采场底板变形特征及底板巷道围岩控制研究.pdf

安徽理工大学 硕士学位论文 采场底板变形特征及底板巷道围岩控制研究 姓名金怀涛 申请学位级别硕士 专业采矿工程 指导教师余忠林 20110529 摘要 摘要 本文以淮北矿业集团桃园煤矿7 2 4 6 走向长壁综采工作面及两条底板巷道为 工程背景，通过理论分析、计算机数值模拟和现场实测数据分析等研究方法， 研究了采场底板及底板巷道的变形破坏特征。运用相关理论知识，研究了底板 变形破坏规律和动压巷道破坏机理，并分析底板巷道围岩变形特征；通过 F L A C 2 D 数值模拟，研究了在工作面推进过程中底板及底板巷道围岩的应力场、 位移场的变化情况；通过现场实测底板巷道围岩位移和应力，获得底板巷道矿 压显现规律，并获得出采动过程中巷道围岩变形规律；比较了三种支护方式下 底板巷道表面位移和塑性区半径，提出合理的支护方式，并在分析当前地质条 件下底板巷道围岩稳定性的基础上，对围岩控制技术进行了优化设计。 图【5 2 】表[ 5 】参【5 7 】 关键词采场；底板巷道；围岩变形；围岩控制 分类号T D 3 5 3 安徽理工大学硕l 学位论文 A b s t r a c t T h i sp a p e rt a k et h e7 2 4 6o ft h el o n g w a l lf o rF u l l y M e c h a n i z e df a c ea n dt w o f l o o rr o a d w a y so ft h eT a o Y u a nC o a lM i n eo fH u a i B e iM “n g I n d u s t r yG r o u pa st h e p r o j e c tb a c k g r o u n d ，T h r o u g ht h et h e o r e t i c a la n a l y s i s ，t h ec o m p u t e rv a l u es i m u l a t i o n a n dt h es c e n ea c t u a lr e s e a r c ht e c h n i q u ea n dS Oo n ，t os t u d yt h ed e f o r m m i o n c h a r a c t e r i s t i c so ff l o o ra n dr o a d w a ys u r r o u n d i n gr o c ko fs t o p c ．U s et h er e l e v a n t t h e o r e t i c a lk n o w l e d g et oR e s e a r c ht h ef l o o rd e f o r m a t i o nd a m a g er u l ea n dd y n a m i c p r e s s u r eh e a d i n gd a m a g em e c h a n i s m ，a n da n a l y z et h ed e f o r m a t i o nc h a r a c t e r i s t i c so f f l o o ra n dr o a d w a ys u r r o u n d i n g ；U s et h es o f tF L A C 2 Ds i m u l a t i o nt os t u d yo nt h e s u r r o u n d i n gr o c ks t r e s sa n dd i s p l a c e m e n tf i e l do ff l o o ra n df l o o rr o a d w a ys u r r o u n d i n g r o c kw h e nt h ec o a lm i n i n gf a c ea d v a n c i n g ；B yf i e l dm e a s u r e m e n td i s p l a c e m e n ta n d s t r e s so ff l o o ra n dr o a d w a ys u r r o u n d i