骑跨采动压巷道围岩稳定性数值模拟研究

余 庆,侯化强,王同伍,张俊强

(1.皖北煤电集团有限公司朱集西矿,安徽 淮南 232000;2.中国矿业大学,江苏 徐州 221008)

在煤矿巷道中,70%～80%的巷道受到采动影响,而骑跨采动压巷道是动压巷道中重要的表现形式之一,采深增加导致支承压力升高,巷道变形越来越严重,不仅两帮移近量大,顶板下沉严重,而且表现出强烈的底鼓。与一般跨采动压巷道相比,骑跨采动压巷道的研究则较少,骑跨采动压巷道在采动过程中,受到前方与侧向煤壁支承压力的叠加作用,且由于其特殊巷道布置方式,导致在不同位置的底板巷道受到动压影响的程度有所不同,这是骑跨采动压巷道最突出的特征。

1 数值模型的建立

数值模拟采用M ohr-Coulom b模型,采空区及巷道用 null单元模拟。巷道断面为直墙半拱形,巷道宽4m、直墙高 2m、圆拱半径 2m,在模型建立过程中,模型高度取 150m,宽度取 160m,长度取 200m。巷道埋深 H,与工作面的垂直距离 h,水平距离 b,工作面两端离模型左右边界距离为 30 m,离模型上边界是 69m,工作面离模型下边界为 78m。骑跨采底板岩石巷道示意图见图 1,参数见表 1。

模型上部岩层对模型边界的作用近似视为均布荷载 q,即上覆岩层自重 q=γH,显然,q的选取与覆岩厚 H有关。

图 1 骑跨采底板岩石巷道示意图

表 1 模拟岩层分布及力学特性参数

研究骑跨采巷道围岩稳定性影响因素。考虑计算机模拟速度及模拟结果精确性,对巷道两帮及顶、底板处的网格划分适当加密,而其他各岩层则相应变稀疏。具体网格划分模型平面图见图 2,网格单元数约 20万。取 h=20m、b=4m,H=750m,研究工作面采场支承压力分布特征及对下层巷道应力与变形的影响,巷道围岩受到的采动影响表现为巷道围岩工作面端头位置下的剧烈变形,因此,主要研究在工作面端头底板巷道围岩的稳定性。

图 2 骑跨采数值模拟网格图

2 数值计算结果分析

2.1 工作面端头的应力分布特征

数值模拟结果见图 3。由图 3可知,在工作面的前方及侧向煤壁出现了支承压力的增高区,端头底板巷道受前方及侧向煤壁支承压力叠加影响。原岩应力为 15M Pa,在工作面前方约 35m支承压力开始增加并大于原岩应力,在前方 10m处出现了支承压力的峰值系数为 2.69。侧向煤壁中,在工作面后方约20m,侧向煤柱 6m处支承压力系数为 2.68。

图 3 回采空间周围三维垂直应力

2.2 工作面端头应力对巷道围岩应力的影响

工作面端头底板巷道应力云图见图 4。由图 4可知,巷道受到工作面回采的强烈影响,应力呈现明显的不对称性。

由图 4(a)可知,处在工作面端头下方的巷道在右下角及左上角处皆出现应力集中,形成小的应力集中泡型结构。应力集中向围岩深部扩展,右下角扩展深度约为 0.5m,左上角处扩展深为 0.3m,在底板及巷道的两帮由于进入塑性卸压状态,直至出现拉应力,承载力较低,且底板右侧卸压比两帮较为剧烈。

图 4 工作面端头底板巷道应力云图

由图 4(b)可知,由于侧向煤柱支承压力作用,垂直应力不对称性主要体现在两帮,在右帮中部深 2m处垂直应力峰值为 35.95M Pa,并且应力集中范围由右下角延伸到右帮深 2 m处,左帮仅在左上角处0.5m深度出现应力集中。顶底板严重卸压,底板较顶板卸压剧烈,底板甚至出现拉应力,顶底板随着深度增加应力逐渐增大,但顶板未出现拉应力。左帮围岩应力影响深度约为 3m,右帮围岩应力影响深度约4m,顶板应力影响深度为 5m,底板应力影响深度为8m。

