极近距离跨采底板巷道稳定性研究.pdf

分类号T D 3 2 2密级 公开 UDC单位代码 1 0 4 2 4 学 位 论 文 极近距离跨采底板巷道 稳定性研究 孟 海 军 申请学位级别硕士学位领域 名称矿业工程 指导教师姓名吴 士 良职称教授 山 东 科 技 大 学 二零一零年六月 论文题目 极近距离跨采底板巷道 稳定性研究 作者姓名 孟 海 军入学时间 2007 年 9 月 专业名称 采矿工程研究方向矿山压力及其控制 指导教师 吴 士 良职称教授 论文提交日期2010 年 6 月 1 日 论文答辩日期2010 年 6 月 5 日 授予学位日期 STUDY OF ROADWAYSTABILITY OF THE EXTREME DISTANCE CROSS MINING IN THE BOTTOM A Dissertation tedin fulfillment of the requirements of the degree of MASTER OF PHILOSOPHY from Shandong University of Science and Technology by Meng Haijun Supervisor ProfessorWu Shiliang College of Natural Resources and EnvironmentalEngineering May 2010 声明 本人呈交给山东科技大学的这篇硕士学位论文，除了所列参考文献和世所 公认的文献外，全部是本人在导师指导下的研究成果。该论文资料尚没有呈交 于其它任何学术机关作鉴定。 硕士生签名 日期 AFFIRMATION I declare that this dissertation， ted in fulfillment of the requirements for the award of Master of Philosophy in Shandong University of Science and Technology， is wholly my own work unless referenced of acknowledge. The document has not been ted for qualification at any other academic institute. Signature Date 山东科技大学硕士学位论文摘要 摘 要 极近距离跨采底板巷道稳定性问题实质上是受采动影响的高应力巷道支护问题，是煤 矿巷道支护研究的难点之一。 该论文采用理论分析方法，推导了底板岩体中的应力分布规律，得出了垂直应力、水 平应力、剪应力随深度的变化及其最大值位置，并计算了岩体的最大破坏深度及其距工作 面端部的水平距离、采空区底板岩体沿水平方向最大破坏长度。并采用层次分析法（AHP） 确定各因素的权重， 得出底板巷道稳定性由其围岩强度和法向距离两个主导因素共同决定。 文中进一步采用 FLAC3D岩土力学数值模拟软件分析了底板巷道不同垂距、工作面推 进到不同位置应力场特征。在围岩属中等稳定20MPa＜＜40MPa条件下，受跨采工作 C σ 面采动影响的岩巷，其与上部煤层之间较为有利的垂距为 10m 左右。 通过数值模拟和现场实验结果表明，对受动压影响的底板巷道，采用 U 型钢可缩性支 架配合壁后充填与锚注加固的联合支护技术能够有效地控制巷道围岩变形，取得了良好的 支护效果。 关键词极近距离跨采，U 型钢联合支护，锚注支护，FLAC3D数值模拟 山东科技大学硕士学位论文摘要 Abstract The problem of stability in roadway of extreme distance cross mining is the supporting problem of high stress roadwayaffected by mining,is one of the stress and difficult point studied. This dissertation uses theoretical analysis ,deriving the distribute figure of stress in the body of slate of bottom,draw