n gr o c k ，g a i n e dt h em i n ep r e s s u r er e g u l a r l yo f f l o o rr o a d w a y ，a n dg a i n e dt h ed e f o r m a t i o nr u l eo f s u r r o u n d i n gr o c kw h e nc r o s s - m i n i n g ； C o m p a r e st h es u r f a c ed i s p l a c e m e n ta n dt h ep l a s t i cz o n eo ff l o o rr o a d w a yu n d e rt h r e e k i n d so fs u p p o r tm o d e ，p u t sr e a s o n a b l es u p p o r tm o d e ，a n da n a l y s i st h es t a b i l i t yo f s u r r o u n d i n gr o c ko ff l o o rr o a d w a yu n d e rc u r r e n tg e o l o g i c a lc o n d i t i o n s ，o p t i m i z et h e s u r r o u n d i n gr o c kc o n t r o lt e c h n i q u e ． F i g u r e [ 5 2 1t a b l e 【5 】r e f e r e n c e [ 5 7 1 K e y W o r d s s t o p e ；f l o o rr o a d e w a y ；s u r r o u n d i n gr o c kd e f o r m a t i o n ；r o c kc o n t r o l C h i n e s eb o o k sc a t a l o g T D 3 5 3 I I l 绪论 1 ．1 论文的背景 1绪论 现阶段，煤炭资源在我国的能源结构中仍然占据重要的地位，而且在将来很 长时间内任将作为主要能源，目前我国绝大多数煤矿采用井工开采，随着开采方 法与工艺和机械化程度的提高，煤炭开采深度正以每年1 5 m “ ．，5 0 m 的速度向深部 扩展，巷道每年的掘进量大约为6 0 0 0 k m 。巷道是煤矿生产的生命线，7 0 ％ - - 8 0 ％ 的巷道都受到采动影响，巷道围岩变形量大、难以控制，特别是动压巷道的维护 状况已经严重制约了煤矿生产的集约化，所以煤矿巷道的控制与维护要比其他的 地下工程困难【I J 。 目前随着采矿规模的日益扩大，开采深度的逐渐增加，，巷道受到动压的影响 越来越明显，采动给采场底板巷道的围岩稳定性造成了巨大影响，在煤壁前方和 侧向都产生应力增高区，随着采煤工作面的推进，巷道围岩的应力场受到多次破 坏，从而导致巷道围岩的裂隙扩展，软弱面进一步发育，围岩的稳定性和强度降 低，当巷道处于不稳定岩体中，就会给巷道的围岩控制带来很大的难度【2 】。 我国现阶段开采底板巷道上覆煤层主要采用跨采的方式。与留煤柱护巷方式 相比较，跨采过程中虽然对其下部巷道围岩的稳定性产生严重影响，但跨采之后 巷道即处于卸压状态，有利于巷道的长期稳定和使用。因此，合理选择底板巷道 的层位，按照跨采对底板巷道的影响程度，因地制宜制定符合实际的加固措施和 维护手段。不仅在维护底板巷道方面跨采优于留煤柱护巷，且有利于煤矿生产系 统的简单化，抑制煤矿安全隐患，减少煤炭自燃事故的发生，提高煤炭资源的回 收率[ 3 1 。 在埋深3 0 0 “ - 5 0 0 m 的条件下，我国有着丰富的跨采经验，在某些特定条件下， 实行底板巷道的跨采具有生产连续、生产系统简单、生产集中可靠等优点[ 4 1 。 本课题来源于淮北矿业集团桃园煤矿，该矿位于安徽省宿州市境内，是一座 设计生产能力9 0 万t ／年的大型矿井。分为两个水平开采，第一水平标高为．5 2 0 m ， 第二水平标高为一7 4 0 m ，回风水平标高为．3 1 0 m ，主采煤层是7 l 、7 2 、8 2 、1 0 煤。 