岩层控制理论与技术作业.doc

成 绩 中 国 矿 业 大 学 2015 级 硕 士研究生课程考试试卷端氏煤矿大巷位置调整及围岩控制考试科目：岩层控制理论与技术考试时间：2016年7月学生姓名：刘 强学 号：TS15020130P2所在院系：矿业工程学院任课教师：窦林名教授中国矿业大学研究生院培养管理处印制摘 要针对沁和能源端氏煤矿该三条设计巷道穿层斜巷段的具体生产地质条件，采用动态系统设计方法确定巷道支护技术及支护参数，具体开展以下研究工作： 根据采掘衔接需要，提前综合考虑地应力、地质构造及巷道围岩等条件，全面分析各种因素对巷道支护的影响； 采用动态系统设计方法，合理确定各条巷道支护参数及支护技术； 与现场生产实际相结合，当地应力、地质构造及巷道围岩等条件发生变化时，对支护参数做出合理调整。关键词：大巷；穿层；FLAC3D；数值模拟；围岩控制Abstract Qinhe energy Duanshi coal mine roadway in the three design for wear layer oblique lane segment specific geological condition, the dynamic system design method is used to determine the roadway supporting technology and supporting parameters and specific research work carried out the following: （1）According to the need of mining and mining, considering the in-situ stress, geological structure and surrounding rock and other conditions, the influence of various factors on roadway support is analyzed; （2）Adopt the method of dynamic system design, reasonably determine the parameters and supporting technology of roadway support; （3）Combined with the production practice, the local stress, geological structure and the surrounding rock and other conditions change, the support parameters to make reasonable adjustments.Key words: large lane; wear layer; FLAC3D; numerical simulation; surrounding rock control1 绪论端氏煤矿大巷层位布置状况如图1-1所示，其中胶带大巷、轨道大巷、回风大巷布置为布置在3#煤层顶板以上5.0m的岩石中，辅助回风大巷沿3#煤层底板布置。图1-1 开拓大巷布置状况图在顶板开拓大巷掘进过程中，存在施工区域防突穿层钻孔排屑、排水困难，层位控制困难，难以保证瓦斯抽采效果，回采工作面顺槽排水也较困难等问题。为保证防突施工和防突效果，保证施工和生产安全，提出将开拓巷道的轨道、胶带、回风三条大巷布置层位由原3#煤层顶板岩石巷调整布置在3#煤层底板岩石中，辅助回风大巷仍沿3#煤层底板布置在煤层中。2 穿层大巷围岩变形规律2.1 穿煤层大巷的围岩特点端氏煤矿开拓大巷在层位调整过程中，大巷布置由煤层上方稳定岩层沿一定小倾角向下掘进到达煤层中，沿着煤层顶板掘进一段距离后以原来角度进入到下部较稳定的岩层中，大巷依次穿过较稳定的粉砂质泥岩层到软弱泥岩层而后是更柔软的煤层，穿出煤层后再进入粉砂岩层、泥岩层及石灰岩层等，巷道围岩岩性变化趋势大致由强渐变到弱而后渐变到强。