围岩支护是企业生产一大难题, 虽然采取了相关措施, 依然不能控制巷道的收缩变形。因此, 煤矿安全生产过程中对矿井深部高应力松散破碎围岩巷道进行调查和分析, 并提出合理的高应力巷道支护方案是极为重要的。

关键词：高应力巷道,松散破碎围岩,破坏机理,巷道支护技术,研究

参考文献

[1]张伟.深井高应力软岩巷道支护技术实验研究[D].青岛:山东科技大学, 2007.

[2]郭守泉.双河煤矿深井高应力破碎巷道锚注技术研究[J].煤矿现代, 2013 (03) :32-35.

锚杆支护作用下的围岩应力变化篇6

国内外学者在锚杆支护方面有诸多研究, 范明建[1]的锚杆预应力与巷道支护效果的关系研究;陈东印[2]地下工程预应力锚杆支护数值模拟分析;康红普, 王金华, 高富强[3]掘进工作面围岩应力分布特征及其与支护的关系研究;吴永[4]采动影响下巷道支护研究;朱德福[5]厚煤层回采巷道支护技术的研究;赵洪玉[6]锚杆预应力在煤矿巷道中支护效应的研究;姚宝珠[7]采空区下回采巷道围岩破坏机理及控制技术的研究;张拥军, 安里千, 于广明, 马念杰, 李建辉, 李怀奇, 李琦[8]锚杆支护作用范围的数值模拟和红外探测实验研究;康志强[9]全煤巷道锚杆支护参数数值模拟分析。上述研究极大的丰富了我国锚杆支护的理论, 为指导实践生产提供了支撑, 但少有对比有无锚杆和锚杆间距的变化对围岩应力变化的研究。

本文以某近水平煤矿作为模型研究对象, 采用FLAC2D数值模拟软件进行模拟煤矿地层关系, 通过采用双巷掘进的方式开挖巷道, 研究煤巷有无锚杆情况下围岩应力的变化进行对比, 并设计出3套不同的锚杆支护方案, 研究不同锚杆间距情况下的围岩应力的变化并进行对比。

1数值模型的建立

初始模型宽高为200m*175m, 共计划分为35000个单元格。煤层倾角为0°, 厚度为5m。岩层共划分12层 (自上而下煤层位于第10层) , 煤层上方岩层共计厚111m, 下层共计厚59m。矿井采用的双巷布置情况, 首先在模型的煤层处开挖2个间距150m的5m*5m的矩形巷道。模拟实验的方法采用的是单一实验变量法。根据锚杆的布置情况, 数值模拟共建立四个模型实验方案。方案一, 巷道内没有固定锚杆;方案二, 巷道内固定锚杆并锚杆间距为1.2m;方案三, 巷道内固定锚杆并锚杆间距为1m;方案四, 巷道内固定锚杆并锚杆间距为0.8m。四个模型方案的煤层厚度、煤层倾角、煤层周围岩性等其他条件皆相同。

2 模拟结果分析

2.1 不同情况下的应力分布图

如图1a-d, 由于运输平巷和回风平巷是对称的两条巷道, 两巷道支护方式同步一致, 在此为了详细的了解应力分布情况, 我们取运输平巷为研究对象。当巷道开挖后, 巷道周围的岩层会出现应力的重新分布现象。, 应力分布在有无锚杆支护条件下及锚杆不同的支护方式下, 巷道周围形成松动圈的大小均有所不同, 巷道周围的应力有了明显的变化。

2.2 不同情况下的应力数据对比

通过对巷道围岩左帮、右帮及顶板1m深处的应力值数据进行提取, 然后绘制散点曲线图 (如图4a-c) , 然后进行对比及分析。通过数据的对比有无锚杆支护, 发现巷道周围的应力明显变小。而随着锚杆间距的增加, 发现在这四组实验中, 1.2m间距的锚杆锚杆支护方式最优, 对围岩应力的改善比较明显。

