CN113090280B - 一种双巷布置系统巷道底鼓机理的揭示方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种双巷布置系统巷道底鼓机理的揭示方法，具体步骤包括巷道变形量和煤柱内应力特征分析、构建双巷布置系统的FLAC全局数值计算模型，匹配现场情况确定材料性质、边界条件和初始地应力条件、反演不同采动应力状态下煤柱水平位移、煤柱内垂直应力、主应力方向与底鼓的变化关系、揭示双巷布置系统的底鼓机理以及切断水平推力和提高煤柱承载能力两项控制措施治理底鼓大变形；通过本方法能够准确揭示双巷布置系统巷道底鼓机理，进而有效的治理底鼓，保证双巷布置系统安全高效生产，提高了矿井的采掘接替效率，有利于推广双巷布置系统的应用。

Description

一种双巷布置系统巷道底鼓机理的揭示方法
技术领域
本发明涉及煤矿开采技术领域，具体涉及一种双巷布置系统巷道底鼓机理的揭示方法。
背景技术
双巷布置系统中，下一个工作面的回风顺槽提前布置，能够有效缓解采掘接替紧张的问题，同时解决了运输、通风及瓦斯问题。但是，提前布置的巷道受到工作面采动应力影响时间较长，出现了煤柱稳定性及巷道在采动应力影响下的变形破坏等一系列问题。在工作面前方一定范围内的巷道受超前支承压力影响后巷道变形一般不大，在工作面采空区后方一定范围内的巷道受基本顶的断裂、回转和滑落失稳的影响，巷道出现了底鼓大变形破坏问题。
双巷布置系统中关于工作面回采过程中覆岩结构运动及其稳定性进行有大量的研究，大多数研究聚焦在坚硬顶板破断位置、运动方式、破坏形式上，研究重点在顶板大结构的失稳过程引起的采场矿山压力的影响规律，很少关于巷道及煤柱小结构的变形破坏机理研究，现有研究成果不能准确揭示双巷布置系统底鼓机理，无法进行巷道底鼓的精准治理，导致双巷布置系统难以推广。
发明内容
针对上述存在的技术不足，本发明的目的是提供一种双巷布置系统巷道底鼓机理的揭示方法，通过本方法能够准确揭示双巷布置系统巷道底鼓机理，进而有效的治理底鼓，保证双巷布置系统安全高效生产，提高了矿井的采掘接替效率，有利于推广双巷布置系统的应用。
为解决上述技术问题，本发明采用如下技术方案：
本发明提供一种双巷布置系统巷道底鼓机理的揭示方法，具体包括以下步骤：
S1、巷道变形量和煤柱内应力特征分析：测量并记录在工作面回采过程中，巷道的顶板下沉量、底板鼓起量、煤柱帮变形量、实体煤帮变形量，测量不同位置煤柱内应力大小；
S2、构建双巷布置系统的FLAC全局数值计算模型，匹配现场情况确定材料性质、边界条件和初始地应力条件；全局数值计算模型中的岩层顺序、工作面及巷道位置关系应与现场保持一致，采用反演试错法校正煤柱材料的应变软化特性和采空区材料应变硬化的双屈服模型，开挖工作面进行全局参数校正，确保模型的准确性；
S3、反演不同采动应力状态下煤柱水平位移、煤柱内垂直应力、主应力方向与底鼓的变化关系；使用全局数值计算模型模拟不同采动应力状态下煤柱内水平位移、煤柱内垂直应力、主应力方向的变化，记录并对比不同阶段零水平位移点位置的变化，记录底鼓与煤柱内垂直应力的变化关系，记录煤柱内主应力方向的偏转量；
S4、揭示双巷布置系统的底鼓机理；对比分析不同阶段煤柱内零水平位移点的偏移量、底鼓位置与垂直应力峰值位置偏移、主应力方向的角度的偏移量，揭示双巷布置系统的底鼓机理；
S5、切断水平推力和提高煤柱承载能力两项控制措施治理底鼓大变形；基于步骤S4中确定的底鼓机理，提出聚能预裂爆破切断顶板水平推力和对拉锚索提高煤柱承载能力两项控制措施治理底鼓大变形。
优选地，步骤S1中，通过在工作面前方的巷道内布置表面位移观测站和钻孔应力测站来进行测量巷道的顶板下沉量、底板鼓起量、煤柱帮变形量、实体煤帮变形量，使用钻孔应力计测量不同位置煤柱内应力大小。