这时一般仅需要对穿层部位巷道加强支护，不需要单独设计不同于正常巷道支护的支护方案，故针对穿层巷道的围岩控制缺乏较全面、系统、详细的分析。2.2 围岩岩性变化对穿煤层大巷的影响特征2.2.1 模型的建立本文需要模拟的内容是在三条穿煤层开拓大巷相应的地质条件下，模拟穿煤层开拓大巷巷道变形量与不同围岩岩性强弱的关系，并模拟对比分析不同锚杆支护方案对各个巷道稳定性控制的效果。鉴于本文模拟的内容和特点，用连续性的FLAC3D数值分析软件进行模拟是较好的选择。如图可知：回风大巷的变形主要受自身开挖及胶带大巷和上区段工作面开挖的影响，胶带大巷的变形主要受自身开挖及回风和轨道大巷开挖的影响，而轨道大巷的变形主要受自身开挖及胶带、辅助回风大巷和下区段工作面开挖的影响。需要模拟的轨道、胶带、回风三条大巷彼此之间的距离大于30 m，通过理论经验及数值模拟分析可知，这三条大巷在各自开挖期间彼此基本不会产生影响。因此胶带大巷变形最小，其次是回风大巷，轨道大巷变形最大(此结论亦通过模拟得证)，故本文把变形最大、最难控制的轨道大巷作为重点研究对象，下文所做模拟的对象也是以端氏煤矿轨道大巷为背景。轨道大巷的变形主要受临近辅助回风大巷及下区段工作面开挖的影响，所建模拟模型如图2-1所示。轨道大巷辅助回风大巷工作面图2-1 整体模型根据端氏煤矿生产地质条件，将下区段工作面、辅助回风大巷和轨道大巷建在同一个模型中，模型尺寸(长宽高)1825754 m，理论上建立的模型要足够大到“无限远”以真实模拟模型周边存在对要模拟内容的可能影响，模型的运算速度限制了模型的大小，建模要在不影响主要模拟内容的情况下尽可能减小模型大小，此时需要固定模型的边界以减小模型大小及周边对模型的影响。在本模型中，左右边界固定水平方向以限制水平移动，上边界应力按3#煤层600 m的埋深载荷计算，下边界固定垂直方向以限制垂直移动。该数值模拟采用适用于岩体的Mohr-Coulomb屈服准则模拟围岩变形，Mohr-Coulomb屈服准则：式中：最大主应力；最小主应力，内聚力；内摩擦角当0时，材料将发生剪切破坏。2.2.2 数值模拟结果及分析由于轨道大巷是13倾角的穿煤层巷道，若直接用图2-1中的模型对轨道大巷在穿煤层段的应力及变形进行模拟会出现以下问题： 用十字布点法对巷道变形进行模拟监测时，不能精确的找到监测点，监测到准确的巷道变形数据，故亦不能用轨道大巷穿煤层段巷道处于煤层和岩层中的监测点监测得到的数据来对比分析围岩岩性对巷道变形的影响。 鉴于软件限制不能看到巷道内部的变形，若用其他后处理软件如Tecplot，只能进行垂直x或者y轴切片观察巷道内部变形，故只能看到倾斜巷道的顶底板变形量，另外巷道切面中不能明确区分巷道中某特定位置的围岩岩性，故亦不能作出岩性对巷道变形影响程度的相关结论。鉴于以上问题，为了更精确清晰的得到巷道变形与围岩岩性的关系，在等同条件下，本文将轨道大巷穿煤层段分成三种情况进行单独模拟，即轨道大巷处于煤层上部的岩层中，如图2-2(a)所示；轨道大巷处于煤层中，如图2-2(b)所示；轨道大巷处于煤层下部岩层中，如图2-2(c)所示。如此模拟，既得到精确的结果，也简化了模型，使运算速度提升，减少了运算时间，使繁琐隐晦的问题简单明了化，得到的结论更可靠。轨道大巷辅助回风大巷工作面(a) 上方岩层中轨道大巷辅助回风大巷工作面(b) 煤层中轨道大巷辅助回风大巷工作面(c) 下方岩层中图2-2 轨道大巷布置位置图2.2.3 围岩应力状态对比分析通过模拟得到巷道所处围岩应力状态，可以直观的看出巷道周围的应力环境，巷道围岩应力状态分布情况是判断巷道稳定性的一个重要指标。图2-3(a)、(b)、(c)分别是轨道大巷处于煤层上方岩层中、处于煤层中、处于煤层下方岩层中的围岩垂直应力效果图。 (a) 上方岩层中(b) 煤层中(c) 下方岩层中图2-3 轨道大巷围岩应力分布图在以上三种不同情况下轨道大巷围岩应力分布图中可以看出，工作面的开挖对相对较远的轨道大巷影响较小。从图中两巷之间的应力集中区域分布情况可以得到以下结论： 不论轨道大巷处于哪种层位，其围岩垂直应力集中系数皆为1.8-2.0，均不高，处于煤层中时略高。 轨道大巷位于煤层中时的垂直应力集中区域远大于位于煤层上方或下方岩层中时的垂直应力集中区域，轨道巷道的稳定性相对较差；轨道大巷分别在煤层中、煤层上方岩层中、煤层下方岩层中时，轨道大巷左侧应力集中区域分别在巷道中部、巷道下部、巷道上部。 两巷道位于同一层位的煤层中时，其开挖引起的应力集中范围相互连通，应力叠加，对巷道稳定性影响较大；辅助回风大巷位于煤层中，轨道大巷分别位于煤层上方或者下方岩层中时，其各自的应力集中范围都有所减小，处于煤层上方岩层中时的应力集中范围最小，而岩层岩性强弱依次为：煤层上方岩层、煤层下方岩层、煤层，可见，岩性强度越高，围岩应力集中程度越小，巷道所处应力环境越好，巷道稳定性也越好。巷道开挖后，围岩应力重新分布，一般情况下，开挖巷道周边围岩由近及远依次会形成破碎区，塑性区和稳定弹性区。破碎区一般较小，塑性区的分布范围大小则直接反映巷道的稳定性强弱及所需支护强度高低。下图2-4(a)、(b)、(c)分别是轨道大巷布置在煤层上方岩层中、煤层中和煤层下方岩层中时的塑性区分布图。轨道大巷(a) 上方岩层中(b) 煤层中(c) 下方岩层中图2-4 轨道大巷塑性区分布图中三色区域范围即为塑性区，通过对比以上三图中轨道大巷塑性区的分布情况可以得到以下结论： 轨道大巷处于煤层上部岩层中时，此时大巷底板为煤层，两帮为泥岩，顶板为较坚硬岩层，由图2-4(a)可以看出，大巷底板塑性区远大于顶板及两帮，顶板塑性区很小；轨道大巷处于煤层中时，即巷道两帮是煤，顶底是泥岩层，由图2-4(b)可以看出，大巷两帮和顶底板塑性区范围都很大，且两帮大于顶底板；轨道大巷处于煤层下部岩层中时，此时大巷顶板为煤层，两帮为泥岩，顶板为较坚硬岩层，由图2-4(c)可以看出，大巷顶板塑性区范围远大于两帮和底板，底板塑性区较小。 无论轨道大巷底板、顶板或者两帮接近或者处于煤层中时，其塑性区都较大，由三色网格数可知大约4 m左右；轨道大巷顶板、底板或者两帮接近或者处于岩层中时，塑性区较小，一般为2-4 m。即巷道围岩强度越高，其开挖形成的塑性区越小，越容易维护。巷道支护的作用之一就是改善减小围岩塑性区范围，故对处于岩层中的大巷部位可减小支护强度和密度，对处于或接近煤层中的大巷部位应提高支护强度和密度。2.2.4 围岩位移状态对比分析巷道变形量包括顶板下沉量、底鼓量和左右两帮移近量，是评价现场巷道稳定程度的最直观因素，支护前后其数据变化也是判断支护效果的主要标准。模拟得到轨道大巷处于煤层中时巷道变形量如下图2-5所示。 (a)顶板(b) 底板 (c) 左帮(d) 右帮图2-5 大巷变形量1轨道大巷处于上部岩层中时巷道变形量如下图2-6所示。 (a)顶板(b) 底板 (c) 左帮(d) 右帮图2-6 大巷变形量2轨道大巷处于下部岩层中时巷道变形量如下图2-7所示。 (a) 顶板(b) 底板 (c) 左帮(d) 右帮图2-7 大巷变形量3从上述巷道变形曲线图中不难发现： 接近或处于煤体的巷道部位变形量都较大，工作面开挖使巷道左帮变形量减小，右帮变形量加大，左帮变形转移到右帮。 轨道大巷位于煤层上方岩层中时，底鼓量最大，为122 mm，此时大巷底板为软弱煤层；轨道大巷位于煤层下方岩层中时，顶板下沉量最大，为88 mm，此时大巷顶板接近上方软弱煤层；轨道大巷位于煤层中时，两帮移近量最大，为215 mm，此时两帮皆为软弱煤层；当巷道顶板、底板或者左右帮处于岩性相对较强的岩层中时，其变形量都较小。 