试验地点选在7 2 4 6 回采工作面下方的北翼采区运输大巷和轨道上山，运输大巷担 负该矿北翼煤炭和材料的运输、行人、进风和排矸等重要任务，轨道上山主要担 负几个相邻采区进风和运料的任务，运输大巷的服务年限为3 5 年左右，轨道上山 服务年限为2 5 年左右。两条底板巷道都受到了上方7 2 4 6 工作面回采的影响，当 安徽理工大学硕七学位论文 工作面推进到距离巷道较近时，围岩顶底和两帮的变形量较大，影响了正常的生 产。因此，针对该矿的实际情况，在得出底板应力和位移传递规律的基础之上， 通过理论分析、数值模拟和现场实测，对采动引起的底板巷道围岩变形特征进行 了研究，并对当前支护方式进行了优化，其成果可为相邻采区和相似地质条件安 全高效生产提供借鉴【1 1 。 1 ．2 国内外研究现状 1 ．2 ．1 采场底板变形破坏理论的研究现状 钱鸣高等学者提出底板断裂之后的块状“砌体梁”结构模型，并考虑了不同 地质条件下 如断层 对底板破裂的影响，使用板的极限理论解析了不同边界条 件下采场底板破坏极限荷载的形态及最大变形点位置，用“S ．R ”稳定理论分析 了破断后底板块状结构的稳定条件及破裂范围，为底板巷道围岩的控制提供了新 的理论依据1 5 1 。 8 0 年代末期，国外的众多从事岩石力学工作的专家学者在研究采场矿柱的稳 定性时，研究了底板的破坏机理。其中有突出成就的是C ．E S a n t o s 和 Z ．T ．B i e n i a w s k i 。他们以改进的H o e k - B r o w n 岩体强度准则为理论基础，并指出临 界能量释放主要取决于岩石性质和承受破坏应力前的岩石已破坏程度以及岩体指 标R M R 相关的无量纲参数m 和n 1 6 J 。 煤科总院北京开采所王作宇等提出了底板岩层运移的原位胀裂和零位破坏理 论。该理论认为在岩体自重力和下部水压力的联合作用下，使其超前支承压力压 缩段岩体整体呈现上部受水平挤压，下部受水平引张的状态，因而在其中部附近 的原岩节理裂隙等不连续面就产生岩体的原位张裂1 7 , 羽。 陈炎光和陆士良认为在上部煤层采动后，留煤柱和回采使得底板岩层周围岩 层应力重新分布，不仅在回采空间周围的煤柱上造成应力集中，而且该应力将向 底板岩层深部传递，造成布置在底板岩层中的巷道围岩变形量急剧增大【9 ，1 0 1 。 煤科总院北京开采所刘天泉、张金才等结合C o u l o m b ．M o h r 强度理论和 G r i i t i t h 强度理论分别求得底板受采动影响的最大破坏深度【1 1 , 1 2 ] 。张金才等还针 对条带开采工作面和长壁开采工作面两种情况对和底板岩体的应力和破坏深度进 行了弹、塑性理论分析，得到相应的计算公式[ 1 3 , 1 4 】。 西安科技大学的石平五等教授提出了大倾角煤层走向长壁开采“R ．S ．F ”系统 运动学的一般模型，较系统地研究了急倾斜煤层在开采过程中底板岩层的破坏滑 2 l 绪论 移力学过程和围岩灾变机理及其防治措施，并给出了相应的评价指标与体系【1 5 】。 闫少宏博士建立了大倾角煤层开采时软岩底板岩层运移的力学模型，在弹性 假设的基础上，将底板岩层抽象为简支薄板，通过理论分析和相似模拟，总结出 了大倾角软岩底板岩层破坏运移的机理，并对底板岩层产生破坏变形的临界力进 行了计算，为大倾角工作面软岩底板灾害的防治提供了依据【1 6 1 。 1 ．2 ．2 巷道围岩变形破坏理论的研究现状 付国彬研究提出巷道围岩周边位移、塑性半径和破裂区半径的解析计算公式， 并指出巷道围岩的应变软化程度是影响巷道围岩破裂范围的重要因素之一，当巷 道围岩处于破裂状态时，处于残余强度状态的破裂区范围大小是巷道围岩收敛的 主要原因【切。 P a p a n a s t a s i o uPa n dV a r d o u l a k i sI 等学者利用分叉理论解释了当围岩强度很大 时巷道破坏形式多样化的特点【1 8 1 。顾士亮等学者研究了当围岩为软岩情况下巷道 在受到采动支承应力的围岩塑性区和破坏区范围，以及围岩破坏峰值后残余强度 和巷道变形的关系，并研究得出了软岩巷道围岩流变的规律，阐述了动压软岩巷 道围岩变形的特征，提出了关于巷道围岩控制的“内、外”结构稳定性理论训。 