高明濤,何希霖,郭忠平

（1.新汶礦業(yè)集團有限責任公司,山東泰安 271200;2.山東科技大學,山東青島 266510）

不等強承載體巷旁充填沿空留巷圍巖應(yīng)力與位移分布規(guī)律

高明濤1,何希霖1,郭忠平2

（1.新汶礦業(yè)集團有限責任公司,山東泰安 271200;2.山東科技大學,山東青島 266510）

針對趙官煤礦 1705工作面為沿空留巷的具體情況,設(shè)計了膏體充填體與矸石帶組成的不等強承載巷旁充填體,并建立了該充填體與以錨網(wǎng)帶、錨索為支護材料的巷內(nèi)支護系統(tǒng)相耦合的沿空巷道支護模型。通過數(shù)值模擬,研究了該類巷道的圍巖應(yīng)力和位移分布規(guī)律,為該類巷道圍巖穩(wěn)定性控制提供了依據(jù)。

不等強承載體;沿空留巷;圍巖控制;數(shù)值模擬

1 不等強承載體巷旁充填斷面結(jié)構(gòu)

以新汶礦業(yè)集團趙官煤礦 1705東工作面為工程背景,該工作面煤層厚度 1.3m左右,直接頂為灰黑色泥巖至泥質(zhì)粉砂巖,厚度 0.94～5.5m,基本頂為灰 -灰白色細砂巖,局部為中粒砂巖,厚3.0～7.0m,夾深灰色粉砂巖條帶,層理發(fā)育,直接底為深灰色粉砂巖,厚度 1.2～1.6m,老底為淺灰 -灰色細砂巖,厚度 4.8m,致密、堅硬。

在薄煤層綜采工作面生產(chǎn)過程中,由于煤層賦存厚度不能滿足正常生產(chǎn)最低采高的要求,工作面推進時采煤機必然要挑頂或挖底割出一部分矸石。為提高煤炭質(zhì)量并節(jié)約成本,將矸石裝袋,壘砌在巷旁充填體外側(cè) （采空區(qū)側(cè)）,與利用矸石、粉煤灰、外加劑等原料配制的具有讓壓、早強、高承載強度的膏體膠結(jié)材料充填體形成一個不等強材料耦合而成的巷旁充填體,亦稱為不等強承載巷旁充填體,巷內(nèi)支護方案如下:運輸巷寬 4.2m,高2.3m,采用錨帶網(wǎng)支護,錨桿為 φ20mm×2000mm高強度錨桿,配掛 8號鐵絲制作 8.0m×1.0m的菱形金屬網(wǎng),錨桿間排距 800mm×800mm,沿巷道走向每隔 2排鋼帶,打 2根錨索,錨索規(guī)格為φ17.8mm×6500mm,錨索距巷道左右?guī)透?0.8m,煤幫側(cè)采用 φ18mm×1800mm金屬全螺紋等強度錨桿,配三孔鋼帶以及 8.0m×1.0m的菱形金屬網(wǎng)支護,沿工作面方向提前采用錨帶網(wǎng)支護,錨桿為φ20mm×2000mm高強度錨桿,配掛 8號鐵絲制作8.0m×1.0m的菱形金屬網(wǎng),錨桿間排距 800mm×800mm,鋼帶長度為 3.2m,鋼帶孔間距 800mm,鋼帶沿傾向布置與平巷鋼帶搭結(jié) 200mm,巷內(nèi)支護如圖 1所示。

2 數(shù)值計算模型

2.1 模型尺寸與邊界條件

以趙官煤礦 1705東工作面運輸巷現(xiàn)場工程條件為背景,建立薄煤層沿空留巷數(shù)值模擬模型。

計算模型坐標系,以垂直煤層回采方向為 x方向;平行煤層回采推進方向為 y方向,推進方向為正;以鉛直方向為 z方向,向上為正。模型 x軸方向長度為 105m,上區(qū)段工作面長 75m,下區(qū)段工作面長 30m;y方向長度為 180m,z軸方向高度為55m。煤巖層為近水平,煤層平均厚度 1.3m。開采煤層平均埋深 400m。

模型的邊界條件設(shè)置為:在模型的 4個側(cè)面采用法向約束,頂面為應(yīng)力和位移自由邊界,施加垂直應(yīng)力;底面為 x,y,z全約束。

模型建立和網(wǎng)格剖分:模型中的單元類型全部為 8節(jié)點六面體單元,單元總數(shù)為 54000個,節(jié)點總數(shù)為 58497個。

