李桂明1,2,周超3,王晓东4
(1.贵州省矿山安全科学研究院,贵州 贵阳 550025;2.贵州省煤矿设计研究院有限公司,贵州 贵阳 550025;3.江西省煤矿设计院贵州分院,贵州 贵阳 550003;4.贵州大学 矿业学院,贵州 贵阳 550025)
<摘要:为了研究最大主应力方向对巷道围岩稳定性的影响,以贵州某矿1101工作面矩形运输巷为工程背景,采用FLAC3D数值模拟软件,研究了最大主应力为水平或垂直应力时巷道围岩变形情况。研究结果表明:当最大主应力为水平应力时,顶板受影响较大,易发生较严重的剪切破坏,且顶板位移较两帮大,应着重加强顶板支护;当最大主应力为垂直应力时,两帮受影响较大,易发生剪切破坏,且顶板和两帮位移均随垂直应力增大而明显增大,应着重加强两帮支护。根据数值模拟结果及该工作面水平应力大于垂直应力的情况,近似将水平应力作为最大主应力,提出了以顶板支护为主的支护方案。现场监测结果表明,采用该支护方案后,巷道顶板及两帮位移均较小,验证了该方案能较好地维护巷道围岩稳定性。
关键词:工作面巷道;围岩稳定性;巷道支护;顶板支护;两帮支护;最大主应力;水平应力;垂直应力
地应力由岩层自重应力及地壳运动引起并残留至今的构造应力组成。在地应力中,水平应力主要由水平构造应力、岩层自重引起的水平应力、岩层之间的摩擦力及黏聚力组成;垂直应力主要是上覆岩层自重引起的垂直应力[1-3]。地应力是引起巷道变形及破坏的主要外部因素[4-6]。探究最大主应力方向对巷道围岩稳定性的影响,对巷道开挖和支护具有重要意义[7-9]。
近年来,我国众多学者在地应力和巷道围岩稳定性关系的研究方面取得了很多成果。何富连等[10]采用数值模拟、井下实测方法研究了深部高水平构造应力对巷道围岩稳定性的影响,并阐述了支护机理。罗超文等[11]基于水压致裂法对地应力进行测量,得到了深部巷道与传统浅埋巷道围岩应力分布的区别。阚忠辉[12]、高富强[13]采用数值模拟方法分析了最大水平主应力方向与巷道轴向夹角对巷道围岩稳定性的影响。金志远等[14]通过测量地应力,采用数值模拟方法得出了巷道支护方案。孙玉福[15]、郭延辉等[16]通过现场实测得到了测点的三维应力状态,采用数值模拟方法分析了最大主应力方向与巷道轴向围岩破坏情况的关系。本文以贵州某矿1101工作面为工程背景,采用FLAC3D数值模拟软件模拟了最大主应力分别为水平、垂直应力时巷道围岩稳定性情况,并根据模拟结果采取合理的支护措施,以期为类似问题提供理论和实际参考依据。
贵州某矿含煤地层为上二叠统龙潭组,出露于矿区西部边缘及东北部边缘外,为高瓦斯矿井。该矿1101工作面标高为1 240~1 253 m,走向长度为350 m,倾向长度为85 m,多为矩形巷道。目前开采10号煤层,煤层厚度稳定,平均厚度为1.32 m,平均倾角为9°,煤质为气煤,煤层结构简单,煤层密度为1.41 t/m3。采用走向长壁后退式采煤方法,高档普采工艺,全部垮落法管理顶板。顶板为粉砂岩,底板为细粒砂岩、泥岩。
针对该矿1101工作面矩形运输巷,采用FLAC3D数值模拟软件建立计算模型,分析最大主应力分别为水平、垂直应力时巷道围岩塑性区及剪切应变增量。计算模型尺寸为300 m×250 m×90 m(长×宽×高),含9层煤岩层,如图1所示,各煤岩层力学参数见表1。巷道断面呈矩形,宽5 m,高4 m。煤层近似为近水平煤层。
图1 计算模型
Fig.1 Calculation model
表1 计算模型各煤岩层力学参数
Table 1 Mechanical parameters of each coal and rock seam in calculation model
2.2.1 最大主应力为水平应力
固定垂直应力σy=10 MPa,分析水平应力σx分别为12,15,18 MPa时巷道围岩塑性区及剪切应变增量分布,并记录顶板与两帮位移,结果如图2、图3所示。
(a)σy=10 MPa,σx=12 MPa
(b)σy=10 MPa,σx=15 MPa
(c)σy=10 MPa,σx=18 MPa
图2 最大主应力为水平应力时巷道围岩塑性区及剪切应变增量分布
Fig.2 Plastic zone and shear strain increment distribution of roadway surrounding rock when the maximum principal stress is horizontal stress
图3 最大主应力为水平应力时巷道围岩位移
Fig.3 Displacement of roadway surrounding rock when the maximum principal stress is horizontal stress
从图2可看出,在最大主应力为水平应力且固定垂直应力条件下,顶板及两帮塑性区面积随水平应力增大而增大,且顶板塑性区面积变化较两帮大;顶板剪切应变增量总体上较两帮大,顶板上方两角处剪切应变增量最大,这是因为巷道开挖后应力重新分布,顶板上方两角处产生应力集中,导致剪切应变较大,容易发生冒顶;两帮剪切应变最大处为底角。