董方庭教授提出了围岩松动圈支护理论，该理论认为在巷道开挖后，巷道围 岩岩体的应力状态发生改变，由三向应力状态转变为二向应力状态，由于岩体应 力的改变，导致其强度急剧下降，巷道周边围岩出现应力集中，当巷道围岩周围 应力超过了岩体的强度，岩体就会破坏，承载力明显下降，同时应力会向深部围 岩传递，直到低于岩体的塑性屈服应力为止，在巷道围岩中会生成破裂区、塑性 区和弹性区【2 们。 朱建明，徐秉业等研究提出了主次承载区支护理论，该理论认为在巷道开挖 以后，在围岩中形成压缩区和张拉区。巷道深部的压缩区依然处于三向应力状态， 岩体的应力强度大，是维护巷道稳定的主承载区；巷道周围的张拉区处于二向应 力状态，围岩的应力强度低，在采取一定的支护措施后具备一定的承载能力，是 次承载区；指出主、次承载区的共同协调维护是实现巷道稳定的关键【2 l J 。 F uG u o m i n 研究和探索了采场深部巷道围岩的支护设计理论，并应用于工程 实践【2 2 1 。H ．C ．H e i l b r o n ，M ．J ．C o c k r a m 等1 2 3 ] 考虑到矿山岩体的基本特性，改进了岩 石基本力学模型，为采矿过程中的的巷道支护设计和保持巷道长期稳定提供了一 条途径。A n t h o n yD ．B a r l e va n dC h a r i sR RW 砌s o r 【2 4 】介绍了国外岩土锚固工程的 进展和研究成果，为高应力巷道的支护提供了重要的理论依据。R ．F e n n e r 还和 3 安徽理工犬学硕j t 学位论文 H ．S e h m i d t 等人还根据实践研究提出了围岩与支架的相互作用理论【2 5 2 6 1 。 R ．F e n n e r 、H ．K a s t n e r 、J ．T a l o b e r 等以理想弹塑性模型为基础提出了“弹塑性 支护理论“ ，假设岩体服从M o h r - C o n l a m b 屈服条件，对巷道围岩的应力状态进 行了分析和计算，推导出卡斯纳 K a s t n e r 公式，包括弹塑性区的应力和半径【2 7 。2 9 1 。 于学馥等学者提出的“轴变理论“ [ 3 0 l 认为导致巷道围岩变形破坏的最根本原 因是巷道周边围岩的应力超过了其周边岩体的强度，巷道的变形和破坏改变了其 轴比，导致巷道周边围岩应力的重新分布，直到自稳平衡应力均布分布。“系统开 挖控制理论“ [ 3 L 3 2 】认为巷道的开挖扰动了岩体本身的平衡，但这个不平衡的系统 具有自我调节功能，可以自行达到再稳定。于双忠、李先炜教授提出的二次支护 理论，该理论认为支护形式的选取应根据巷道围岩变形的不同阶段，达到最佳的 支护效果的关键是要确定二次支护的方法、刚度和时间[ 3 3 , 3 4 】。 何满朝教授提出的关键部位耦合组合理论，该理论认为支护体与围岩体的强 度和结构等方面不耦合造成了巷道的破坏，一般情况下，要采取二次支护才能使 支护体和围岩体达到耦合【3 5 1 。蔡美峰教授提出了应力控制理论，该理论认为维护 巷道围岩的长期稳定性可以通过改变巷道周边围岩的物理力学性质、应力分布和 能量分布等方法来实现[ 3 6 1 。李世平教授提出的组合拱理论，认为应该使巷道周边 岩体和支护体共同发挥承载作用p 7 1 。 1 ．2 ．3 底板巷道围岩变形破坏理论和实践的研究现状 在采煤工作面推进过程中，随着底板巷道和采煤面水平距离的减小，围岩的 运移越来越明显，当工作面推过底板巷道3 0 一- - 4 0 m 阶段，巷道围岩变形尤为突出， 当工作面推进过巷道上面时，巷道周边围岩受采动影响倾斜方向变形很严重；平 行方向较垂直方向条件下，变形影响严重，其中项主要表现在底板移近量，垂直 方向在跨采过程中，巷道存在围岩变形的相对稳定区，而平行方向无相对稳定区， 巷道变形量呈现不断上升趋势。底板巷道围岩岩性和不同结构组合，是反映巷道 承受上覆煤层开采影响能力的重要指标[ 3 8 , 3 9 J 。 当底板巷道距离采场底板法向距离较大时，围岩整体位移场受采动的影响较 大。如果留设保护煤柱，应该保证底板巷道位于采场底板集中应力区的外侧，跨 采时工作面应推过足够距离，使底板巷道靠近采空区应力恢复的下方，并设置合 理的岩柱尺寸[ 4 0 , 4 1 1 。当底板巷道出现重叠时，对下部煤层已有巷道会受到上部煤 层的开采影响。