changes and maximum positions that vertical stress,horizontal stress,shearing stress,calculate the most heavy destory depth of rock and the horizontal distance of face and the largest destorylengthin horizontal direction of the slate rock of district.And using analytic hierarchyprocess AHP to determine the weight of each factor, rock strengthand normal distance two dominant factors determine stabilityin the body of slate of bottom. A computationalrock mechanics software, FLAC3D,was introduced to simulate the feature of stress field in different vertical distance and position of mining face.In the surrounding rock is a moderately stable conditions, subject to cross- effects of mining coal face rock roadway, with the upper seam of the verticaldistance between the more favorable for the 10m. By numerical simulation and field test results show that affected roadway by the dynamic pressure in the body of slate of bottom, using the yielding U- steel complemented backfilling and bolting and grouting support technology can effectively control the roadway surrounding rock deation, achieve good support effect. KeywordsExtreme distance cross mining,U- steel combination supporting,Bolting and grouting,FLAC3Dnumericalsimulation 山东科技大学硕士学位论文目录 目录 1 绪论1 1.1 课题的提出及意义1 1.2 国内外研究现状1 1.3 论文研究内容及研究方法4 2 课题研究的基础条件6 2.1 矿井概述6 2.2 - 465 水平大巷概述7 2.3 跨采面概况8 3 底板岩体变形规律及围岩稳定性影响分析11 3.1 煤层底板岩层的破坏规律11 3.2 底板巷道围岩稳定影响因素分析18 3.3 三河口跨采巷道法向距离确定22 3.4 小结23 4 跨采底板巷道矿压显现规律数值模拟研究25 4.1 数值计算方法及本构模型选取25 4.2 合理岩柱高度的确定26 4.3 工作面跨采引起底板巷道的位移变形特点35 4.4 小结37 5 小岩柱跨采巷道围岩加固机理分析39 5.1 底板跨采巷道 U 型钢联合支护机理分析39 5.2 跨采巷道 U 型钢联合支护技术设计41 5.3 U 型钢联合支护数值模拟47 5.4 小结55 6 现场实测56 6.1 观测方案56 山东科技大学硕士学位论文目录 6.2 实测分析及支护效果评价58 6.3 小结60 7 主要结论61 致谢62 攻读硕士期间主要成果63 参考文献64 山东科技大学硕士学位论文目录 Contents 1 Introduction1 1.1 Raising and meaning of project1 1.2 Review on research