不等强承载体巷旁充填沿空留巷围岩应力与位移分布规律

高明涛,何希霖,郭忠平

（1.新汶矿业集团有限责任公司,山东泰安 271200;2.山东科技大学,山东青岛 266510）

不等强承载体巷旁充填沿空留巷围岩应力与位移分布规律

高明涛1,何希霖1,郭忠平2

（1.新汶矿业集团有限责任公司,山东泰安 271200;2.山东科技大学,山东青岛 266510）

针对赵官煤矿 1705工作面为沿空留巷的具体情况,设计了膏体充填体与矸石带组成的不等强承载巷旁充填体,并建立了该充填体与以锚网带、锚索为支护材料的巷内支护系统相耦合的沿空巷道支护模型。通过数值模拟,研究了该类巷道的围岩应力和位移分布规律,为该类巷道围岩稳定性控制提供了依据。

不等强承载体;沿空留巷;围岩控制;数值模拟

1 不等强承载体巷旁充填断面结构

以新汶矿业集团赵官煤矿 1705东工作面为工程背景,该工作面煤层厚度 1.3m左右,直接顶为灰黑色泥岩至泥质粉砂岩,厚度 0.94～5.5m,基本顶为灰 -灰白色细砂岩,局部为中粒砂岩,厚3.0～7.0m,夹深灰色粉砂岩条带,层理发育,直接底为深灰色粉砂岩,厚度 1.2～1.6m,老底为浅灰 -灰色细砂岩,厚度 4.8m,致密、坚硬。

在薄煤层综采工作面生产过程中,由于煤层赋存厚度不能满足正常生产最低采高的要求,工作面推进时采煤机必然要挑顶或挖底割出一部分矸石。为提高煤炭质量并节约成本,将矸石装袋,垒砌在巷旁充填体外侧 （采空区侧）,与利用矸石、粉煤灰、外加剂等原料配制的具有让压、早强、高承载强度的膏体胶结材料充填体形成一个不等强材料耦合而成的巷旁充填体,亦称为不等强承载巷旁充填体,巷内支护方案如下:运输巷宽 4.2m,高2.3m,采用锚带网支护,锚杆为 φ20mm×2000mm高强度锚杆,配挂 8号铁丝制作 8.0m×1.0m的菱形金属网,锚杆间排距 800mm×800mm,沿巷道走向每隔 2排钢带,打 2根锚索,锚索规格为φ17.8mm×6500mm,锚索距巷道左右帮各 0.8m,煤帮侧采用 φ18mm×1800mm金属全螺纹等强度锚杆,配三孔钢带以及 8.0m×1.0m的菱形金属网支护,沿工作面方向提前采用锚带网支护,锚杆为φ20mm×2000mm高强度锚杆,配挂 8号铁丝制作8.0m×1.0m的菱形金属网,锚杆间排距 800mm×800mm,钢带长度为 3.2m,钢带孔间距 800mm,钢带沿倾向布置与平巷钢带搭结 200mm,巷内支护如图 1所示。

2 数值计算模型

2.1 模型尺寸与边界条件

以赵官煤矿 1705东工作面运输巷现场工程条件为背景,建立薄煤层沿空留巷数值模拟模型。

计算模型坐标系,以垂直煤层回采方向为 x方向;平行煤层回采推进方向为 y方向,推进方向为正;以铅直方向为 z方向,向上为正。模型 x轴方向长度为 105m,上区段工作面长 75m,下区段工作面长 30m;y方向长度为 180m,z轴方向高度为55m。煤岩层为近水平,煤层平均厚度 1.3m。开采煤层平均埋深 400m。

模型的边界条件设置为:在模型的 4个侧面采用法向约束,顶面为应力和位移自由边界,施加垂直应力;底面为 x,y,z全约束。

模型建立和网格剖分:模型中的单元类型全部为 8节点六面体单元,单元总数为 54000个,节点总数为 58497个。

图1 沿空留巷支护断面

2.2 计算参数选取

根据工程实况,选取 2种方案进行模拟,方案Ⅰ,巷旁充填体只为宽度 1.5m膏体充填体;方案Ⅱ,巷旁充填体为不等强承载巷旁充填体,即宽度为 1.5m膏体充填体附加宽度为 1.5m矸石带。2种方案都是模拟工作面连续推进 150m,监测 y=30m和 y=50m处的巷道围岩应力变化与围岩变形情况。煤岩层物理力学参数依据赵官矿煤岩物理力学参数测试结果,充填体参数来源于实验室力学试验。参数如表 1所示。