由于受到采动影响，底板巷道围岩长期处于不稳定状态下，在应 力不断变化的扰动下，底板巷道围岩变形严重，应力较大，所以底板巷道的支护 4 i 绪论 要特别加耐4 2 1 。 底板巷道与采场底板的垂直距离不同，导致巷道围岩的变形机理不同当垂 直距离小于l O m 时，底板巷道不仅受到铅直应力作用，而且受到的水平应力较大； 当垂距大于l O m ，巷道主要受到铅直应力作用，相对水平应力较小。底板巷道围 岩出现剧烈变形主要在工作面推进距离巷道2 0 m - - 一3 0 m ，主要表现在两帮的移近 量上，靠近工作面的一帮的移近量要大于另一帮，并且最先在推进侧的侧帮及其 拱顶部出现原支护的喷层脱落[ 4 3 , 4 4 1 。 采场近距离底板巷道围岩的变形量，主要取决于工作面支承压力在向底板传 递过程中作用于底板巷道围岩上的量值，其中煤层距离工作面底板越近，底板岩 层中的支承压力峰值越大。随着巷道岩柱厚度的增加，出现的支承压力峰值时巷 道距工作面煤壁的距离也随之增加，在底板下方垂直距离3 0 m 处的岩石岩层中支 承压力峰值只有3 0 ％左右的传递下来1 4 5 】。 底板巷道围岩变形情况与巷道所处位置密切相关，当巷道位于采空区下方时， 处于卸压状态时，巷道围岩总体变形量较大，主要表现在两帮内移；当底板巷道 处于停采线下方时，巷道围岩变形主要表现在煤柱侧帮部及顶底板变形量较大； 当底板巷道处于煤柱下方时，巷道围岩变形强烈，变形特征呈全断面收缩，巷道 底板底鼓严重l 铀J 。 用模糊聚类分析方法对底板岩巷进行分类，并根据各类巷道的具体特点，提 出相对应的支护措施，改善巷道支护状况[ 4 7 1 。在围岩属中等稳定条件下，只受跨 采面采动影响的岩巷，其与上部煤层之间较为有利的垂直距离Z 为l O m 左右，巷 道与上部保护煤柱边缘之间的最小水平距离应大于垂直距离Z ，受两侧采动影响 的岩巷垂直距离Z 一般不应小于2 0 m 【4 8 J 。 跨采软岩巷道，其受动压影响较为显著，滞后煤壁较远，其动压滞后影响距 大于超前影响距，高峰传播角较小，作用于工作面停采线外侧的巷道变形，明显 大于开切眼外侧的巷道变形1 4 9 J 。 动压是造成跨采软岩巷道破坏的主要原因，围岩物理力学性质差、裂隙发育 是引起采动期间巷道围岩剧烈变形的内因。锚注联合支护体系能较好地满足跨采 动压作用的要求【5 0 1 。 岩体的物理力学性质是影响底板巷道围岩稳定的主要因素，针对不同的围岩 条件，选择不同的支护参数，受上部煤层开采影响时，巷道围岩变形一般两帮小 于顶底板，顶底板变形主要为底鼓，底板巷道需要加强支护时，应在受到移动支 承压力影响之前完成1 5 。 5 安徽理工大学硕二I 学位论文 1 ．3 存在的问题 对于底板巷道，除选择合适的层位和合理的支护方式外，实行跨采使底板巷 道处于卸压区，不仅提高资源采出率，而且降低巷道的维护费用。但底板巷道跨 采期间需要进行加固，以保证跨采后巷道的正常使用，这就需要对跨采期间巷道 的变形量进行预测，根据巷道变形量的大小采取相应的加固措施。目前，国内外 对深部巷道围岩变形量的预测，都是建立在实测的基础上，不少采矿工作者大都 习惯于用工程类比的方法，依据以往的经验，墨守成规，导致在实践中缺少创新， 在花费了大量人力和物力后，收效甚微。 1 ．4 论文研究的主要内容 本论文在广泛收集资料及大量调研的基础上，通过多种方法研究桃园矿7 2 煤 在开采过程中底板的变形破坏特征及采动对底板巷道的影响，以指导相邻采区和 相似的地质条件的安全高效生产并为以后开采时底板巷道位置的确定和围岩的控 制提供理论指导，为底板巷道的支护设计逐步从目前的工程类比阶段发展到科学 定量决策阶段。 研究的主要内容 1 ．对桃园煤矿煤层特征及地质条件进行全面、详细、系统的调研和分析； 2 ．利用采场力学模型，研究开采过程中位于7 2 4 6 工作面底板及两条底板巷 道的变形破坏特征； 3 ．通过数值模拟得出采场底板及底板巷道应力场和位移场的变化趋势； 4 ．通过实测轨道上山和运输大巷围岩位移和应力，总结出其变化特征； 5 ．根据对三种不同支护条件下巷道围岩的位移量和塑性区宽度的分析，提出 合理的支护方式；通过对当前地质条件下轨道上山和运输大巷的围岩稳定性分析， 优化支护方式。 1 ．