status1 1.3 Studyon content and 4 2 Research foundation ofthe subject6 2.1 Mine overview6 2.2 - 465 level of roadway overview7 2.3 Cross- face overview8 3 Deation regularity offloor rock and analysis ofrock stability factors11 3.1 Broken regularityof floor rock11 3.2Analysis of floor rock stability factors18 3.3 Determination of normaldistance of San Hekou’ s cross- mining22 3.4 Brief summary23 4 Numerical simulationof regularity ofmine pressure ofbottom roadway causedby mining cross- face25 4.1 Calculating s and constitutive model25 4.2 Determination of reasonable rock column height26 4.3 Displacement deation of bottom roadwaycaused by mining cross- face35 4.4 Brief summary37 5Analysis ofroadwayreinforcement’ s mechanismof extreme distance cross mining39 5.1Analysis of U- steel combination supporting’ smechanism of bottom cross roadway39 5.2 Design of U- steel combination supporting of cross roadway41 5.3 Numericalsimulation of U- steel combination supporting47 5.4 Brief summary55 山东科技大学硕士学位论文目录 6 Field measurement56 6.1 Observationscheme56 6.2 Measurement analysis and uation support58 6.3 Brief summary60 7 Conclution61 Appreciation62 Main Achievements63 Reference64 山东科技大学硕士学位论文绪论 1 1 绪论 1.1 课题的提出及意义 煤炭是我国的主要能源，在今后的半个世纪内煤炭都将作为主要能源而被开发利用。 随着煤炭的进一步开采，浅部及条件简单的煤炭资源逐渐采完，深部、地质条件复杂的煤 层开采问题，成为我国目前困扰煤矿高效生产的难题，煤层跨采底板巷道围岩控制技术便 是其中之一， 进一步深入研究煤层底板巷道围岩破坏及变形规律是其进行合理支护的前提。 实行跨底板巷道回采不仅使底板巷道处于应力降低区 （采空区） ， 降低巷道的维护费用， 而且提高了煤炭资源采出率。工作面跨采对于底板巷道，除选择合适的层位及法向距离外， 底板巷道被跨采之前，需要进行加固支护，以保证跨采后巷道的正常使用。被跨采巷道由 于受地压和动压双重叠加影响，支护显得更加困难，尤其是传统的支护方式架棚、单体锚 杆支护强度上的差距，造成支架或锚杆被动受压，不能充分发挥围岩自身的承载力，因此 造成底板巷道片帮、冒顶、底鼓，巷道严重变形，不利于煤矿的安全生产和经济效益的提 高。 近年来，国内外许多学者在这个问题上提出了很多建设性的意见和建议，在现场实践 中也取得了良好的效果，但是，在近距离煤层跨采底板巷道围岩控制的机理研究方面有进 展不是很大。本论文将结合实际工程实例，运用理论分析、数值模拟手段，对极近距离煤 层跨采底板巷道围岩控制机理进行分析和研究，解决底板巷道受动压影响下支护难题。 1.2 国内外研究现状 1.2.1底板巷道支护理论 国内外众多学者对跨采已做了许多研究型的工作。