3 结论

3.1 锚杆的支护促使围岩由载荷体转化为承载体。

由悬吊理论, 锚杆支护是将顶板较软弱岩层悬吊在上部稳定岩层上, 增强较软弱岩层的稳定性。

3.2 通过锚杆间距的变化研究, 在1.2m、1m、0.8m三个间距中, 1.2m对围岩应力的改善性最佳。

3.3 通过数值模拟研究的结果分析, 得知在巷道开掘后, 有无锚杆的支护, 对于采矿安全系统是至关重要的, 尤其在矿压显现比较突出的煤矿, 一定要做好巷道开挖后的支护工作。

参考文献

[1]范明建.锚杆预应力与巷道支护效果的关系研究[D].包头:煤炭科学研究总院, 2007.

[2]陈东印.地下工程预应力锚杆支护数值模拟分析[D].青岛:山东科技大学, 2005.

[3]康红普, 王金华, 高富强.掘进工作面围岩应力分布特征及其与支护的关系[J].煤炭学报, 2009, 12:1585-1593

[4]吴永.采动影响下巷道支护研究[D].包头:内蒙古科技大学, 2015.

[5]朱德福.厚煤层回采巷道支护技术[D].太原:太原理工大学, 2015.

[6]赵洪玉.锚杆预应力在煤矿巷道中支护效应的研究[D].包头:内蒙古科技大学, 2014.

[7]姚宝珠.采空区下回采巷道围岩破坏机理及控制技术[D].北京:中国矿业大学 (北京) , 2014.

[8]张拥军, 安里千, 于广明, 马念杰, 李建辉, 李怀奇, 李琦.锚杆支护作用范围的数值模拟和红外探测实验研究[J].中国矿业大学学报, 2006, 04:545-548.

围岩应力篇7

我国近距离煤层和厚煤层群赋存所占比重较大, 造成很多大巷布置在煤层底板岩石或围岩较稳定的下部中厚煤层中, 形成了许多不同类型的近距离跨采巷道。在上方回采工作面影响下, 巷道围岩弱面进一步发育, 微裂隙进一步扩张, 使得围岩的强度和稳定性进一步降低[1]。位于不稳定岩体中的巷道, 往往表现出变形大、维护难的特点。多年来, 学者对这类问题在理论分析[2,3]和试验研究[4,5,6,7]方面做了大量工作。文章应用FLAC3D软件进行数值模拟, 结合某矿工程地质条件, 研究上方工作面回采过程中底板锚网索喷+U型钢支护巷道围岩的应力场的传递和分布特征。

1 工程概况

某矿新风井东总回风巷位于三一采区下部, 埋深607～707 m。巷道贯通之后, 位于其上方的3102工作面才开始回采, 巷道采用锚网索喷+29U型钢支护。巷道中心距煤层底板的最近距离为20 m。文章对在3102工作面回采过程中, 东总回风巷的围岩变形特征进行研究。主要从锚网索喷+29U型钢支护下巷道围岩的垂直应力和水平应力的变化特征进行了分析。随着工作面的推进, 工作面前方的垂直应力分布会发生改变, 超前支承压力的峰值位置可深入前方煤体2～10 m, 工作面前方受其影响的范围可达90～100 m[8]。所以文章仅对工作面推进至距离巷道中线50 m、10 m、5 m和0 m时进行分析。

2 模型建立

计算时按巷道最大埋深700 m考虑, 巷道上方岩层平均容重取25 kN/m3侧压系数取1.2, 则:

垂直应力:σy=γh=0.025×700=17.5 (MPa)

水平应力:σx=1.2γh=1.2×700=21 (MPa)

模型边界条件如图1所示。

模型尺寸为:宽×高=300 m×120 m, 模拟只对截面情况进行分析, 取单位长度1 m。为了简化计算, 本次模拟中取厚度较大的岩层作为模拟对象, 把厚度较小并且岩性相近的岩层划为同一层。模拟采用能够反映岩土材料抗压强度不同的S-D效应以及对正应力的敏感性并基于弹塑性理论的摩尔-库伦模型[9]。模型变形模式为大应变变形, 巷道开挖空间采用零模型进行模拟。