5 论文的主要研究方法 针对淮北矿业集团桃园煤矿7 2 4 6 综采工作面的具体地质条件，结合理论分 析、计算机数值模拟和现场实测的方法来研究7 2 煤层开采过程中底板及两条巷道 变形特征，并对巷道的支护方式进行优化。论文研究方法如图1 所示。 6 I 绪论 图1 研究方法框图 F i g ．1D i a g r a mo fr e s e a r c hm e t h o d 7 』塑燮塑邀 m ．要兰底板变形破坏是底板巷道合理层位选择与维护首要考虑的问题。正确认 篓竺竺要詈场底板岩层的应力传递及位移规律和巷道围岩破裂范围，对于柔≤； 竺竺兰篓方式维护底板巷道长期稳定具有重要的意义。本章主要是在总结嘉爻岳 耋竺苎竺基础上，总结出采场底板变形破坏的一般规律，并用几种不同磊另篡菇 委苎曼篓苎大破坏深度进行计算。利用巷道的破裂范围公式，分析底板≤釜言善 变形破坏的原因、机理和影响因素。 ⋯“ 、出出三兰譬警登竺的圭要原因是由于采掘活动打破了底板的应力平衡状态，从而 黧凳譬板兰竺兰警、拉破坏。底板岩体是脆性的，其抗压强度葛釜孬荔 羹羹竺苎’、而量竺 岘腿域范围和概率孙，所以底板岩喜蒜≤美 耋应2 挲妻。警竺耋警坏次之。因此研究工作面底板内剪应力鬲吴泵、‘嘉蒿磊薹 围，对于底板巷道的维护意义很大。 ⋯一”～ n 竺粤三零雾，在工作面底板垂直方向上，底板岩层中垂直应力的集中区和卸 竺、羹苎苎空竺孝中区和卸压区大体上是相一致的，并且随着底轰善喜毒羞磊磊 型二．竺乏煮 苎篓和卸压程度减小，应力分布逐步缓和。工作面煤壁；舅鬲主勇 誊竺茎竺苎詈苎曼向煤壁前方的“泡“ 形状态，采空区下方卸三喜霍妄兰荔荔篙 篓竺霎方竺二塑二翌状态。在采场底板水平方向上，底板岩层在受茹粟荔薹磊4 聪蚴-,竺苎妻竺熙造成底板的隆起，已发生塑性变形磊≤云善磊篡rh谤 Z i - - ．侈- I d a _ 旃妻妻篓竺竺竺破坏的岩体形成一个连续的滑移曲面。煤三；蒹羞另；差 睾中，深部受到采动影响很小，采空区下方浅部处于卸压状态，应力≤；篆美蓑 l 一支承压力区；礁层；3 却压区 图2 底板应力分布及破坏示意图 F 嘻2 妣S Sd i s 坼b u t i o n 鲫dd 啪a g eo f ‰d i 伽 8 2 采场底板和底板巷道围岩变形破坏特征分析 2 ．1 ．1支承压力在底板传递分析 由图3 可知，通过材料力学基础理论可知，在集中力尸作用下的各向同性均 质半无限平面体，支承压力在底板岩体中进行传递，底板岩层中任一点 ，．，0 的应力计算公式如下【5 2 】 2 P c o s 3 0 盯2 ，．石 2 P c o s O s i n 20 吒2 F 2 P c o s 2O s i n0 “ l x z2 r 冗 在平面直角坐标系 X ，z 下可表示为 吒2 而m ‘- - j 开 2 万 2 y 2 2 吒2 而丐秀石【x 。 J ，。J 。 ～2 而前 D X “⋯夕7 0 甄 ／． ＼ Z 1 2 ．1 2 - 2 图3 受集中载荷尸的半无限平面体示意图 F i g ．3U n d e rac o n c e n t r a t e dl o a dP o f t h es e m i - i n f i n i t ep l a n eb o d yd i a g r a m 如图4 所示，当半无限平面体的自由边界上在受到均匀分布的载荷g 下时， 由叠加原理可知，底板岩层任一点的应力计算公式为 9 安徽理工大学硕士学位论文 盯 q - c o s 0 2s i n 0 2 一c o s O ls i n O , 吼一q 7 ／“ 盯， 万q - - [ - - C O s 0 2 q s i n a 2 一q 0 2 一幺】 2 - 3 吒 詈 s i n 2 0 2 一s i n 2B 式中 g 一作用于底板岩体上的均匀分布载荷。 由上述计算公式可知，在均匀分布载荷的作用下，在底板岩体载荷中心点下 部轴线上的垂直应力盯，值最大，且随着岩体深度增大，垂直应力仃，值减小，其最 大影响范围约为6 ．2 5L L 是载荷分布的宽度 ；最大垂直应力对应的水平应力q 的影响范围约为1 ．5 三。最大剪应力值出现在载荷作用的边界处，所以，采场边缘 下方的岩体最容易发生剪切变形从而而导致底板岩层的破坏。 