研究表明，巷道位置、围岩性质及 巷顶与煤层底板的垂直间距是进行跨巷开采的主要影响因素，并对巷道围岩稳定性及应力 发展变化规律进行了大量的研究。跨巷开采成功与否与加固支护方案的成功选取也有着密 切联系，从各国的发展情况看，现代支护理论注重发挥围岩的自稳能力。碹体支护、金属 支架等均属被动支护，支护初期往往不承载，待围岩变形后又主要承受集中载荷的作用， 支护的承载能力难以发挥，很难控制住高应力巷道围岩的大变形。实践证明，无论框式的 被动支护还是注浆或锚杆等主动支护，成功的支护都是运用了以下二点一是较好地利用 山东科技大学硕士学位论文绪论 2 了围岩的自承能力；二是较好地发挥了支护的承载能力。二者相辅相成，互为促进。国内 外学者对跨巷开采的支护方式与机理进行了大量的研究，并在支护领域形成了几种具有代 表性的控制分析理论。 （1）新奥法理论[1] 新奥法是 60 年代奥地利专家 L.V.Rabcewicz 在总结前人经验的基础上提出来的一套隧 道设计、施工新技术。新奥法理论是建立在岩石的刚性压缩特性的岩石三轴压缩应力应变 特性以及莫尔Mohr学说基础上的，并考虑到隧道掘进的空间和时间效应所提出的理论。 （2）联合支护理论[2] 联合支护理论是软岩支护对新奥法的发展。其主要提出者陆家梁、冯豫、郑雨天、朱 效嘉等结合软岩实际，灵活运用新奥法理论，提出了联合支护理论。 其观点可以概括为一味地追求加强刚度是难以凑效的，要先柔后刚，先让后抗，柔 让适度，稳定支护。由此发展起来的支护型式有锚喷网技术、锚喷网架技术、锚带喷架等 联合支护技术。 （3）轴变理论和系统开挖控制理论[3] 上世纪 50 年代，某些专家提出的“轴变理论”和“系统开挖控制理论[3]” ，该理论认 为巷道围岩发生破坏的主要原因是由于巷道受到的集中峰值应力超过了岩体强度极限， 致使巷道发生变形、垮落，围岩应力重新分布，高应力下降低应力上升，直到自稳平衡。 （4）锚喷弧板支护理论[4] 锚喷弧板支护理论实际是联合支护理论的新进展。该理论的提出者是东北工学院郑雨 天教授、同济大学孙均院士和淮南矿院朱效嘉教授。该理论的要点是[4]允许巷道围岩一 定的应力释放，但对巷道围岩总是采取让压的措施是不行的，应力释放到一定限度，就一 定要顶住，坚决控制围岩变形。锚喷弧板支护理论是“七五”攻关项目的重要成果。其主 要问题是成本较高。弧板后充填技术要求严格。允许围岩变形有限，需要很高的阻抗力。 （5）松动圈理论[1] 中国矿业大学董方庭教授等提出了围岩松动圈支护理论。该理论认为[1]所有的裸体 巷道，其围岩松动圈都接近于零，此时巷道围岩的弹塑性区虽然存在，但并不需要支护 围岩松动圈越大，巷道变形越严重，对巷道支护技术要求就越高。 1.2.2跨采巷道支护实例 巷道支护是煤矿生产建设的重要环节和生产技术管理的重要组成部分[9- 14]，传统上， 在 山东科技大学硕士学位论文绪论 3 井下回采巷道支护方面，都采用木棚、工字钢棚、U 型铁棚等支护，这些支护都属于被动 支护。近年来，随着锚杆支护技术的发展，在受采动影响的巷道中，锚网支护技术得到了 大范围的推广应用，取得了显著的经济效益。锚网支护能充分发挥围岩自承能力，能够对 围岩提供及时、可缩性好的支护，因此在受跨采影响的巷道中得到广泛的应用。 枣庄矿业集团陶庄煤矿北- 420 大巷是- 420 水平的主要运输大巷，处于 2 层煤底板砂岩 中，距2 层煤底板间距 4.59m，为保证跨采时大巷的正常使用，对受跨采影响段采用工字 钢棚或 U 型钢可伸缩支架进行加固维护，现场实践证明，跨采过程中加固维护的巷道变形 量相对减小，能够满足矿井通风和运输的要求。 徐矿集团庞庄煤矿在- 620m 西一采区 7520 综采面回采中，跨越- 620m 西一胶带上山和 轨道上山，其中轨道上山与 7 层煤的法向距离为 515m，加固支护方式采用锚网梁支护， 锚杆采用强度大、支护效果好的螺纹钢锚杆，金属网采用菱形铁丝网，托梁用圆钢焊制而 成。通过加固支护，两条上山在跨采后变形量基本控制在 150mm 内，没有影响巷道的正常 使用。 兖矿集团东滩煤矿- 656 西翼轨道大巷在跨采时采用了半钢性网壳锚喷支护的新技术， 取得了良好的效果。 