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陷落柱内“T”型交叉巷道受力特征数值模拟分析

2017-08-07王永生

山西焦煤科技 2017年4期
关键词:力学交叉受力

王永生

(西山煤电集团有限公司 西铭矿,山西 太原 030024)



陷落柱内“T”型交叉巷道受力特征数值模拟分析

王永生

(西山煤电集团有限公司 西铭矿,山西 太原 030024)

以西山煤电集团西铭矿所采的8#煤层为研究对象,通过现场实际取样,采用FLAC3D数值模拟软件进行计算,结果得出:当在陷落柱内布置“T”型交叉巷道时,垂直应力增高区面积增大,应力增高区向围岩深部转移,交叉中心向外2~5 m巷道两帮和顶板破坏深度显著增高,破坏深度达到正常水平的3~4倍。在陷落柱内布置“T”型交叉巷道时,需对交叉点中心范围内2~5 m的围岩进行加强支护,由于其破坏深度显著增加,在采用锚固支护时,为避免锚杆支护失效,应增加巷道支护设计中锚索的使用量。

“T”型交叉巷道;陷落柱;受力特征;数值模拟

陷落柱[1,2]作为一种特殊的地质类型在西铭矿所采的8#煤层中广泛分布,其分布无明显规律,随机性很大。矿井在日常生产过程中所遇到的陷落柱,其平面形状绝大多数为似圆形和椭圆形。西铭矿目前主要开采的8#号煤层节理裂隙发育,煤层结构复杂,平均倾角6°,煤层厚度3.30~4.20 m,平均厚度3.84 m,属稳定可采的厚煤层。由于生产需要,经常遇到在陷落柱内布置的“T”型交叉巷道,巷道交叉角度一般在60°~90°,布置在其中的交叉巷道支护难度大,严重的可导致支护所用锚杆失效,巷道严重变形,无法正常使用。本文拟采用FLAC3D数值模拟计算的方式,以现场实测数据为基础,对陷落柱内的“T”型交叉巷道的受力及变形特征进行分析,为今后的巷道支护提供一定的理论参考。

1 陷落柱内部物质形态及其物理力学特性

西铭矿8#煤层内的陷落柱,其内部的充填物多为煤系地层陷落的岩石碎块或松散沉积物,由于其内部充填物松散,无法对其取样并进行实验室内的力学特性测定。但是可以根据实际情况对其进行估算,根据文献[3,4]中所取的陷落柱地质力学特性和西铭矿8#煤层所揭露陷落柱的实际情况,其物理力学参数可以其所处位置周边围岩的物理力学特性加权平均后并按照合理的系数,对其原有围岩参数进行一定程度的弱化,其物理力学参数具体数值见表1.

表1 西铭矿8#煤层内陷落柱的物理力学参数表

2 数值模拟分析

2.1 所选数值分析方法

近年来发展起来的快速拉格朗日分析程序(Fast Lagrangian Anatysis of Continua)简称FLAC3D,是美国大型岩土工程计算软件[4],是一种专门用于求解岩土力学问题的拉格朗日元法程序,本文选取该数值模拟软件进行模拟计算。计算时,选取摩尔—库仑弹塑性模型,运用Mohr-Coulomb屈服准则判断岩体的破坏,即:

(1)

ft=σ3-σt

(2)

式中:

σ1,σ3—分别为最大和最小主应力,MPa;

C,φ—分别为材料的黏结力和内摩擦角,MPa,(°);

σε—抗拉强度,MPa.

Nφ=(1+sinφ)/(1-sinφ)

当fs=0时,材料将发生剪切破坏;当ft=0时,材料将产生拉伸破坏。

2.2 模型的建立

所选巷道交叉形式为“T”型交叉巷道。为方便计算和准确分析陷落柱对厚煤层条件下交叉巷道围岩稳定性的影响规律,所选陷落柱位于巷道交叉中心部位,横截面为矩形15m×15m,陷落柱底部位于煤层底板处,最高处位于煤层顶板上方10m位置处。每组方案均考虑存在有陷落柱和不存在陷落柱两种情况,分别计算。

模拟巷道埋深H=100 m,侧压系数0.5,巷道交叉角度90°,巷道断面尺寸是4.0 m×3.0 m,巷道在煤层中沿煤层底板布置,煤层厚度5.0 m.

考虑边界效应及巷道开挖的影响范围,模型主巷道开挖方向为Y轴取50 m,主巷道平面方向为X轴,沿底板中心位置两侧各取25 m,总宽度50 m,垂直方向为Z轴,煤层呈水平状态,煤层底板方向取10 m岩层,顶板方向取20 m岩层。为了能准确地分析巷道在陷落柱内的顶板、底板以及两帮的运动和应力分布规律,在开挖范围内,尤其是在巷道交叉范围15 m×15 m的区域内的网格划分较密。具体模型尺寸和陷落柱位置见图1.