优选地，步骤S1中，在工作面前方的巷道内布置钻孔应力测站，钻孔应力计选用YHY60(Ⅱ)，测量范围为0-60MPa，精度为1.0％FS，双巷布置系统包括记录监测装置、红外数据采集传输装置、数据通信适配器以及数据处理软件四部分，利用数据通信适配器将应力数据导入数据处理软件进行数据通信，最后，利用计算机快速处理并绘制不同位置内垂直应力变化规律图。
优选地，步骤S2中，将煤柱建模为一种非线性应变软化材料，将粘聚力和摩擦软化作为塑性应变的函数，采用反复试验的方法确定输入参数，将煤柱模型的峰值强度与煤柱强度公式的计算结果相匹配，使模型结果与实验强度之间达成合理的一致；采用反演试错方法，确定双屈服模型中材料参数，将数值模型得到的应力-应变曲线与方程(1)拟合，进而确定冒落矸石的材料特性；
Figure BDA0003013067320000031
式中：σ为施加在材料上的单轴应力，ε为施加应力下的应变，E0为初始剪切模量，εm为采空区材料的最大应变。
优选地，步骤S3中，实时记录不同采动应力条件下煤柱内不同高度上的水平位移的变化、煤柱内垂直应力的变化、煤柱内主应力方向的变化以及对应的底鼓位置和底鼓量，绘制煤柱内不同高度上的水平位移变化曲线、煤柱内垂直应力峰值位置与底鼓位置和底鼓量的关系图以及煤柱内主应力方向的角度变化图，实现双巷布置系统底鼓机理的准确揭示。
本发明的有益效果在于：本发明通过对比不同采动应力影响下煤柱内水平位移、煤柱内垂直应力、煤柱内主应力方向与底鼓位置和底鼓量的关系，将煤柱内零水平位移点的偏移、煤柱内垂直应力峰值位置的偏移、主应力方向的偏移与底鼓大小和底鼓位置建立了动态联系，填补了水平推力导致底鼓大变形机理方面的空白，通过本方法能够准确揭示双巷布置系统巷道底鼓机理，进而采取精准的控制措施治理底鼓，保证矿井安全高效生产，同时有力的推广双巷布置系统的应用。
附图说明
为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图仅仅是本发明的一些实施例，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他的附图。
图1a为本实施例提供的双巷布置系统巷道及工作面布置图；
图1b为图1a中A-A向剖视图；
图2为本实施例提供的双巷布置系统工作面综合钻孔柱状图；
图3为本实施例提供的双巷布置系统15202回风顺槽变形量；
图4为本实施例提供的双巷布置系统煤柱内垂直应力大小；
图5为本实施例提供的双巷布置系统数值模型示意图；
图6为本实施例提供的双巷布置系统煤柱水平位移变化模拟图；
图7为本实施例提供的双巷布置系统15202回风顺槽底鼓量与煤柱内垂直应力分布规律模拟图；
图8为本实施例提供的双巷布置系统煤柱内主应力方向变化规律模拟图；
图9为本实施例提供的双巷布置系统底鼓控制效果图；
图10为本实施例提供的分析方法流程图。
具体实施方式
下面将结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。
工程背景：某矿现主采煤层为15号煤层，煤层厚度5.0m，平均覆岩深度580m，采用顺序单翼开采的方式，为缓解采掘接替紧张的问题，15采区内工作面均采用双巷布置的方式，15202工作面回风顺槽与15201工作面进风顺槽同时掘进，沿煤层底板掘进，中间留设7m的净煤柱宽度，15202工作面回风顺槽断面为宽5.0m，长度4.0m，15201工作面宽度为200m，长度2000m，工作面及巷道布置形式如图1a和图1b所示，顶板由石灰岩、砂质泥岩、细砂岩、砂质泥岩和石灰岩组成，底板由泥岩、砂质泥岩、中粒砂岩、砂质泥岩、泥岩组成，综合钻孔柱状图如图2所示；