冀中能源集团东庞煤矿对矿区受采动影响巷道的支护进行探索，得出的结论有对一 般跨采巷道可采用锚网喷支护；对于动压大的巷道，可以采用锚网喷和 U 型钢可缩性支架 联合支护；对大断面硐室或硐室群，若围岩岩性不好，应采用预应力锚索配合锚网喷联合 支护；对围岩破碎严重的软岩巷道，可以采取高水材料壁后充填加固技术。 1.2.3底板巷道基本力学问题[5] 经过多年的开采实践与理论研究，特别是近 20 多年我国巷道支护技术的发展，受动压 影响底板巷道围岩控制的研究已经取得了长足的进步。综合已有的研究成果，目前对采动 影响下巷道围岩控制的认识，主要包括如下几个方面[4] （1）开采过程是岩层中应力状态不断受到扰动，地应力或应变不断重新分布，由一种 平衡达到另一种平衡的发展过程； （2）采动引起的应力变化可能诱发采场周围的岩层破裂或破断，引起采场跨落和顶板 冒落，甚至产生冲击地压、岩爆或煤爆； （3）以上过程不仅会影响采场周围岩层的变形、移动和破坏，而且会通过上覆岩层波 及到地表、引起岩层分离（离层） 、地表移动或沉陷，通过底板岩层传递到下层煤层巷道， 山东科技大学硕士学位论文绪论 4 引起巷道强烈变形； （4）当顶、底板富含承压水时，可能导致突水； （5）当煤层富含瓦斯时，可能导致含瓦斯煤岩突出。 因此，近距离煤层跨采引起的破坏问题，实际上主要包括两个方面[4]一方面是关于 开采诱发的采场变形和破坏问题。以采场地压、顶板冒落等为主要研究内容；另一方面则 是有关跨采引起的下部煤层巷道或煤层底板巷道围岩移动变形问题。关于这些问题，前人 所做的工作存在局限，还需要从煤层工作面与底板巷道的相对位置和底板巷道自身特点的 角度进行研究。 1.3 论文研究内容及研究方法 1.3.1研究内容 本文依托三河口煤矿，针对3下近距离煤层跨采底板巷道围岩稳定性问题，考虑围岩性 质、法向距离、跨采面、开采深度、巷道平面位置等影响因素，采用层次分析法（AHP） 确定各因素的权重，正确认识底板巷道围岩稳定性与上述因素的关系，提出科学合理的支 护方式，为安全跨采提供理论依据。论文的主要研究内容如下 （1）跨采工作面底板巷道的失稳破坏机理分析 采用理论分析方法分析工作面跨采条件下，底板巷道的失稳破坏机理。 （2）跨采对底板巷道围岩稳定性影响分析 运用 FLAC3D建立 5m、10m、15m、20m 四种岩柱厚度跨采方案，研究不同岩柱厚度 跨采对底板巷道稳定性影响情况，并确定较优的跨采岩柱厚度。 （3）跨采巷道加固方案及其参数优化设计 在现有支护基础上对巷道进行补强加固，优化支护参数。 （4）巷道围岩变形特征及其矿压显现规律 通过矿压观测确定受跨采影响巷道围岩变形情况，总结矿压显现规律，评价巷道支护 效果。 1.3.2研究方法 本论文拟采用理论分析、数值模拟和现场实测相结合的研究方法。技术路线如下图 1.1 所示。 山东科技大学硕士学位论文绪论 5 极近距离跨采底板巷道 围岩稳定性研究 调研、收集资料 数值模拟理论分析现场工业性试验 成果总结 观测跨采底板巷道 围岩变形破坏情 况，总结巷道矿 压规律，评价支 护效果 底板巷道受力状态 应力分布规律、 围岩失稳机理 用FLAC3D软件研 究跨采底板巷道围 岩变形破坏规律 及优化支护参数 图1.1 技术路线图 Fig.1.1technology road- map 课题研究路线如下 （1）基础资料分析整理，收集整理有关课题研究的现场资料和有关文献、理清思路； （2）理论分析，研究工作面跨采条件下，底板巷道的失稳破坏机理，并采用层次分析 法（AHP） ，确定各影响因素的权重，为提出科学合理的支护方式提供理论依据； （3）数值模拟分析，运用 FLAC3D建立 5m、10m、15m、20m 四种岩柱厚度跨采方案， 研究不同岩柱厚度跨采下对底板巷道稳定性影响情况，并确定最优的跨采方案； （4）工程实践应用，通过现场巷道矿压观测确定受跨采影响巷道围岩变形情况，总结 跨采巷道矿压显现规律，评价巷道支护效果。 山东科技大学硕士学位论文课题研究的基础条件 6 2 课题研究的基础条件 2.1 矿井概述 三河口煤矿是由原充州设计研究院设计，自营施工的省属煤矿。矿井位于滕南煤田 南部付村井田的东侧，开采山西组 3下煤层。 3下煤层厚度 3.44.0m，平均 3.50m。煤层结构简单，属于半暗半亮型煤，具有带 状结构，层状构造，中大型节理比较发育。该煤层属低变质的气煤。 煤层走向 45 55 ，倾向 135 145 ，倾角 8 13 ，平均 10 ， 。