轨道大巷处于煤层中和处于岩层中的巷道变形量差别较大，其支护方式的选择不能简单化一，应区别对待。2.3 层理变化对穿煤层大巷的影响特征穿煤层大巷在掘进过程中，在围岩岩性变化的大环境下，层理等弱结构面的存在也是影响围岩稳定的一个重要因素。理论上，层理这种相对岩体强度较弱的结构面的存在，其对巷道变形的作用主要表现在以下两个方面： 层理的存在使得两岩层间的胶结力减小，促使了巷道上部围岩离层的发生。 层理面的强度较低，巷道开挖后在构造应力作用下，较弱的层理面先发生破坏，而后引起围岩在层理面上的剪切滑移变形。在巷道围岩强度高的条件下，层理面难发生剪切变形，离层现象也不明显，围岩控制难度不大；在巷道围岩强度较低的情况下，层理面的存在使围岩的离层和剪切变形现象明显。为了研究大巷在穿煤层过程中经历的层理对其稳定性的影响，以岩性较弱的煤层和泥岩间的层理作为研究对象，按图2-8模型简图中所示分别建立了从1到5的5个模型，来模拟穿煤层过程中层理对大巷稳定性的影响。将穿煤层斜巷中层理变化的影响效果简化为水平大巷处于不同层位时层理对围岩的作用，以直观显示模拟效果。模拟得到的效果图如图2-9所示。图2-8 模型示意图层理面层理面 (a) 模型1(b)模型2层理面 (c) 模型3(d) 模型4(e) 模型5图2-9 大巷变形和垂直应力分布图通过模拟效果图2-9分析可得： 围岩应力在围岩强度较弱的层位应力集中系数较大且应力集中部位距离大巷较远，说明大巷在围岩强度相对较弱的部位受围岩应力影响较大且影响范围较广(垂直应力在较远处平衡)。 大巷在层理上方岩层中时，即图2-9中图(a)，层理对大巷的影响不明显；层理穿过大巷两帮时，即图2-9中图(b)，可以明显看出层理下方的大巷两帮有错动产生，说明大巷围岩岩性较弱部位在层理面发生剪切力作用下的滑移，层理面下方煤帮内错；大巷在两层理面之间时，即图2-9中图(c)，层理部位没有明显变化；层理穿过大巷拱部处在图2-9中图(d)所示位置时，因拱形较好的抵抗变形能力，大巷在层理面的剪切变形不明显；大巷处于层理面下方时，即图2-9中图(e)，可以看到大巷上部在层理面处有一定的离层。因此要保证穿煤层大巷的整体稳定，必须要加强对层理作用的控制。103 层位调整大巷穿层斜巷段支护设计以轨道大巷为例，由于设计巷道穿层段要从煤层顶板岩层中穿过煤层进入煤层底板岩层中，其间，地质条件变化比较复杂，为了在满足支护强度的同时简化施工流程，如图5-1所示分四段进行支护：第一段，巷道处于煤层中，围岩强度小，支护难度大，同时底板为煤层；第二段，巷道逐渐进入煤层底板；第三段，巷道远离上部稳定岩层，锚索无法锚固在稳定岩石中，需对锚索进行加密，该段底板进入稳定岩层中，底板无需支护；第四段，巷道处于稳定围岩中，围岩强度大，支护难度低。(补充说明：由于穿层过程中的巷道围岩稳定性较差，巷道断面采用自承载能力和稳定性都比较好的半圆拱巷道，相较于矩形巷道，半圆拱巷道更稳定服务年限更长，不会出现大面积的冒顶，而煤层巷道则采用矩形巷道。) 图3-1 大巷穿层段分段示意图3.1 数值模拟数值计算和计算机模拟的可靠性是基于模型建立的合理程度。合理的模型应以一定的原则为基础，作为巷道支护问题，该数值分析模型建立原则如下： 将巷道问题视为平面应变问题，进行二维模拟。 边界约束应与实际条件相符，并尽可能减小对问题的影响，初始条件与实际相符。 巷道围岩条件应与实际一致，对巷道赋存状况的模拟尤重要。由于采矿地质构造复杂，相同外部条件下其内部围岩属性及状态差别较大，应将围岩地应力状态作为围岩受力是较为适合的。本次模拟在三条穿层开拓大巷相应的地质条件下，分析不同锚杆支护方案对各个巷道稳定的影响。根据沁和能源有限公司生产地质条件，首先建立辅助回风巷、轨道巷的计算模型，模型尺寸(长宽高) 604053 m，上边界载荷按3#煤层埋深760 m计算，模型底边界垂直方向固定，左右边界水平方向固定，数值计算模型如图3-2所示。