参照图3至图10，一种双巷布置系统巷道底鼓机理的揭示方法，具体包括以下步骤：
1)双巷布置系统巷道变形量煤柱内应力及巷道变形量分析：
双巷布置系统15202回风顺槽的变形分为三个阶段，如图3所示；在15201工作面前方10m位置时，两帮和顶板、底板变形量均为40mm左右，15202回风顺槽的变形量较小；在15201工作面后方80m位置时，15202回风顺槽底鼓量为500mm，顶板下沉量为200mm，煤柱帮变形量为350mm，实体煤帮变形量为115mm；在15201工作面后方150m位置时，15202回风顺槽底鼓量为1160mm，顶板下沉量为500mm，煤柱帮变形量为770mm，实体煤帮变形量为380mm。15202回风顺槽在超前15201工作面10m左右围岩开始缓慢变形，在15201工作面后方的80m和150m左右，15202回风顺槽有两次大的变形，煤柱帮的水平变形与底鼓量明显大于实体煤帮变形量和顶板下沉量，支护材料和结构遭到严重破坏，15202回风顺槽受到侧向支承应力影响的范围大、程度高。
煤柱内应力分析：煤柱内垂直应力大小如图4所示，在15201工作面前方10m位置时，煤柱内应力几乎关于x＝3.5对称分布，煤柱中部应力达到峰值为17.5MPa，在15201工作面后方80m位置时，煤柱中部应力为21.5MPa，在x＝4.5m时煤柱内应力达到峰值24.0MPa，在15201工作面后方150m位置时，煤柱中部应力为18.2MPa，在x＝4.5m时煤柱内应力达到峰值19.7MPa。随着距离15201工作面向前推进，双巷布置系统煤柱内的应力峰值先增大后减小，煤柱内的应力环境逐渐表现为不对称性，煤柱内应力峰值从煤柱中心向远离15201工作面采空区方向移动。
2)FLAC3D数值模拟分析
模型建立：采用有限差分软件包flac3d建立数值模型。模型尺寸为420m×400m×75m，如图5所示，在15201工作面，15202工作面回风顺槽和煤柱的主要研究区域，划分较小的网格单元0.5m，考虑到计算效率，距离重点研究区域较远的岩体网格单元逐渐扩大。所有的边界都是滚动约束的，底部是固定的。由于模型上覆岩层的埋深为543m，水平应力为垂直应力的1.2倍，因此上边界受到均匀分布的垂直应力(13.58MPa)。15202回风顺槽断面宽度为5000mm，高度为4000mm。岩层建模采用莫尔-库仑模型，煤柱采用应变软化模型，采空区材料建模采用双屈服模型；岩石/煤层按地层柱的顺序建模。
模型参数选取：
(1)煤柱的材料特性及应变软化模型，采用反复试验的方法确定输入参数，将屈服煤柱模型的峰值强度与煤柱强度公式的计算结果相匹配，使得模型结果与实验强度之间达成了合理的一致；
(2)采空区材料的双屈服模型，通过对采空区材料的体积模量、剪切模量、膨胀角和摩擦角的迭代变化，对输入参数进行了校准，并与Salamon模型得到的应力-应变曲线进行比较，核准后得到采空区冒落矸石的材料特性；
(3)全局模型参数校正，利用数值模型得到的围岩变形量与现场监测得到的变形量进行了比较，验证数值模型所用参数的合理性和可靠性；
模拟结果分析：模拟结果分析主要分为三个方面：
(1)煤柱内不同高度上的水平位移；
(2)煤柱内垂直应力大小和峰值位置与底鼓量和底鼓位置的关系；
(3)煤柱内主应力方向的变化规律。
煤柱内不同高度的水平位移如图6所示，从图6中可以看出：
在15201工作面前方10m位置时，靠近采空区侧煤柱水平位移为-3.0，-2.8，-1.9，-1.0，0cm，靠近巷道侧煤柱水平位移为2.7,2.5,2.3,1.6,0.04cm，不同高度上煤柱的零水平位移点均在煤柱中心(x＝3.5m)。