表1 模型计算参数

2.3 计算过程

计算模型采用理想弹塑性本构模型,材料屈服遵从摩尔 -库伦准则。

模拟的计算步骤为:自重载荷条件下,模型达到原岩应力平衡;巷道开挖和支护;工作面推进与巷旁充填:工作面每次进尺为 5m,工作面充填5m,连续推进 150m。

在工作面前方和留巷段布置监测点,监测工作面推进过程中巷道围岩应力变化与围岩变形以及充填体应力变化,分析沿空巷道围岩应力分布与变形规律。

3 巷道围岩应力分布规律

3.1 方案Ⅰ巷道围岩应力状态变化

工作面推进至 10m,30m,90m时巷道围岩的应力状态见图 2～图 4。

图2 工作面推进 10m时围岩应力状态

图3 工作面推进 30m时围岩应力态

图4 工作面推进 90m时围岩应力状态

3.2 方案Ⅱ巷道围岩应力状态变化

工作面推进至 10m,30m,90m时巷道围岩的应力状态见图 5～图 7。

图5 工作面推进 10m围岩应力状态

图6 工作面推进 30m围岩应力状态

图7 工作面推进 90m围岩应力状态

从图 2～图 4可以看出,煤层未开采时巷道两帮的煤体便有部分产生塑性破坏,这是巷道掘进的采动影响导致的。工作面推进 10m后,巷旁充填体部分和充填体外侧顶板处受到的采动影响较严重,这是由于煤层采出后,采空区上方顶板要向下运动,而充填体要控制它的沉降,提供了切顶的阻力沿充填体外边缘部位切断直接顶,因此,充填体承担部分上覆岩层的重量,采空区边缘的顶板则是受到充填体切顶阻力的作用,受到的采动影响较强烈,应力状态发生较大变化;工作面推进 10～30m,巷道底板、煤体、充填体和顶板的应力状态都有较大的变化,底板和煤体的塑性破坏较为严重,但充填体巷道一侧部分承受应力明显低于采空区一侧;随后,在工作面推进过程中,充填体、底板仍然受采动的影响,但受影响程度已经大大减弱,当工作面推进 90m后,煤体的应力状态已经基本不受前方采动的影响,但充填体仍然承受较大应力,底板处于塑性状态,可能有蠕变现象出现。

将图 5～图 7与图 2～图 4进行对比,附加矸石带后,巷旁充填体 （膏体充填体 +矸石）切顶位置外延,更深入采空区;巷道底板受采动影响塑性破坏带的范围较方案Ⅰ膏体充填体扩大;围岩处于塑性破坏状态中的时间缩短了,巷道围岩能更快地进入相对稳定的状态;不等强耦合充填体的宽度增加,巷道侧充填体受到塑性破坏程度大大降低。

3.3 巷道煤壁侧应力变化

方案Ⅱ计算过程中分别监测了工作面前方 30m和 50m处,巷道煤壁一侧内部 1m,3m,5m,7m,9m处垂直应力,30m处监测结果如图 8所示。

图8 煤体顶板处应力变化 （30m监测点）

从图 8可以看出:工作面推进到距离监测点15m处,监测点处煤体内垂直应力开始升高,但变化速度较小,这是由于工作面推进带来的超前支承应力的影响;工作面推进到距离监测点 10m时,应力升高速度增大,随之垂直应力到达最大值,然后开始减小,这说明了超前支承应力的峰值在工作面前方 5～10m的范围内;煤体内应力的变化在工作面推过观测点 75m左右时趋于稳定,并有一定的降低,此时近煤壁处煤体内应力约为初始应力的1.36倍,说明工作面后方岩层的运动逐渐稳定,随着基本顶岩层的触矸,煤体承担应力有所降低,但仍有一定的应力集中,所以煤体内应力仍然高于初始应力;煤体内不同深度位置的初始垂直应力在近煤壁位置较高,但深入 3m以上时差别不大,这是由于巷道开掘后围岩中应力集中导致的;煤体内不同深度部位受到工作面推进的影响程度各不相同,距离煤壁 1m,3m,5m,7m,9m位置的峰值垂直应力分别升高到了初始应力的 1.60,1.64,1.55,1.45,1.39倍,稳定后的各应力虽然比峰值时有所降低,但基本规律也是相同的,可见从煤体内由浅往深部受上区段工作面回采的影响程度是先升高后降低,由此可以推断工作面基本顶侧向断裂位于煤帮内部 5m左右。根据监测结果工作面推进至距离观测点约 35～40m处时,煤体垂直应力已经受到采动影响,所以从模拟结果来看,工作面开采推进的超前支承应力影响范围大约为 35m。

3.4 充填体顶底板应力

布置在工作面前方 30m和 50m的监测点分别监测了计算过程中充填体位置顶板、底板处巷道侧和采空区侧的垂直应力变化。其中 30m处监测点观测数据曲线如图 9所示。