数值模拟中采用Mohr-Coulomb屈服准则：式中：最大主应力；最小主应力；内聚力；内摩擦角。当fs 0时，材料将发生剪切破坏。图3-2 数值计算模型针对设计巷道围岩应力环境复杂及围岩力学性质不断变化的特点，现提出三种支护方案，并对其进行对比，以确定最优方案。方案内容见表。通过FLAC3D数值计算，比较分析三种支护方案的差异，最终确定合理的施工方案。FLAC3D模型如图3-2所示，为了保持方案对比的可靠性，模型中岩体参数保持不变，模拟过程为：计算原岩应力平衡掘进并采用各方案支护巷道。通过FLAC3D数值计算，在不同支护方案下，轨道大巷围岩变形量见表3-2。表3-1 对比模拟支护方案方案顶板两帮备注方案锚杆锚索锚杆顶板3根锚索、9根锚杆，锚索、锚杆间排距分别为16001800mm、1000900mm；两帮各2根锚杆，间排距800mm900mm。方案锚杆锚索锚杆顶板5根锚索、11根锚杆，锚索、锚杆间排距分别为16001800mm、800900mm；两帮各2根锚杆，间排距800mm900mm。方案锚杆锚索锚杆顶板5根锚索、11根锚杆，锚索、锚杆间排距分别为16001600mm、800800mm；两帮各2根锚杆，间排距800mm800mm。注：锚杆均20L2400mm高强度螺纹钢锚杆，锚索规格21.66200mm。通过FLAC3D数值计算，比较分析三种支护方案的差异，最终确定合理的施工方案。FLAC3D数值计算模型见图3-2，为了保持方案对比的可靠性，模型中岩体参数保持不变，模拟过程为：计算原岩应力平衡掘进并采用各方案支护巷道开挖临近工作面。通过FLAC3D数值计算，在大巷横截面用十字布点法，记录某些固定监测点，得到不同支护方案巷道变形曲线图，图3-3、3-4、3-5分别为方案1、2、3在相同监测点处的巷道变形曲线。 (a) 底鼓量(b) 顶板下沉量 (c) 左帮移近量(d) 右帮移近量图3-3 方案1巷道变形曲线 (a) 底鼓量(b) 顶板下沉量 (c) 左帮移近量(d) 右帮移近量图3-4 方案2巷道变形曲线 (a) 底鼓量(b) 顶板下沉量 (c) 左帮移近量(d) 右帮移近量图3-5 方案3巷道变形曲线将模拟得到的三种不同方案下巷道变形曲线中的数据汇总，得到轨道大巷第一段围岩变形量如表3-2，变形特征如图3-6所示，图3-7、3-8、3-9为不同支护条件下轨道大巷围岩塑性区分布云图。表3-2 不同支护方案下轨道大巷第一段围岩变形量方案底鼓量/mm顶板下沉量/mm两帮移近量/mm方案443752方案172943方案132741图3-6 不同支护方案下轨道大巷第一段围岩变形特征图3-7 方案1塑性区分布云图图3-8 方案2塑性区分布云图图3-9 方案3塑性区分布云图由表3-2、图3-6及图3-7、3-8、3-9分析可知： 用支护方案1，轨道大巷底鼓量、顶板下沉量、两帮移近量分别为44mm、37mm、52mm。较方案1顶板多打2根锚杆、锚索，即采用支护方案2后，底鼓量、顶板下沉量、两帮移近量分别为17mm、29mm、43mm，分别减幅61.4%、21.6%、17.3%。由此可见，采用方案2支护轨道大巷后，围岩变形收敛减小，尤其是控制底鼓效果显著。 较方案2锚杆和锚索排距分别减小到800mm和1600mm，即采用支护方案3后，底鼓量、顶板下沉量、两帮移近量分别为13mm、27mm、41mm，分别减幅23.5%、6.9%、4.7%。由此可见，采用方案3支护轨道大巷后，围岩位移虽然进一步减小，但是减小不明显，幅度不是很大，成本增加，得不到较高的效益，不够经济。 由方案1增大支护密度改成方案2后，围岩塑性区明显减小，巷道周围塑性区均匀减小一米左右，继续增加支护密度达到方案3后，围岩塑性区较方案2变化不大，效果不明显。最终确定选择方案。参考文献1 王永岩. 软岩巷道变形与压力分析、控制及预测J. 岩石力学与工程学报,2004,01:158. 2 P. A. Lane,D. V. Griff