工作面整体起伏不大。 煤层顶底板情况如图 2.1 所示。 岩 石 名 称 山 西 组 P 87 1 . 3 5 . 3 7 0 . 6 7 . 9 3 . 7 1 . 2 1 0 . 6 5 . 8 7 浅 灰 色 细 砂 岩 灰 黑 色 粉 砂 岩 3 上 煤 （ 已 采 完 ） 泥 岩 浅 灰 色 细 砂 岩 3 下 煤 灰 黑 色 粉 砂 灰 黑 色 粉 砂 岩 与 浅 灰 色 细 砂 岩 互 层 浅 灰 色 粉 砂 岩 1 1 地 层 柱 状 1 2 0 0 层 厚 （ m ） 图2.13下煤层综合柱状图 Fig.2.1integrated histogram of 3下coal 3下煤顶板砂岩含水层，表现为局部淋水，但以静储量为主，不会造成突水威胁。 3下煤层瓦斯绝对涌出量为 3.39m3/min，相对涌出量为 1.492m3/min，属低瓦斯矿井。 煤尘爆炸指数为 32.6m3/min，具有较强的爆炸性。 山东科技大学硕士学位论文课题研究的基础条件 7 2.2 - 465水平大巷概述 - 465 水平大巷共 2 条，分别为轨道大巷和皮带大巷，位于 3下煤层下部的底板岩层 中，平距 30m， 。3上煤层开采过程中，其下方和工作面斜交的- 465 水平２条大巷巷顶至 煤层间距较小部分巷道变形破坏严重，工作面推进到巷道交叉点前 50～60m 时巷道开始 变形，交叉点前后 50～60m 范围内巷道变形较大。 两大巷都为直墙半圆拱形巷道，原始的一次支护方式为锚喷支护。3上2316 工作面 跨采后，两巷道严重破坏，工作面回采后对两巷道进行了不同支护方式的加固维修。 （1）轨道巷 轨道大巷受其上方工作面回采压力的影响，使得原有锚喷支护巷道出现片帮和垮顶 等现象。维修方式采用“锚网钢带锚索进行临时支护，等压力稳定后再进行 50mm 喷 浆” ，如图 2.2 所示。 对于穿越煤层片帮严重的巷道地段，采面料石砌墙加水泥浆液充填的方法。由于部 分巷道受压严重，用锚网钢带锚索二次支护的部分地段出现了较大变形，严重影响了 巷道的正常使用。此后进行剥帮或放顶，使巷道断面恢复原始设计尺寸后，采用 U25 型 支架进行永久性加固，使用背板充填支护，该支护方式目前较好的控制了巷道变形。 喷砼5 0 W 钢带挂网 锚杆 锚索 3 8 0 0 图2.2 锚网钢带锚索支护图 Fig.2.2 map of anchor net strip anchor support （2）皮带巷 3上2316 综采面跨采后，巷道同样出现顶板垮落和片帮等现象，据此，前期采用了 山东科技大学硕士学位论文课题研究的基础条件 8 “锚杆钢带锚索”的支护，并对巷道两帮进行了部分砌墙等加固。在前期支护不能满 足巷道使用要求区域，进一步采用 U25 型支架进行永久性加固，支架支护断面如图 2.3 所示。 卡口 卡口 卡口 L23050mm 3 7 2 0 3 4 0 0 4 2 0 0 4 6 6 0 图2.3- 465皮带大巷支护断面图 Fig.2.3 supporting cross- section diagram of - 465 strap roadway 2.3 3下煤层跨采面概况 3下2316 工作面煤层顶底板情况如表 2.1 所示。 3下煤层与- 465 轨道巷和皮带巷相交，如果 3下2316 工作面辅助顺槽依据 3上2316 辅 助顺槽所在位置垂直下移，则会出现工作面辅助顺槽与- 465 轨道大巷相交，不仅对 3下 2316 工作面回采造成影响，也对- 465 两大巷的维护不利。工作面与两大巷的平面位置关 系如图 2.4 所示，上顺槽与两大巷交点为 M1、M2，两交点处工作面煤层底板与巷道顶板 间的岩柱高度分别为 0m 和 1.9m；下顺槽与两大巷交点为 N1、N2、两交点处工作面煤层 底板与巷道顶板间的岩柱高度分别为 15m 和 26.5m。工作面与运输大巷的空间位置关系 如图 2.5 所示 在开采 3下2316 工作面过程中将会遇到以下几个问题 （1）两大巷与 3下煤层在上顺槽附近接触，跨采保护岩柱小，给开采带来比较大的 困难； （2）由于3上煤层的开采，大巷局部发生较为严重破坏，再开采 3下煤层时巷道维护 更加困难，加之跨采是要保证两巷道的正常使用，因此，须对巷道进行适当的支护设计； （3）为尽量多的回收煤炭资源，须研究合理保护岩柱高度。 