从图3可看出,在最大主应力为水平应力且固定垂直应力条件下,顶板及两帮位移随水平应力增大而增大,且顶板位移大于两帮位移;水平应力由12 MPa增大到18 MPa时,顶板位移增幅为138 mm,而两帮位移增幅为59 mm,变化较平缓。
当最大主应力为水平应力时,顶板受水平应力的影响较两帮大,顶板剪切破坏严重,且随着水平应力增大,顶板位移急剧增大。在该条件下,应着重加强顶板支护。
2.2.2 最大主应力为垂直应力
固定水平应力σx=10 MPa,分析垂直应力σy分别为12,15,18 MPa时巷道围岩塑性区及剪切应变增量分布,并记录顶板与两帮位移,结果如图4、图5所示。
从图4可看出,在最大主应力为垂直应力且固定水平应力条件下,两帮塑性区面积随垂直应力增大而增大,顶板塑性区面积变化较小;当垂直应力为18 MPa时,巷道顶板肩角处塑性区延伸至巷道高度2倍以上位置,这对两帮承载能力极其不利;两帮剪切应变增量明显大于顶板剪切应变增量,因此两帮易发生剪切破坏;随着垂直应力增大,顶板剪切应变增量分布基本不变,主要原因是水平应变较小且受垂直应力影响不大。
从图5可看出,在最大主应力为垂直应力且固定水平应力条件下,顶板和两帮位移随垂直应力增大而明显增大,且增幅基本相等;与最大主应力为水平应力条件下相比,两帮位移变化较大,这主要是由垂直应力挤压造成的。
(a)σx=10 MPa,σy=12 MPa
(b)σx=10 MPa,σy=15 MPa
(c)σx=10 MPa,σy=18 MPa
图4 最大主应力为垂直应力时巷道围岩塑性区及剪切应变增量分布
Fig.4 Plastic zone and shear strain increment distribution of roadway surrounding rock when the maximum principal stress is vertical stress
图5 最大主应力为垂直应力时巷道围岩位移
Fig.5 Displacements of roadway surrounding rock when the maximum principal stress is vertical stress
当最大主应力为垂直应力时,随着垂直应力增大,巷道两帮易发生较严重的剪切破坏,顶板随两帮变形而下沉。在该条件下,应着重加强两帮支护,共同维护顶板与两帮,以提高巷道围岩整体稳定性。
对巷道顶板及两帮位移进行监测是检验巷道围岩稳定性的重要手段。该矿工作面1101运输巷和回风巷大多属于煤巷,部分巷道顶板位移已较大,采用锚杆锚索对巷道进行加固。
采用空心包体应力解除法测量3个测点的地应力,得水平应力分别为10.4,11.3,12.5 MPa,垂直应力分别为6.8,7.2,7.4 MPa。3个测点处水平应力均大于垂直应力,因此最大主应力近似为水平应力,应着重加强巷道顶板支护。
1101工作面运输巷支护方案如图6所示。采用全锚网支护;两帮各采用4根规格为φ22 mm×2 000 mm的玻璃钢锚杆,间排距为800 mm×800 mm;顶板采用6根规格为φ22 mm×2 000 mm的高强度螺纹钢锚杆,间排距为700 mm×800 mm;顶板布置2根规格为φ18.9 mm×10 300 mm的预应力锚索。
图6 巷道支护方案
Fig.6 Roadway support scheme
基于上述支护方案,监测巷道顶板及两帮位移,结果如图7所示。
图7 顶板及两帮位移
Fig.7 Displacements of roof and two sides
从图7可看出,顶板位移最大值为50 mm,两帮位移最大值为20 mm,顶板位移比两帮稍大,但巷道变形在可控范围内。
由以上分析可知,该巷道最大主应力为水平应力,其对顶板的影响较两帮大。采用本文支护方案后,巷道顶板及两帮实际位移均在可控范围内,围岩稳定性较高,满足工程需求。
(1)当最大主应力为水平应力时,顶板受影响较两帮大,易发生较严重的剪切破坏,且顶板位移较两帮大。在该条件下应着重加强顶板支护。
(2)当最大主应力为垂直应力时,两帮受影响较顶板大,易发生剪切破坏,且顶板和两帮位移均随垂直应力增大而明显增大。在该条件下应着重加强两帮支护。
(3)针对贵州某矿1101工作面水平应力大于垂直应力的情况,近似将水平应力作为最大主应力,提出了以巷道顶板支护为主的支护方案。现场监测结果表明顶板及两帮位移均较小,验证了该支护方案能较好地维护巷道围岩稳定性。
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LI Guiming1,2,ZHOU Chao3,WANG Xiaodong4
(1.Guizhou Provincial Research Institute of Mine Safety and Science,Guiyang 550025,China;2.Guizhou Coal Mine Design Research Institute Co.,Ltd.,Guiyang 550025,China;3.Guizhou Branch of Jiangxi Coal Mine Design Institute,Guiyang 550003,China;4.Mining College,Guizhou University,Guiyang 550025,China)