3 模拟结果分析

3.1 工作面在距巷道中线50 m处

工作面推进至距巷道中线50 m处时, 巷道围岩体应力分布如图2所示。

从图2 (a) 可以看出, 当工作面推进到距离巷道中线50 m处时, 巷帮浅部围岩的垂直应力较小, 右帮深部围岩的垂直应力集中区范围明显大于左帮, 峰值为23.6 MPa。图2 (b) 为水平应力分布图, 应力集中区出现在底板岩层深部, 最大值为31.1 MPa, 但是范围较小。水平应力峰值大于垂直应力峰值, 因此时支护应考虑控制顶底板变形。

3.2 工作面在距巷道中线10 m处

工作面推进至距巷道中线10 m处时巷道围岩体应力分布如图3所示。

从图3 (a) 中可以看出, 巷道两帮垂直应力呈对称分布, 最大应力集中区范围大于工作面推进到距离巷道中线50 m处时的应力集中范围, 最大应力值为28.0 MPa, 且右帮应力集中区向围岩上部延伸, 左帮则向下部扩展。从图3 (b) 可以看出, 在超前支承压力作用下, 巷道顶板也产生了应力集中区, 底板应力集中区范围扩大, 最大应力值为29.7 MPa。

3.3 工作面在距巷道中线5 m处

工作面推进至距巷道中线5 m处时巷道围岩应力分布如图4所示。

从图4 (a) 中可以看出, 与工作面推进到距巷道中线10 m处时相比, 右帮的最大应力集中区范围明显减小, 最大值基本不变, 集中应力最大值为28.3 MPa, 左帮应力升高区范围扩大, 并向深部延伸。图4 (b) 为水平应力分布云图, 顶底板应力最大集中区向顶板、底板深部转移, 应力升高区范围也有扩大, 大小基本不变, 最大集中应力值为29.7 MPa。水平应力依然大于垂直应力, 进一步说明采动影响下应加强巷道顶底板支护[10]。

3.4 工作面在距巷道中线0 m处

工作面推进至距巷道中线0 m处时巷道围岩体应力分布如图5所示。

从图5 (a) 中可以看出, 巷道右帮的应力最大集中区范围小于图4中所示应力集中区, 左帮最大应力区向深部扩展, 应力最大值为28.3 MPa。图5 (b) 为水平应力云图, 顶底板应力集中区与图4中相比, 应力最大值略有增大, 应力集中区向深部转移的趋势不明显, 最大应力值为30.0 MPa, 水平应力大于垂直应力, 这表明工作面推进到巷道正上方时, 采动对顶底板的影响最大。

4 结论

(1) 随着工作面向前推进, 锚网索+U型钢巷道两帮的垂直应力集中区逐渐向围岩深部转移, 范围先增大后减小, 右帮在工作面推进至距巷道中线10 m时达到最大, 而左帮应力集中区范围则在工作面距巷道中线5 m时最大, 峰值应力约为28 MPa。

(2) 当工作面推进至巷道正上方时, 顶板和底板应力集中区范围最大, 峰值应力为30 MPa。

(3) 在工作面推进到距巷道中线至少10 m时对其进行加强支护, 以确保该巷道的稳定。

摘要：我国近距离煤层和厚煤层群赋存所占比重较大, 造成很多大巷布置在煤层底板岩石或围岩较稳定的下部中厚煤层中, 形成了许多不同类型的近距离跨采巷道。在上方回采工作面影响下, 巷道围岩弱面进一步发育, 微裂隙进一步扩张, 使得围岩的强度和稳定性进一步降低。针对受上方工作面回采影响的锚网索喷+U型钢支护巷道变形比较严重的问题, 通过FLAC3D数值模拟软件对该巷道围岩的应力分布特征进行了研究。结果表明, 工作面推进至距巷道中线0 m时, 顶板和底板应力集中区范围最大, 峰值应力为30 MPa。为维护其稳定, 应提前对该巷道进行加强支护。