山东科技大学硕士学位论文课题研究的基础条件 9 3上2 3 1 5 综采工作面 3下23 1 6 综采工作面 M1M2 N2 C1 N1 充电硐室 联络巷 3下2 3 1 6 上顺槽 3下2 3 1 6下顺嘈 - 4 6 5 皮带巷 - 4 6 5 轨道巷 图2.43下2316工作面与两大巷的位置关系 Fig.2.4location relationship between 3下2316 face and tworoadways 表2.13下煤层顶底板情况表 Tab.2.1list of roof and floor 3下seam 名称岩石厚度/m特征 直接顶细砂岩7.90 浅灰色，块状构造，硬度系数 57，近水 平层理，层理面上黄铁矿斑点，裂隙不发 育。 直接底粉砂岩1.18 黑灰色，泥质胶结，比较破碎。硬度系数 为 3～5。局部比较发育。 老底粉细砂岩互层10.60 深灰色，以粉砂岩为主，夹有灰白色细砂 岩条带，显水平层理，层理面上有炭化的 植物化石、黄铁矿斑点，裂隙不发育。 山东科技大学硕士学位论文课题研究的基础 条件 10 Fx6∠7 0H0-20m 3上2316上 顺 槽 3下 煤- 420 - 430 - 440 - 450 - 460 - 470 - 457.00 7 - 459.00 6 - 426.00 5 - 431.00 3 - 435.00 2 - 437.00 1 F12-4∠65H20m 3下 煤 - 459.13 L - 459.67 I 1 0 m10m8.0m8.0m7.5m 揭 露3下 煤 7.0m6.0m3.0m3.0m 3下 底 到 大 巷 顶 间 距1.0m 3下 煤 3上2316下 顺 槽 3下 煤 - 465运 输 大 巷 - 420 - 430 - 440 - 450 - 460 - 470 - 452.00 8 226 。 F x 3∠6 7H 8 m 4煤 - 4 6 0 . 3 4 新H - 460.21 H - 461.05 G - 460.81 - 460.72 E - 4 6 1 . 1 8 D 图2.53下2316工作面与运输大巷的空间位置关系 Fig.2.5location relationship between 3下2316 face and tworoadways 山东科技大学硕士学位论文底板岩体变形规律及围岩稳定性影响分析 11 3 底板岩体变形规律及围岩稳定性影响分析 煤层采动引起回采空间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。如果巷道与工作面的空间位置不合理，会造 成布置在底板岩层中的巷道变形急剧增大。研究底板岩层的应力重新分布规律及破坏区分 布特征，对了解受上部煤层采动影响的底板岩层的受力状况和矿压显现、合理布置工作面、 选择合理的支护措施来控制围岩的变形具有指导意义。 3.1 煤层底板岩层的破坏规律 3.1.1底板围岩应力计算[7] 由弹性力学理论，如图 3.1 所示，作用在均质各向同性半无限平面体上的集中力， qdx 在平面体内任一点（θ，r）引起的应力为 r qdx x π θθ σ cossin2 2 r qdx z π θ σ 3 cos2 r qdx xz π θθ τ 2 cossin2 用直角坐标系（x，z）表示为 222 2 2 zx zqdxx x π σ 222 3 2 zx qdxz z π σ 222 2 2 zx qdxxz xz π τ 运用叠加原理，可将以上结果推广到自由边界上受均布载荷的情况，即 ]cossin[ 121212 θθθθθθ π σ−−− q x （3.1） ]cossincos[sin 121122 θθθθθθ π σ−− q z sinsin 1 2 2 2 θθ π τ− q xz 式中 q作用于底板岩体上的载荷。 山东科技大学硕士学位论文底板岩体变形规律及围岩稳定性影响分析 12 a q d x b x z θ d y x x y zσ 2r d θθ θ1 τ α d θ σ 图3.1 半平面体受均布载荷 Fig.3.1even load on half- space 根据上述公式，可以绘出均布载荷作用下，底板岩体中的应力分布图形。