在15201工作面后方80m位置时，靠近采空区侧煤柱水平位移为-42.4，-34.2，-26.0，-24.3，0cm，靠近巷道侧煤柱水平位移为55.0,46.9,41.4,37.3,26.5cm，不同高度上煤柱的零水平位移点均向采空区侧偏移(x<3.5m)。
在15201工作面后方150m位置时，靠近采空区侧煤柱水平位移为-61.1，-49.3，-40.1，-30.8，-20.3cm，靠近巷道侧煤柱水平位移为79.8,72.8,64.8,52.1,37.7cm，不同高度上煤柱的零水平位移点向采空区侧偏移值更大(x<3.0m)。
煤柱中部的垂直应力分布如图7所示，由图7可以看出：
当15202回风顺槽位于15201工作面前方10m位置时，煤柱中部垂直应力峰值为18.1MPa，底鼓量峰值为5.0cm，应力峰值和底鼓量峰值位置均在中心；
当15202回风顺槽位于15201工作面后方80m位置时，煤柱中部垂直应力峰值为23.6MPa，底鼓量峰值为57.6cm，应力峰值与煤柱中心之间的偏移量为1.0m，底鼓量峰值位置向煤柱帮偏移量为0.5m；
当15202回风顺槽位于15201工作面后方150m位置时，煤柱中部垂直应力峰值为20.0MPa，底鼓量峰值为101.0cm，应力峰值与煤柱中心之间的的偏移量为1.5m，底鼓量峰值位置向煤柱帮偏移量为0.5m。
煤柱内主应力方向如图8所示，由图7可以看出：
在15201工作面前方10m位置时,煤柱内主应力方向与竖直方向夹角为0°；
在15201工作面后方80m位置时，煤柱内主应力方向与竖直方向夹角增大到20°；
在15201工作面后方150m位置时，煤柱内主应力方向与竖直方向夹角增大到45°。
3)底鼓机理揭示
从煤柱水平位移及煤柱内主应力角度变化规律可以看出，在坚硬顶板断裂回转失稳过程中，7m煤柱内的主应力角度由竖直方向逐渐向水平方向倾斜，主应力方向与竖直方向的夹角最大值为45°，伴随着在7m煤柱内产生的水平推力也逐渐增大，由此导致了双巷布置系统巷道底鼓大变形。
另一方面，坚硬顶板断裂回转失稳过程中，煤柱中心两侧的水平位移不再关于煤柱中心对称分布，煤柱内零水平位移点由煤柱中心向采空侧移动，在现有支护强度下，7m煤柱内所处的应力环境并没有增大，但是煤柱垂直应力峰值位置从煤柱中心不断向逐渐向巷道侧移动，煤柱内零水平位移点以及垂直应力分布的由原来的煤柱中心位置产生了偏移导致煤柱的整体失稳，由此导致双巷布置系统巷道底鼓大变形。
4)现场应用
双巷布置系统巷道底鼓治理原则：
(1)定向聚能预裂爆破控制技术；在采空侧向坚硬顶板结构形成之前，对开采工作面前方15202回风顺槽煤柱上方坚硬顶板预裂处理，控制坚硬顶板的断裂位置，减小坚硬顶板侧向断裂长度，从而切断15202回风顺槽煤柱上方的坚硬顶板，减弱水平推力对煤柱的影响。
(2)对拉锚索提高煤柱承载能力限制水平位移；采用对拉锚索提高煤柱的弹性模量，抗压强度等力学参数，增加抗变形能力，从而有效抵抗煤柱的水平变形；采用预应力锚杆支护可增加层间压力将岩层组合在一起，层间法向压力的增加增大了摩擦力，有效抵抗煤柱变形产生的水平力，限制煤柱滑移，提高煤柱抵抗水平变形的能力。
应用效果分析：
在15201工作面前方实施定向聚能预裂爆破对拉锚索控制技术后，15202回风顺槽的变形情况如图9所示，观测数据显示，在15201工作面后方120m时，15202回风巷的变形量趋于稳定值，煤柱帮变形量为210mm，实体煤帮变形量为160mm，顶板下沉量为180mm，底鼓量为230mm，与原支护方案相比，煤柱帮变形量降低72.7％，底鼓量降低80.2％。
观测结果表明，切断坚硬顶板减弱水平推力对煤柱的影响，同时对拉锚索限制煤柱水平位移，提高煤柱抵抗水平推力的能力，两项控制方法有效的控制了双巷布置系统巷道底鼓大变形。