圖1 沿空留巷支護斷面

2.2 計算參數(shù)選取

根據(jù)工程實況,選取 2種方案進行模擬,方案Ⅰ,巷旁充填體只為寬度 1.5m膏體充填體;方案Ⅱ,巷旁充填體為不等強承載巷旁充填體,即寬度為 1.5m膏體充填體附加寬度為 1.5m矸石帶。2種方案都是模擬工作面連續(xù)推進 150m,監(jiān)測 y=30m和 y=50m處的巷道圍巖應(yīng)力變化與圍巖變形情況。煤巖層物理力學參數(shù)依據(jù)趙官礦煤巖物理力學參數(shù)測試結(jié)果,充填體參數(shù)來源于實驗室力學試驗。參數(shù)如表 1所示。

表1 模型計算參數(shù)

2.3 計算過程

計算模型采用理想彈塑性本構(gòu)模型,材料屈服遵從摩爾 -庫倫準則。

模擬的計算步驟為:自重載荷條件下,模型達到原巖應(yīng)力平衡;巷道開挖和支護;工作面推進與巷旁充填:工作面每次進尺為 5m,工作面充填5m,連續(xù)推進 150m。

在工作面前方和留巷段布置監(jiān)測點,監(jiān)測工作面推進過程中巷道圍巖應(yīng)力變化與圍巖變形以及充填體應(yīng)力變化,分析沿空巷道圍巖應(yīng)力分布與變形規(guī)律。

3 巷道圍巖應(yīng)力分布規(guī)律

3.1 方案Ⅰ巷道圍巖應(yīng)力狀態(tài)變化

工作面推進至 10m,30m,90m時巷道圍巖的應(yīng)力狀態(tài)見圖 2～圖 4。

圖2 工作面推進 10m時圍巖應(yīng)力狀態(tài)

圖3 工作面推進 30m時圍巖應(yīng)力態(tài)

圖4 工作面推進 90m時圍巖應(yīng)力狀態(tài)

3.2 方案Ⅱ巷道圍巖應(yīng)力狀態(tài)變化

工作面推進至 10m,30m,90m時巷道圍巖的應(yīng)力狀態(tài)見圖 5～圖 7。

圖5 工作面推進 10m圍巖應(yīng)力狀態(tài)

圖6 工作面推進 30m圍巖應(yīng)力狀態(tài)

圖7 工作面推進 90m圍巖應(yīng)力狀態(tài)

從圖 2～圖 4可以看出,煤層未開采時巷道兩幫的煤體便有部分產(chǎn)生塑性破壞,這是巷道掘進的采動影響導致的。工作面推進 10m后,巷旁充填體部分和充填體外側(cè)頂板處受到的采動影響較嚴重,這是由于煤層采出后,采空區(qū)上方頂板要向下運動,而充填體要控制它的沉降,提供了切頂?shù)淖枇ρ爻涮铙w外邊緣部位切斷直接頂,因此,充填體承擔部分上覆巖層的重量,采空區(qū)邊緣的頂板則是受到充填體切頂阻力的作用,受到的采動影響較強烈,應(yīng)力狀態(tài)發(fā)生較大變化;工作面推進 10～30m,巷道底板、煤體、充填體和頂板的應(yīng)力狀態(tài)都有較大的變化,底板和煤體的塑性破壞較為嚴重,但充填體巷道一側(cè)部分承受應(yīng)力明顯低于采空區(qū)一側(cè);隨后,在工作面推進過程中,充填體、底板仍然受采動的影響,但受影響程度已經(jīng)大大減弱,當工作面推進 90m后,煤體的應(yīng)力狀態(tài)已經(jīng)基本不受前方采動的影響,但充填體仍然承受較大應(yīng)力,底板處于塑性狀態(tài),可能有蠕變現(xiàn)象出現(xiàn)。

將圖 5～圖 7與圖 2～圖 4進行對比,附加矸石帶后,巷旁充填體 （膏體充填體 +矸石）切頂位置外延,更深入采空區(qū);巷道底板受采動影響塑性破壞帶的范圍較方案Ⅰ膏體充填體擴大;圍巖處于塑性破壞狀態(tài)中的時間縮短了,巷道圍巖能更快地進入相對穩(wěn)定的狀態(tài);不等強耦合充填體的寬度增加,巷道側(cè)充填體受到塑性破壞程度大大降低。

3.3 巷道煤壁側(cè)應(yīng)力變化

方案Ⅱ計算過程中分別監(jiān)測了工作面前方 30m和 50m處,巷道煤壁一側(cè)內(nèi)部 1m,3m,5m,7m,9m處垂直應(yīng)力,30m處監(jiān)測結(jié)果如圖 8所示。