由弹性力学知识可知，令∥ 0 2 - O , ，可得到底板岩体在受到均匀分布荷载 是的最大、最小主应力值为 印仃， 昙院一岛S i n 0 2 一q 】 昙 ∥s i n f l 2 - 4 所以岩体受到的最大剪应力为 f 。一 三√互i ∑j _ i i 可 昙s i n ∥ 2 5 可以看出，当∥ n ／2 时，剪应力最大，其值为 _ 『。～。里 2 一．6 一 _ 『留Ⅻ2 二 L ’ 由上式可知，在采场底板岩层受均匀分布载荷作用下，岩体剪应力的最大值 在以载荷分布宽度三为直径的半圆线上。所以，采场底板岩体中最大剪应力影响 的最大深度为 允 兰 2 ．7 1 0 2 采场底板和底板巷道围岩变形破坏特征分析 ．【⋯ 。。轴 图4 受均布载荷q 的半无限体平面体的示意图 F i g ．4U n d e ru n i f o r ml o a dqo f t h es e m i i n f m i t ep l a n eb o d yd i a g r a m 2 ．1 ．2 塑性理论求解底板岩体破坏深度 开采引起的底板破坏深度，可以用土力学中地基的计算方法，根据塑性理论， 采场底板中的极限平衡分为三个区，如图5 所示。 图5 极限状态下底板塑性破坏范围 F i g ．5L i m i ts t a t ep l a s t i cd a m a g er a n g eo f f l o o r 图中I 区为支承压力作用区，其中 Z a a b 4 5 。 堕 2 图中I I 区为过渡区，曲线b e e 为对数螺旋线，其原点为a ．，则其方程为 广 r o e 口细n 2 - 8 图中I I I 区为被动应力区，其中 Z a d c 4 5 。一堕 2 式中‰底板岩层内摩擦角，； ，o a b 的长度，m 安徽理工大学硕} 学位论文 ，．一以a 为原点与r o 成口角的对数螺旋线半径，m ； p 一，o 与，．的夹角。 F i g ．6M a x i m u md a m a g ed e p t hc a l c u l a t i o nd i a g r a mo ff l o o r 在A a b a 中， a b r o X o ／2 c o s 4 譬 式中 L 为煤层塑性区的宽度，其计算公式为 毛2 丽M 1 司- 3 a h 巫i K l y H 至 C 石c o t q 1 3 口11 3 口 ’ 式中M 煤层采高，m ； 矽煤体内摩擦角，。； C 煤层粘聚力，k N ／m 2 ； K ．一应力集中系数； 日采深，m ； ，一煤层上部岩层容重，k N ／m 3 ； 厂煤层与顶底板的摩擦系数； p 一水平支护力，k N ／m 2 ； q5 C O S 币 k 二三C ， √3 s i n 2 缈 a 为计算参数， a 在Aa e f 中， h r s i n 口 1 2 2 - 9 2 ．1 0 2 1 1 2 采场底板和底板巷道用岩变形破坏特征分析 而 所以 口 万一仁4 堕2 1 一秒 2 ．1 2 厅 枷口 ％e O U m 而c o s p 孚一≥ 2 - 1 3 令d d h 目 0 ，即可求得最大破坏深度 考 ％P ‰％c o s 徊 譬一7 7 ／“ 劬‰一％e O t 哪s m 导一予 o 即 t a n ‰ 伽 p 譬一号 0 兰 堕。 2 ．1 4 4 2 将式 2 ．1 4 、 2 1 0 带入 2 ．1 3 即可求得底板岩体的最大破坏深度为 矗l 墨兰 丛P 三 导 啪 2 e o s | r 至 堕1 ＼4 2 ／ 2 ．1 5 瓦M I 习- 3 a c o 凋s q ，0 P 呼号胁、蠢鼍 4 m 3 口 c 。s 【三 警 等p 兰 c c o t 伊 从以上公式推导分析可知采场底板最大破坏深度与开采深度、底板岩体的 强度以及煤层采高和煤体的强度有密切关系，其中随着开采深度和煤体强度的增 加而增加，随煤层采高和底板岩体的强度的增加而减小。根据桃园煤矿的桃园 煤矿围岩物理力学性质测试报告和7 2 4 6 - r 作面具体的地质条件，各参数取值为 取厂 2 ．3 x1 0 3k N ／m s ，H 4 5 0 m ，缈 3 0 。，M 1 ．6 m ，应力集中系数取K i 2 ，煤 体内摩擦角取‰ 3 0 。，煤层与顶底板的摩擦系数厂 0 ．