显然，本领域的技术人员可以对本发明进行各种改动和变型而不脱离本发明的精神和范围。这样，倘若本发明的这些修改和变型属于本发明权利要求及其等同技术的范围之内，则本发明也意图包含这些改动和变型在内。

Claims (4)

1.一种双巷布置系统巷道底鼓机理的揭示方法，其特征在于，具体包括以下步骤：
S1、巷道变形量和煤柱内应力特征分析：测量并记录在工作面回采过程中，巷道的顶板下沉量、底板鼓起量、煤柱帮变形量、实体煤帮变形量，测量不同位置煤柱内应力大小；
S2、构建双巷布置系统的FLAC全局数值计算模型，匹配现场情况确定材料性质、边界条件和初始地应力条件；全局数值计算模型中的岩层顺序、工作面及巷道位置关系应与现场保持一致，采用反演试错法校正煤柱材料的应变软化特性和采空区材料应变硬化的双屈服模型，开挖工作面进行全局参数校正，确保模型的准确性；
具体方法为：将煤柱建模为一种非线性应变软化材料，将粘聚力和摩擦软化作为塑性应变的函数，采用反复试验的方法确定输入参数，将煤柱模型的峰值强度与煤柱强度公式的计算结果相匹配，使模型结果与实验强度之间达成合理的一致；采用反演试错方法，确定双屈服模型中材料参数，将数值模型得到的应力-应变曲线与方程(1)拟合，进而确定冒落矸石的材料特性；
Figure FDA0003379458680000011
式中：σ为施加在材料上的单轴应力，ε为施加应力下的应变，E0为初始剪切模量，εm为采空区材料的最大应变；
S3、反演不同采动应力状态下煤柱水平位移、煤柱内垂直应力、主应力方向与底鼓的变化关系；使用全局数值计算模型模拟不同采动应力状态下煤柱内水平位移、煤柱内垂直应力、主应力方向的变化，记录并对比不同阶段零水平位移点位置的变化，记录底鼓与煤柱内垂直应力的变化关系，记录煤柱内主应力方向的偏转量；
S4、揭示双巷布置系统的底鼓机理；对比分析不同阶段煤柱内零水平位移点的偏移量、底鼓位置与垂直应力峰值位置偏移、主应力方向的角度的偏移量，揭示双巷布置系统的底鼓机理；
S5、切断水平推力和提高煤柱承载能力两项控制措施治理底鼓大变形；基于步骤S4中确定的底鼓机理，提出聚能预裂爆破切断顶板水平推力和对拉锚索提高煤柱承载能力两项控制措施治理底鼓大变形。
2.如权利要求1所述的一种双巷布置系统巷道底鼓机理的揭示方法，其特征在于，步骤S1中，在工作面前方的巷道内布置表面位移观测站和钻孔应力测站，通过表面位移观测站来进行测量巷道的顶板下沉量、底板鼓起量、煤柱帮变形量、实体煤帮变形量，使用钻孔应力测站内的钻孔应力计测量不同位置煤柱内应力大小。
3.如权利要求1所述的一种双巷布置系统巷道底鼓机理的揭示方法，其特征在于，步骤S1中，在工作面前方的巷道内布置钻孔应力测站，钻孔应力计选用YHY60(Ⅱ)，测量范围为0-60MPa，精度为1.0％FS，双巷布置系统包括记录监测装置、红外数据采集传输装置、数据通信适配器以及数据处理软件四部分，利用数据通信适配器将应力数据导入数据处理软件进行数据通信，最后，利用计算机快速处理并绘制不同位置内垂直应力变化规律图。
4.如权利要求1所述的一种双巷布置系统巷道底鼓机理的揭示方法，其特征在于，步骤S3中，实时记录不同采动应力条件下煤柱内不同高度上的水平位移的变化、煤柱内垂直应力的变化、煤柱内主应力方向的变化以及对应的底鼓位置和底鼓量，绘制煤柱内不同高度上的水平位移变化曲线、煤柱内垂直应力峰值位置与底鼓位置和底鼓量的关系图以及煤柱内主应力方向的角度变化图，实现双巷布置系统底鼓机理的准确揭示。
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