关键词：跨采巷道,应力分布,数值模拟

参考文献

[1]李佳佳, 高明中, 王素军.近距离采动影响巷道稳定性数值模拟研究[J].煤炭技术, 2010, 29 (1) :79-81

[2]陈炎光, 陆士良.中国煤矿巷道围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1994

[3]钱鸣高, 刘听成.矿山压力及其控制[M].北京:煤炭工业出版社, 1991

[4]郜进海, 镐振, 吕兆恒.构造应力区巷道变形破坏特征及控制技术研究[J].河南理工大学学报 (自然科学版) , 2012, 31 (4) :409-414

[5]张学臣, 李大勇, 陈士海, 等.跨采巷道的围岩稳定性预测与控制[J].采矿与安全学报, 2008, 25 (3) :361-365

[6]刘桂仁, 戴进, 张可斌, 等.近距离跨采巷道支承压力研究[J].煤炭科学技术, 2001, 29 (9) :34-37

[7]高明中, 黄殿武.底板软岩动压巷道围岩应力分布的数值分析[J].安徽理工大学学报 (自然科学版) , 2003, 23 (3) :14-18

[8]陈炎光, 钱鸣高.中国煤矿采场围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1994

[9]刘波, 韩彦辉.FLAC原理实例与应用指南[M].北京:人民交通出版社, 2006

围岩应力篇8

许多专家和学者从理论、相似模拟、数值模拟和现场等方面对矩形巷道进行了研究[6,7,8];当巷道开挖后矩形巷道4个拐角处于受压状态, 极易产生应力集中现象, 如果巷道侧压系数大于1时, 底板角首先出现应力集中, 然后顶板也出现压应力并产生贯通裂缝, 随着载荷的增加, 底板鼓起破坏严重。研究表明, 矩形巷道围岩变形破坏与断面尺寸、围岩岩性及受力状态等诸多因素密切相关。因此对矩形巷道围岩破坏规律的研究, 有利于采取合理的支护形式, 更好地维护矩形巷道围岩稳定性。

以孟村煤矿401101工作面胶带运输巷为研究背景, 采用理论和数值模拟相结合的方法对巷道围岩的破坏进行了分析和深入讨论, 为支护方案选取提供理论依据。

1 工程概况

1.1 矿井及工作面简介

孟村井田位于彬长矿区中西部, 井田东西长10.5 km, 南北宽6.5 km, 地质储量1 017.49 Mt, 可采储量601.00 Mt。矿井设计生产能力600万t/a。主要可采煤层为4号煤层。

其中401101工作面作为首采面, 设计长度180m, 走向长度2 267 m, 采高14 m (采3.5 m, 放10.5m, 采放比1∶3) , 煤层厚度22~26 m, 平均厚24 m, 煤层倾角3°~5°, 平均倾角4°, 胶带运输巷为全煤巷, 沿煤层中部布置, 预留顶煤9~10 m。伪顶为0.15 m厚的炭质泥岩, 直接顶板为9.95 m厚的细粒砂岩;伪底为0.2 m厚的炭质泥岩, 直接底为4.18 m厚的铝质泥岩。胶带运输巷断面采用矩形, 其断面大小为5.5 m×3.5 m。

1.2 地应力测定

根据应力解除法测定孟村矿围岩最大水平应力平均值为31.46 MPa, 最大垂直应力平均值为17.36MPa, 最大水平主应力σH方位角集中在145°~171°, 与工作面巷道轴向夹角为65°~81°。

孟村矿最大水平主应力σH与最小水平主应力σh的比值介于1.43~1.62, 最大水平主应力σH的大小为垂直主应力σV的1.66~2.10倍, 应力场特征为σH>σh>σV, 孟村矿地应力场以水平应力为主, 垂直主应力为最小主应力, 侧压系数为1.38~1.69。

2 巷道围岩破坏基本规律

开挖巷道破坏了围岩的原始应力平衡状态, 巷道围岩由三向受力状态变为不稳定的两向受力状态, 引起岩体内部应力的重新分布[9], 当巷道周边围岩的应力超过其岩体强度时, 围岩即出现变形破坏。其主要破坏形式有以下几个方面[7]:顶板拉裂破坏、两帮拉裂破坏、底板拉裂破坏、顶板剪切破坏、两帮剪切破坏、底板剪切破坏和复合破坏。