Abstract:In order to research influence of the maximum principal stress direction on stability of roadway surrounding rock,taking rectangular haulage roadway of 1101 working face in a mine in Guizhou as engineering background,deformation of roadway surrounding rock was researched when the maximum principal stress was horizontal or vertical stress by use of FLAC3Dnumerical simulation software.The research results show that when the maximum principal stress is horizontal stress,roof is greatly affected and prone to serious shear failure,and roof displacement is larger than that of two sides,so roof support should be strengthened.When the maximum principal stress is vertical stress,two sides are greatly affected and are prone to shear failure,and displacements of roof and two sides increase obviously with the increase of vertical stress,so two sides support should be strengthened.Based on numerical simulation results and the situation that horizontal stress is greater than vertical stress of the working face,the horizontal stress is approximately regarded as the maximum principal stress,and a supporting scheme was proposed which focused on roof support.The field monitoring results show that displacements of roadway roof and two sides are small after applying the support scheme,which verifies that the support scheme can maintain stability of roadway surrounding rock well.
Key words:working face roadway;surrounding rock stability;roadway support;roof support;two sides support;the maximum principal stress;horizontal stress;vertical stress
文章编号:1671-251X(2019)10-0038-06
DOI:10.13272/j.issn.1671-251x.2019040058
收稿日期:2019-04-16;修回日期:2019-09-03;
责任编辑:李明。
基金项目:贵州省科学技术基金资助项目(黔科合基础〔2019〕1189号)。
作者简介:李桂明(1990-),男,广西桂林人,助理工程师,硕士,主要从事瓦斯灾害防治及矿山压力方面的研究工作,E-mail:546997741@qq.com。
通信作者:周超(1989-),男,湖南湘潭人,助理工程师,硕士,主要从事矿山压力及巷道支护方面的研究工作,E-mail:13116499520@wo.cn。
引用格式:李桂明,周超,王晓东.最大主应力方向对巷道围岩稳定性影响研究[J].工矿自动化,2019,45(10):38-42.
LI Guiming,ZHOU Chao,WANG Xiaodong.Research on influence of the maximum principal stress direction on stability of roadway surrounding rock[J].Industry and Mine Automation,2019,45(10):38-42.
中图分类号:TD322
文献标志码:A