圖8 煤體頂板處應(yīng)力變化 （30m監(jiān)測點）

從圖 8可以看出:工作面推進到距離監(jiān)測點15m處,監(jiān)測點處煤體內(nèi)垂直應(yīng)力開始升高,但變化速度較小,這是由于工作面推進帶來的超前支承應(yīng)力的影響;工作面推進到距離監(jiān)測點 10m時,應(yīng)力升高速度增大,隨之垂直應(yīng)力到達最大值,然后開始減小,這說明了超前支承應(yīng)力的峰值在工作面前方 5～10m的范圍內(nèi);煤體內(nèi)應(yīng)力的變化在工作面推過觀測點 75m左右時趨于穩(wěn)定,并有一定的降低,此時近煤壁處煤體內(nèi)應(yīng)力約為初始應(yīng)力的1.36倍,說明工作面后方巖層的運動逐漸穩(wěn)定,隨著基本頂巖層的觸矸,煤體承擔應(yīng)力有所降低,但仍有一定的應(yīng)力集中,所以煤體內(nèi)應(yīng)力仍然高于初始應(yīng)力;煤體內(nèi)不同深度位置的初始垂直應(yīng)力在近煤壁位置較高,但深入 3m以上時差別不大,這是由于巷道開掘后圍巖中應(yīng)力集中導致的;煤體內(nèi)不同深度部位受到工作面推進的影響程度各不相同,距離煤壁 1m,3m,5m,7m,9m位置的峰值垂直應(yīng)力分別升高到了初始應(yīng)力的 1.60,1.64,1.55,1.45,1.39倍,穩(wěn)定后的各應(yīng)力雖然比峰值時有所降低,但基本規(guī)律也是相同的,可見從煤體內(nèi)由淺往深部受上區(qū)段工作面回采的影響程度是先升高后降低,由此可以推斷工作面基本頂側(cè)向斷裂位于煤幫內(nèi)部 5m左右。根據(jù)監(jiān)測結(jié)果工作面推進至距離觀測點約 35～40m處時,煤體垂直應(yīng)力已經(jīng)受到采動影響,所以從模擬結(jié)果來看,工作面開采推進的超前支承應(yīng)力影響范圍大約為 35m。

3.4 充填體頂?shù)装鍛?yīng)力

布置在工作面前方 30m和 50m的監(jiān)測點分別監(jiān)測了計算過程中充填體位置頂板、底板處巷道側(cè)和采空區(qū)側(cè)的垂直應(yīng)力變化。其中 30m處監(jiān)測點觀測數(shù)據(jù)曲線如圖 9所示。

圖9 充填體位置頂?shù)装鍛?yīng)力變化 （30m監(jiān)測點）

從圖 9可以看出:在工作面未推進至監(jiān)測點,在充填體位置存在的是上區(qū)段工作面的煤層,其應(yīng)力分布規(guī)律和變化與巷道下區(qū)段側(cè)煤體是基本一致的,但在工作面推至監(jiān)測點時,充填體替代了原本的部分煤層,由于充填體外側(cè)煤層被采出,充填體承擔的支承應(yīng)力遠大于原本在該位置的煤體承擔的支承應(yīng)力,所以垂直應(yīng)力的峰值不再是超前壓力的峰值,而是由于巷道上覆巖層運動產(chǎn)生的應(yīng)力的峰值;從曲線來看,采空區(qū)側(cè)底板壓力峰值達到了煤體側(cè)支承應(yīng)力峰值的 1.89倍左右,是初始垂直應(yīng)力的 3倍左右;工作面推過 10m左右時,垂直應(yīng)力開始迅速降低,降低到原始垂直應(yīng)力的 2.5倍左右,然后應(yīng)力又慢慢升高,但升幅很小,直到工作面推過 75m左右時,應(yīng)力開始緩慢地上升,大約穩(wěn)定在原始垂直應(yīng)力的 2.3倍左右;充填體采空區(qū)側(cè)應(yīng)力遠高于巷道側(cè)應(yīng)力,這是由于充填體上方頂板旋轉(zhuǎn)下沉造成的,充填體采空區(qū)側(cè)為巷道側(cè)頂板處應(yīng)力的 1.5～1.8倍;充填體底板處應(yīng)力大于頂板處應(yīng)力,但是巷道側(cè)頂?shù)装鍛?yīng)力相差很小,而采空區(qū)側(cè)的頂?shù)装鍓毫t相差較大,這是因為充填體巷道側(cè)與采空區(qū)側(cè)的應(yīng)力大小不一樣,采空區(qū)側(cè)由于承擔應(yīng)力更大,所以這部分充填體產(chǎn)生塑性破壞程度較高,而巷道側(cè)充填體承受應(yīng)力較小,幾乎不發(fā)生塑性破壞,承載能力較好;與前面圖中的數(shù)據(jù)進行對比,遵循 “硬支多載”規(guī)律,充填體比同樣的煤柱承壓能力更強,所以充填體采空區(qū)側(cè)頂板處應(yīng)力遠遠大于對應(yīng)巷道煤體側(cè)位置的應(yīng)力。