图9 充填体位置顶底板应力变化 （30m监测点）

从图 9可以看出:在工作面未推进至监测点,在充填体位置存在的是上区段工作面的煤层,其应力分布规律和变化与巷道下区段侧煤体是基本一致的,但在工作面推至监测点时,充填体替代了原本的部分煤层,由于充填体外侧煤层被采出,充填体承担的支承应力远大于原本在该位置的煤体承担的支承应力,所以垂直应力的峰值不再是超前压力的峰值,而是由于巷道上覆岩层运动产生的应力的峰值;从曲线来看,采空区侧底板压力峰值达到了煤体侧支承应力峰值的 1.89倍左右,是初始垂直应力的 3倍左右;工作面推过 10m左右时,垂直应力开始迅速降低,降低到原始垂直应力的 2.5倍左右,然后应力又慢慢升高,但升幅很小,直到工作面推过 75m左右时,应力开始缓慢地上升,大约稳定在原始垂直应力的 2.3倍左右;充填体采空区侧应力远高于巷道侧应力,这是由于充填体上方顶板旋转下沉造成的,充填体采空区侧为巷道侧顶板处应力的 1.5～1.8倍;充填体底板处应力大于顶板处应力,但是巷道侧顶底板应力相差很小,而采空区侧的顶底板压力则相差较大,这是因为充填体巷道侧与采空区侧的应力大小不一样,采空区侧由于承担应力更大,所以这部分充填体产生塑性破坏程度较高,而巷道侧充填体承受应力较小,几乎不发生塑性破坏,承载能力较好;与前面图中的数据进行对比,遵循 “硬支多载”规律,充填体比同样的煤柱承压能力更强,所以充填体采空区侧顶板处应力远远大于对应巷道煤体侧位置的应力。

4 巷道围岩位移变化规律 （方案Ⅱ）

4.1 顶底板移近

根据模拟中的数据作监测点处巷道顶底板垂直位移曲线,如图 10所示。

图10 巷道顶底板垂直位移曲线 （30m监测点）

从图 10可以看出:

（1）在工作面推至距离观测点 15m左右时,受到超前支承应力的影响,巷道顶底板开始出现变形,工作面推过监测点 10m后巷道围岩变形加剧,工作面推过 70m时,巷道围岩变形基本稳定。

（2）巷道中心点处发生底鼓,底鼓量最大达到 100mm;巷道顶板及四角出现下沉,最大下沉量在顶板左、中、右 3个位置分别达到 130mm,180mm,200mm;底板左帮角、右帮角位置最大位移量为 70mm,140mm。从位移数据来看,巷道的底板帮角由于煤体和充填体的承载作用而发生下沉,且充填体侧下沉明显高于煤体侧,这是因为充填体侧承受了更高的应力。底板中心部位则因为应力的释放而产生了底鼓。由于顶板旋转下沉,充填体侧顶板下沉量大于煤体一侧下沉量。

由图 11可以看出垂直方向变形趋势。右帮竖直方向的变形比左帮强烈,右侧部分顶底板的比左侧部分强烈;巷道底板的变形是由于巷道两帮将上部应力传递到了底板,于是巷道两帮与底板成为一个整体的系统来承担上覆岩层的压力,故而底板产生了塑性破坏。

4.2 两帮移近

图12为巷道两帮位移曲线。可以看出,巷道两帮变形速度变化规律与所承受应力变化规律基本相一致,两帮的变形以煤体侧的变形为主,这是因为煤体的承载能力较弱,比较容易发生塑性破坏,煤体发生流变,因此,要加强煤帮侧的支护。

图11 工作面推进 40m垂直位移等值线

图12 巷道两帮位移曲线

5 结论

（1）通过数值模拟计算得出工作面超前支承应力范围在工作面前方 35m左右,超前支承压力峰值在工作面前方 5～10m,工作面侧向支承力峰值在巷道上帮煤体内 5m左右。

（2）工作面前方 5m开始两帮变形加剧;工作面推进10m时,顶底板变形加剧;工作面推进75m时,巷道围岩变形趋于缓和。

（3）利用工作面回采产生的矸石,在采空区侧叠加宽度为 1.5m矸石带,与巷旁充填体组合形成不等强承载巷旁充填体,较单纯使用膏体胶结料充填体,明显降低原巷旁充填体承担压力,减小顶板沉降和底板鼓起,更好地适应巷道围岩运动。

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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

山东省技术创新资助项目 （200910809064）

高明涛 （1985-）,男,山东临朐人,硕士,工程师,从事矿山压力与岩层控制研究。

[责任编辑:林 健 ]

应用基础