5 ，煤体内聚力取 C 1 ．1 8 M p a ，水平支护力取P 0 求得底板破坏深度为1 5 ．9 m 。由此可知，两条底 1 3 安徽理工大学硕士学位论文 2 ．2 巷道围岩破裂范围的理论计算 由于受到上覆煤层采动影响，底板巷道围岩普遍处于破裂状态，本节引用巷 道围岩破裂范围的解析公式并加以分析，用于指导底板巷道围岩变形特征分析。 2 ．2 ．1 巷道围岩力学模型 当岩体处于各向等压的力学状态下的时候，按照广义的塑性理论，运用极限 平衡理论来对一无限长的圆形开挖断面巷道的破裂区、塑性区和弹性区进行分析 研究。 为了方便分析计算，假设巷道围岩满足弹塑性理论的相关条件 1 巷道断 面为圆形； 2 深部巷道； 3 沿巷道轴向的平面应变条件； 4 巷道围岩力学 性质为各向同性或圆柱状的各向异性； 5 混凝土喷层和支护锚杆是均质且各向 同性的； 6 巷道周边围岩、混凝土喷层和支护锚杆分别保持弹性变形。 7 巷 道围岩处于各向等压状态下【5 3 】。 在塑性区内圈 A 围岩强度明显减弱，远远低于原始应力脚，围岩发生破裂 和位移称为破裂区，故A 区也叫卸载和应力降低区；塑性区外圈 B 的应力高于 原始应力，它与弹性区内应力增高部分均为承载区，也叫应力增高区；再向围岩 深部即为处于应力稳定状态的原始应力区。各区间及应力分布情况如图7 所示。 ， ll ll 气ll lI ll l l ll llI 二厂募淞 ●， ．，7l 漆甲 ， 』7 一，r ’ - - , , - j I 簿胁 ， J P 图7 圆形巷道围岩的弹塑性变形区及应力分布 F i g ．7 E l a s t i ca n df l e x i b l er a n g ea n ds t r e s sd i s t r i b u t i o no f c i r c u l a rr o a d w a y p 一原始应力；q 切向应力；o r ，径向应力；P f 一支护抗力；口巷道半径； 天一塑性区半径A 破裂区；召一塑性区C 一弹性区；D 一原岩应力区 1 4 2 采场底板和底板巷道用岩变形破坏特征分析 根据弹塑性理论知识，距巷道中心点 广，0 的任意点应满足弹塑性理论 基本方程，即平衡微分方程、几何方程及变形协调方程。 平衡微分方程 孕 q 一％ o 2 ．1 6 0 譬， 兰 17EO2-I占，2 了’ 一 变形协调方程 拿 ％一q o 2 ．1 8 d r， 式中 材一围岩径向位移，指向巷道中心为正 盯，，％一分别为围岩径向应力和切向应力； B ，毛一分别为围岩径向应变和切向应变； 在各向等压条件下，圆形断面巷道的围岩应力、塑性区半径和周边位移的计 算公式分别如下 l 、塑性区的应力方程式 仃伊 c c o t 妒，L ％r ／／1 2 一s s i n i I l 缈歹一c c o t 矽 2 ．1 9 ％ 。， c c o t 缈域爿怒一c c o t 矽 2 珈 2 、弹性区的应力方程式 径向应力为 口。 p c 一等， 卜。 c 呼 毒害品c o t f f - C c o t ] 筹、c 2 ．2 t ， 1 5 安徽理工大学硕二L 学位论文 ⋯”多 M 争 老c o t 川似司等 协2 2 3 、塑性区半径和周边位移 根据轴对称平面应变模型分别计算出巷道围岩弹性区的径向应力和切向应 力，塑性区和破裂区的围岩应力和应变。巷道的围岩应力分布受到围岩残余强度 和应变软化强度等影响，分别计算得塑性区半径公式和周边位移公式 塑性区半径的公式，即K a s t n e r 公式 R p2 r o [ 量旦t 三；≥铲] 2 如9 c 2 2 3 ， 破裂区半径的公式，即A i r e y 公式 周边位移 鱼坠 』L 一』L ㈣l ≮措 2 ．2 4 “r os i n 矽亟竺竺盛卫兽婴兰 2 _ 2 5 2 G 慨 C e o t 缈 等 式中缈一岩石的内摩擦角； p 。一支护抗力 风一原岩应力； 口。，仃‘。一分别为弹性区和破裂区的岩体的单轴抗压强度，M p a ； k 。三轴应变系数； ，0 一距圆形巷道中心的距离。 c ．一围岩的粘聚力； G 一围岩的剪切弹性模数。 2 ．2 ．2 巷道位移量与巷道围岩破裂范围的关系 巷道围岩的位移情况是巷道围岩的稳定性的重要重要指标，特别是巷道的周 边位移，故将破裂状态