4 巷道圍巖位移變化規(guī)律 （方案Ⅱ）

4.1 頂?shù)装逡平?/h3>

根據(jù)模擬中的數(shù)據(jù)作監(jiān)測點處巷道頂?shù)装宕怪蔽灰魄€,如圖 10所示。

圖10 巷道頂?shù)装宕怪蔽灰魄€ （30m監(jiān)測點）

從圖 10可以看出:

（1）在工作面推至距離觀測點 15m左右時,受到超前支承應(yīng)力的影響,巷道頂?shù)装彘_始出現(xiàn)變形,工作面推過監(jiān)測點 10m后巷道圍巖變形加劇,工作面推過 70m時,巷道圍巖變形基本穩(wěn)定。

（2）巷道中心點處發(fā)生底鼓,底鼓量最大達到 100mm;巷道頂板及四角出現(xiàn)下沉,最大下沉量在頂板左、中、右 3個位置分別達到 130mm,180mm,200mm;底板左幫角、右?guī)徒俏恢米畲笪灰屏繛?70mm,140mm。從位移數(shù)據(jù)來看,巷道的底板幫角由于煤體和充填體的承載作用而發(fā)生下沉,且充填體側(cè)下沉明顯高于煤體側(cè),這是因為充填體側(cè)承受了更高的應(yīng)力。底板中心部位則因為應(yīng)力的釋放而產(chǎn)生了底鼓。由于頂板旋轉(zhuǎn)下沉,充填體側(cè)頂板下沉量大于煤體一側(cè)下沉量。

由圖 11可以看出垂直方向變形趨勢。右?guī)拓Q直方向的變形比左幫強烈,右側(cè)部分頂?shù)装宓谋茸髠?cè)部分強烈;巷道底板的變形是由于巷道兩幫將上部應(yīng)力傳遞到了底板,于是巷道兩幫與底板成為一個整體的系統(tǒng)來承擔上覆巖層的壓力,故而底板產(chǎn)生了塑性破壞。

4.2 兩幫移近

圖12為巷道兩幫位移曲線?？梢钥闯?巷道兩幫變形速度變化規(guī)律與所承受應(yīng)力變化規(guī)律基本相一致,兩幫的變形以煤體側(cè)的變形為主,這是因為煤體的承載能力較弱,比較容易發(fā)生塑性破壞,煤體發(fā)生流變,因此,要加強煤幫側(cè)的支護。

圖11 工作面推進 40m垂直位移等值線

圖12 巷道兩幫位移曲線

5 結(jié)論

（1）通過數(shù)值模擬計算得出工作面超前支承應(yīng)力范圍在工作面前方 35m左右,超前支承壓力峰值在工作面前方 5～10m,工作面?zhèn)认蛑С辛Ψ逯翟谙锏郎蠋兔后w內(nèi) 5m左右。

（2）工作面前方 5m開始兩幫變形加劇;工作面推進10m時,頂?shù)装遄冃渭觿?工作面推進75m時,巷道圍巖變形趨于緩和。

（3）利用工作面回采產(chǎn)生的矸石,在采空區(qū)側(cè)疊加寬度為 1.5m矸石帶,與巷旁充填體組合形成不等強承載巷旁充填體,較單純使用膏體膠結(jié)料充填體,明顯降低原巷旁充填體承擔壓力,減小頂板沉降和底板鼓起,更好地適應(yīng)巷道圍巖運動。

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Analysis of Surrounding Rock Stress and Displacement of Roadway Reta ined along Gob and Side-stowed with Un-equal Strength Loaded Body

GAO Ming-tao1,HE Xi-lin1,GUO Zhong-ping2
（1.XinwenMining Group Co.,Ltd,Taian 271200,China;2.ShandongUniversity of Science&Technology,Qingdao 266510,China）

For retaining roadway along gob in 1705Mining Face of Zhaoguan Colliery,applying paste material and waste rock to composing roadway-side stowing bodywith un-equal strength,a supportingmodel for roadway retained along gob was set up.The model included stowing body and supporting system with anchored bolt,mesh and rope.By numerical simulation,stress and displacement of surrounding rock was researched.This provided reference for surrounding rock control of roadway retained along gob.

un-equal strength loaded body;retaining roadway along gob;surrounding rock control;numerical simulation

TD32

A

1006-6225（2011）03-0051-05

2011-01-10

山東省技術(shù)創(chuàng)新資助項目 （200910809064）

高明濤 （1985-）,男,山東臨朐人,碩士,工程師,從事礦山壓力與巖層控制研究。

[責任編輯:林 健 ]

應(yīng)用基礎(chǔ)