矩形断面巷道围岩理论模型[3,4,5,10,11,12]如图1所示。矩形断面巷道应力求解涉及到平面孔口问题, 如果把已知矩形区域保角映射为一单位圆的函数z=ω (ζ) , 那么问题就归结为寻找应力函数φ (ζ) 和ψ (ζ) 。由相关文献可知, 单向压缩状态下的巷道周边及围岩内任一点的应力可以由 (1) 和 (2) 式求得:

对于图1所示的双向应力状态, 分别取α=0°, 90°的应力叠加。

3 数值模拟

此次模拟采用FLAC3D有限差分程序软件对401101工作面胶带运输巷的围岩破坏规律进行模拟分析。

3.1 模型建立

根据孟村矿胶带运输巷的煤层综合柱状图和工作面巷道布置图以及围岩的力学参数, 建立此次模拟巷道的模型, 模型长×宽×高=40 m×28 m×40m, 巷道布置在模型中心, 巷道长×宽=5.5 m×3.5m。数值模拟计算的初始应力场采用现场实测数据, 其岩体力学参数见表1。

3.2 模拟结果分析

巷道4个隅角处出现应力集中现象, 最深达到1.5 m, 其值达到28.15 MPa, 在高应力的作用下巷道的顶底角处将发生破坏。距巷道帮部1.5~4.0m处以及距巷道顶底板2.5~4.5 m出现高应力增高区, 其值分别为28, 44 MPa, 尤其是顶底板处的水平应力远大于煤体的抗压强度, 在其作用下煤体将产生破裂现象。

巷道顶底板的应力集中区随着与巷道两帮及顶底板距离的增加而逐渐降低。说明浅部围岩裂隙发育程度总体上大于深部围岩。

从图2中可以看出, 距巷道表面2.5~4.5 m处的应力明显大于帮部的应力, 进而说明顶底板的煤体发育程度将会比两侧偏高, 与此同时顶底板的破坏范围远大于巷道两帮的破坏范围, 表现出深部巷道围岩分区破裂的特征。

巷道周边的顶底板和两帮均出现了拉应力, 竖直方向拉应力为3.8 MPa, 水平方向拉应力大小为6.2 MPa, 其垂直应力和水平应力均远大于煤体的自身抗拉强度1.01 MPa。说明帮部围岩在巷道开挖后即开始发生变形破坏, 垂直应力及水平应力分布如图2所示。

随着与巷道距离的增加, 巷道围岩受力状态由拉应力逐渐转变为压应力, 最后趋于稳定。巷道顶底板均产生了塑性区, 巷帮塑性区范围最深为1.5m, 而顶底板塑性区范围最大达到3 m, 其中塑性区破坏类型均存在拉伸和剪切破坏, 但是拉伸破坏只是集中在巷道周边的中心位置, 而剪切破坏影响范围远比拉伸破坏范围广, 以剪切破坏为主。巷道四周中心的位移明显大于其他部位的位移, 同时顶底板的位移大于两帮的位移。塑性区分布及巷道周边位移矢量如图3所示。

4 结论

(1) 巷道的4个隅角出现明显的应力集中现象, 巷道开挖后应当立即对其进行主动支护, 以增强其整体的完整性, 防止破坏程度继续加大。

(2) 巷道顶底板的破坏范围远大于帮部的破坏范围。巷道开挖后应及时采用锚杆、锚索进行支护, 提高预紧力, 从而提高围岩的整体强度, 同时应适当增加顶板锚杆的长度。

(3) 巷道的破坏主要以剪切破坏为主, 在实际支护中应当从防止剪切破坏为主, 提高围岩的抗剪强度。

由以上分析可知, 巷道在掘进面揭露煤体时, 浅部的煤体极易发生剥离现象, 浅部应力集中将使得原生裂隙进一步扩展、贯通, 给巷道支护带来一定的困难。

参考文献

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