沿载荷中心 点下部轴线上的垂直应力σz最大，在不同深度上，σz随深度的增加而减小，其主要影响 范围为 6.25 是载荷分布宽度；水平应力σx的影响深度较浅，约为 1.5 ；剪应力τxy l ll 的影响约为 2 ，且最大值出现在载荷作用的边界处，所以，采场边缘下部的岩体容易产生 l 剪切变形和破坏。 根据弹性力学理论，求解平面问题主应力的公式为 22 min max 2 2 xy yxyx τ σσσσ σ σ − 将式（3.1）代入上式，且令αθ2- θ1，可以得到底板岩体最大、最小主应力 ]sin[, 31 αα π σσ q 最大剪应力可由下式求得 α π σσττsin4 2 1 22 max q xzxz − 当απ/2 时，剪应力达到极值， π τ q m 上式说明，剪应力的极值发生在以分布载荷宽度 为直径的半圆线上。由此可知，底板 l 中最大剪应力达到的最大深度为 2 l h τ 山东科技大学硕士学位论文底板岩体变形规律及围岩稳定性影响分析 13 3.1.3底板岩体破坏深度计算[7] 下面基于上述公式推导长壁工作面底板破坏深度。 图3.2 等效力学模型 Fig.3.2equivalent mechanicalmodel 根据圣维南原理，作用在弹性表面某一个不大的局部面积上的力系，被作用在同一局 部面积上的另一静力等效力系所代替，则载荷的重新分布，只在离载荷作用处很近的地方 才使应力的分布发生显著变化，在离载荷较远处只有极小的影响。因此，垂直于煤壁方向 的应力分布可用图 3.2 的等效力学模型代替，图中的等效应力 q（n1）P0/2，作用宽度为 工作面端部至应力峰值距离 x0的 2 倍，即 2x0。 l 根据前面的计算结果，考虑到底板内由于岩体自重产生的应力γz，并且研究的问题为 平面应变状态，则底板岩层中任意点 M 的主应力为 z q ⋅γαα π σ]sin[ 1 （3- 2） z q ⋅−γαα π σ]sin[ 3 z qv vγ π α σσσ2 2 312 下面采用 Mohr- Coulomb破坏准则计算底板岩体的破坏深度。 根据 Mohr- Coulomb破坏准则， 在三向应力作用下， 判断岩体发生破坏的Mohr- Coulomb 准则为 c kσσσ− 31 式中σc岩石抗压强度； ，其中是岩石的内摩擦角。 0 0 sin1 sin1 φ φ − k 0 φ 将式（3.2）代入上式，经整理后得到 山东科技大学硕士学位论文底板岩体变形规律及围岩稳定性影响分析 14 （3.3） 1 cos 1 1 − −− − kk kq z c γ σ αα πγ 通过，可以求出岩体最大破坏深度，即 /0dz dα hl 0 1cos 1 1 − − α πγαk kq d dz 所以有 1 1 cos − k k α （3.4） 1 1 cos 1 − − k k α 将（3.4）式以及代入（3.3）式，可得工作面正常开采阶段底板岩体最大破 0 2 1 p n q 坏深度 1 h 1 1 1 cos 1 2 2 1 1 0 1 − − − − − − kk k k kpn h c γ σ πγ 当原始应力时，上式可写成 Hpγ 0 （3.5） 1 1 1 cos 1 2 2 1 1 1 − − − − − − kk k k kHn h c γ σ π 式中n最大应力集中系数，可通过现场实测获得，一般 n2～3； σc岩体单轴抗压强度，MPa； H开采深度，m； γ岩体容重，kg/m3； ，是岩石的内摩擦角 0 0 sin1 sin1 φ φ − k 0 φ 从（3.5）式可知，底板岩体的最大破坏深度随着采深和支承压力的增加而增大，随岩 体的强度增加而减小。此外，根据（3.5）式，可以勾勒出底板破坏区分布与发展的形态和 趋势。如图 3.3 所示，以支承压力作用长度的两个端点及 M 点所做的圆，即是底板岩体不 同深度最大破坏区的范围，图中 1 1 cos 1 1 − − k k α 山东科技大学硕士学位论文底板岩体变形规律及围岩稳定性影响分析 15 代入 0 0 sin1 sin1 φ φ − k 得到 01 2 φ π α− 式中是在煤体边缘处底板岩体破裂区向采空区内扩展的角度。 1 α 当煤层底板岩层由软岩构成，表现出软岩变形性质的情况下，在煤体边缘一定范围的 底板岩体，当作用其上的支承压力达到或超过临界值时，岩体将发生塑性变形，出