图1 模型尺寸和陷落柱位置图

2.3 初始边界条件和岩层力学参数

模型所采用应力边界条件,见图2,模型的上表面按巷道上覆岩体的自重考虑,每100 m垂直压应力2.5 MPa,均匀施加在模型上表面,模型内各层均考虑其自重的作用;水平应力按照侧压系数的不同而均匀施加在模型两边;巷道轴向应力取垂直应力的1.2倍。模型的4个侧面为位移边界,约束水平位移,底部为固定边界,约束水平位移和垂直位移。

图2 模型边界条件示意图

数值模拟计算中所选岩石力学特性参数是以西铭矿8#煤层现场所取岩芯的实验测定结果为基础数据。计算所取岩层物理力学特性见表2. 表2中所列参数为实验室对标准制件实验室内测定数据,未考虑煤岩体中的层理、节理、弱面和裂隙等对其参数的影响。为此,在模拟计算时,对煤和岩石的强度参数综合考虑0.75的裂隙影响系数。

2.4 模拟计算过程

在计算过程中,掘进顺序为:先开挖主巷道,当主巷道开挖完成后,再开挖“T”型支巷。开挖步距:沿道掘进方向上每次开挖2 m,开挖高度为各方案巷道的高度,计算至平衡,再开挖2 m,计算至平衡。以此循环,直至整个模型内巷道开挖结束。在计算过程中,不对巷道进行支护,研究其在无支护作用下的各项破坏指标值,找出“T”型交叉巷道在无陷落柱和有陷落柱情况下的围岩受力和破坏规律。

3 结果分析

3.1 交叉巷道围岩垂直应力特征

沿X轴、Y轴、Z轴垂直应力分布特征图见图3,4,5.

从图3,4,5可以看出,当“T”型交叉巷道过陷落柱时,在陷落柱存在范围内,其垂直应力分布于无陷落柱时存在有显著差异。

表2 计算模型的煤岩层条件表

图3 沿X轴方向垂直应力分布特征图

图4 沿Y轴方向垂直应力分布特征图

图5 沿Z轴方向垂直应力分布特征图

从变化特征而言,相比原始状态下的垂直应力,巷道围岩垂直应力增高区面积显著增大,其中变化最显著的区域为:巷道交叉部位的锐角区域,及其对面的巷帮区域,该区域内垂直应力增高区面积显著增大。该区域的范围以“T”型交叉巷道中心起,向外2~5 m. 虽然垂直应力增高区面积增大,但与无陷落柱存在时的受力值相比,存在有垂直应力受力增高区向围岩深部非陷落柱存在区内转移的现象,有陷落柱时, “T”型交叉巷道中心区两帮及顶底板所受垂直应力值大致相当于无陷落柱时受力值的70%~80%.

3.2 受力特征分析

造成这种分布的主要原因是陷落柱本身的力学特性较周边围岩而言,远低于周边围岩的物理力学参数,在较高的垂直应力作用下,已基本发生塑性破坏,不能起到良好的支撑作用。而陷落柱周边正常围岩由于其物理力学参数优于陷落柱,其支撑作用显著。

3.3 交叉巷道围岩变形特征

无陷落柱和有陷落柱情况下,对巷道交叉部位顶板下沉量、底鼓量、两帮移近量及顶板、底板和两帮的最大破坏深度进行统计,具体结果见表3.

从表3可以看出,在有陷落柱存在的情况下,除巷道底板破坏深度没有变化以外,巷道的顶板和两帮的破坏深度均有不同程度的增加。但是在巷道顶板下沉量和两帮移近量上,有陷落比没有陷落柱时数值要小,这是因为,在陷落柱范围内的交叉巷道围岩受到的垂直应力和水平应力的数值较小,对陷落柱本身造成的破坏较小,周边深部围岩起到了良好的支撑作用。陷落柱本身的破坏没有达到散落的程度,只是在破坏深度上有所加深。

表3 最小破坏方案各项指标统计表

4 结 论

从数值模拟结果可得出如下结论:

1) 当在陷落柱内布置“T”型交叉巷道时,巷道应力分布明显不同于正常布置的“T”型巷道,该区域的范围大致为交叉中心向外2~5 m. 该区域内有陷落柱时围岩垂直应力值明显小于无陷落柱时的垂直应力值,大致相当于其受力值的70%~80%.

2) 当在陷落柱内布置“T”型交叉巷道时,中心点区域内的巷道两帮和顶板破坏深度显著增高,破坏深度达到正常水平的3~4倍。

通过上述结论可知,在陷落柱内布置“T”型交叉巷道时,需对交叉点中心范围内2~5 m的围岩进行加强支护,由于其破坏深度显著增加,在采用锚固支护时,为避免锚杆支护失效,应增加巷道支护设计中锚索的使用量。

[1] 杨孟达.煤矿地质学[M].北京:煤炭工业出版社,2000:189-195.

[2] 煤炭科学研究总院西安分院,峰峰矿务局,鹤壁矿务局,等.华北型煤矿奥灰水防治[M].西安:陕西人民出版社,1990:267-275.

[3] 尹尚先.陷落柱影响采场围岩破坏和底板突水的数值模拟分析[J].煤炭学报,2003(6):264-269.

[4] 张均锋.采动影响下强充水型隐伏岩溶陷落柱围岩变形与渗流场数值模拟[J].岩石力学与工程学报,2009(5):2824-2829.

Numerical Simulation Analysis of Stress Characteristics in T Shape Crossing Roadway with Collapsed Column

WANG Yongsheng

Based on the actual sampling in No.8 coal seam in Ximing coalMine, Xishan Coal and Electricity Group, the numerical simulation software of FLAC3D is used to calculate the "T" Shape crossing tunnel in the collapsed column. The results show that the area of vertical stress increased, and more the stress is moving toward the deeper side of the surrounding rock, the stress in the two rib-side of the roadway and roof which rounding the cross center within 3~5 meters significantly increased, the damage depth reached 3 to 4 times compared with normal. Due to the significant increase in the depth of damage, it is necessary to strengthen the support of the surrounding rock in the range of 2~5 m around crossing point. In order to avoid the failure of the bolting support, it is also necessary to increase the anchor cable.

T shape cross roadway; Collapsed column; Stress characteristics; Numerical simulation

2017-02-28

王永生(1982—),男,山西岚县人,2012年毕业于辽宁工程技术大学,助理工程师,主要从事采矿技术工作

(E-mail)190776596@qq.com

TD322

A

1672-0652(2017)04-0023-05

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