2.3 工作面端头应力对巷道围岩变形的影响

工作面端头底板巷道围岩水平和垂直位移分布云图见图 5。

图 5 工作面端头前方底板巷道位移云图

从图 5(a)可知,由于右侧煤柱支承压力的作用巷道右帮移近比巷道左帮明显,右帮移近平均为23.3 mm,左帮移近平均为 6.6 mm,巷道两帮移近量为29.9mm,且两帮移近上部比下部明显。受右侧上方煤柱支承压力的影响,顶板右侧水平移近量较大,右上方岩体具有整体向巷道内移动的趋势。

从图 5(b)看出,工作面端部底板巷道的顶板下沉量平均 72mm,底板上升量平均 46.8mm,且顶板下沉量靠近右帮侧比左帮一侧明显。比较围岩水平与垂直位移云图发现巷道围岩两帮移近量要小于顶底板移近量,因此,在巷道围岩控制中应该注意加强顶底板围岩的控制,由于底板一般没有支护,相对顶板与两帮,底板鼓起实际会更加明显,应采取加固法或者卸压法等方法消除底鼓量,保证巷道正常使用。

2.4 工作面前端巷道围岩塑性区

工作面端头底板巷道围岩塑性区见图 6。由图 6可知,围岩在各部位的破坏主要是由于剪切与拉伸导致的。比较巷道左帮与右帮塑性区形成过程可知,左帮离右帮煤柱相对较远,受到采动影响小,从而导致围岩中形成的裂隙比右帮要少,塑性区范围相比就小,但是对于顶底板,顶板塑性区向右侧偏斜,底板右侧塑性区较左侧较深,分析由于上部侧向煤柱支承压力作用的缘故。由于底板没有采取任何支护方式,所以在受到动压影响时,围岩压力要从支护相对比较薄弱的底方释放,这是围岩控制过程中的重点。

图 6 工作面端头底板巷道围岩塑性区

工作面前部底板巷道围岩塑性区与距离工作面端头距离的变化曲线见图 7。由图 7可知,受采动影响工作面前部底板巷道受到采动影响程度不同,左帮相对右帮在前方 20m内受到明显采动影响小,并且左帮随着距离的继续增加而增加,右帮随着距离的增加而减小,最终两帮在前方 20m以外达到基本对称,随着距离的增加逐渐减少到稳定值,分析由于在工作面端头附近前方煤壁卸压,侧向煤柱增压的缘故,右帮受到的影响较左帮较为明显。而在前方 20m处支承压力较高,使得底板巷道两帮塑性区较远处大。顶底板的塑性区随着距离的增加而减小,且底板的塑性区较顶板及两帮大,顶板比底板也大。

图 7 工作面端头距离对巷道围岩塑性区的影响

3 结 论

1)煤层回采时,在垂直应力作用下两帮将沿着垂直方向出现裂隙,而顶底板在水平应力作用下沿着水平方向出现裂隙,这些裂隙在压力作用下形成塑性楔体,又由于巷道围岩扩容和挠曲导致岩体松动产生了滑移面,对那些由裂隙形成的塑性楔体在压力作用下,逐渐向内滑动,产生了巷道顶板垮落、底板突起、两帮挤碎。

2)采动影响下巷道围岩水平应力的横向作用是造成巷道明显底鼓和顶部岩体破坏的主要原因。巷道两帮垂直应力高度集中,而此时的水平应力处于卸压状态,所以,垂直方向的高应力和横向卸压是造成两帮破坏的主要原因。一般巷道原支护方式没有对底板采取任何支护,因此,位于不同位置的巷道变形主要以底鼓为主,底鼓控制是巷道围岩稳定性控制的关键所在。离工作面端部较近的右帮移近量比较远的左帮大数倍。对于中等稳定巷道围岩,在巷道埋深为 600～800 m时,垂直距离应控制在 ＞20 m范围,水平距离应保持在 ＞16m范围。

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