岩体的变形破坏（精选4篇）
岩体的变形破坏 篇1
摘要：该危岩位于文安乡八庙村1社斜坡上, 划分为两个危岩体集中发育区及两个落石集中堆积区。本文介绍了该危岩基本特征, 分析了其破坏类型及变形破坏特征, 并提出了合理防治建议。
关键词：危岩体,破坏类型,变形破坏特征
1 工程概况
该危岩划分为两个危岩体集中发育区及两个落石集中堆积区, 危岩体主要沿陡崖呈带状分布, 总体走向约17°~45°, 危岩带长约250m。山坡相对高差470m, 危岩体悬壁高度25m~60m, 最高约190m, 裂缝宽度5cm~50cm, 裂缝长度25m~50m, 裂隙间距1m~5m。危岩体总体积约15115.23m3, 属小型危岩体;主要危岩体相对高度25~60m。
2 区域地质条件
朝天区北西部为摩天岭高中山, 北东为米仓山中山, 中部和西部为龙门山中山, 南部为低山丘陵地带, 总体地势北西高, 南东低。其主要地形分类为:侵蚀堆积河谷地貌、侵蚀溶蚀中山地貌及构造侵蚀中山地貌。
研究区属侵蚀侵蚀溶蚀中山地貌, 地形总体上为顶部缓中部陡下部缓, 中部为陡崖, 高程。陡崖上部地形坡度一般15°~30°, 局部有变化;陡崖近直立, 主要由两个台阶组成;陡崖下部地形坡度一般为22°~40°。研究区主要地层为志留系泥页岩、粉砂岩、灰岩及第四系残坡积粉质粘土、崩塌堆积物组成。 (a) 第四系洪冲积层 (Qpl+al) :混角砾粉质粘土, 褐色, 主要分布于坡底沟谷及部分冲沟沟口处, 厚度一般不大于3.0m。 (b) 第四系残坡积层 (Qel+dl) :混碎石粉质粘土, 黄褐~红褐色, 粒径一般1mm~3mm, 最大达500mm, 碎石含量约5%~15%, 主要成分泥岩和灰岩。坡面上还有大量的崩积物, 最大块径超过5m。 (c) 基岩为志留系 (S) 泥页岩和灰岩。泥页岩主要分布在陡崖下, 薄层, 表面多被全风化和强风化。灰岩主要分布陡崖上, 为厚层状。
3 危岩及落石基本特征
3.1 危岩发育特征及其分布
该危岩位于文安乡八庙村1社斜坡上, 陡崖总长约250m, 走向17°~45°, 分布高程为770m~1000m, 山坡相对高差470m, 陡崖坡角70°~89°。陡崖上部为缓坡地形, 坡度一般15°~30°, 陡崖近直立, 主要由两个台阶组成;陡崖下部地形坡度一般为22°~40°。经野外详细调查, 掌握了白崖子边坡危岩体的发育分布情况:经排查白崖子边坡危岩共25块, 其中高程770m以下3块, 上部高程770m~1000m灰岩段22块;从危岩的分布上看, 危岩分布可划分为两个集中发育的大区, Ⅰ区为近EW向高程770m~960m的陡崖, 共分布有危岩15块, Ⅱ区为近SN向高程910m~1000m的陡崖, 共分布有危岩5块, 另有5块分布于这两个区下部中缓坡度的边坡上;从危岩的规模上看, 危岩体积大于1000m3的有3块、500~1000m3的有6块、100m3~500m3的有7块、10 m3~100 m3的有5块、小于10m3的有4块。
3.2 危岩体结构特征
岩性为志留系 (S) 灰岩 (局部夹粉细砂岩) , 灰岩底部为泥页岩等。山坡相对高差470m, 危岩体悬壁高度25m~60m, 最高约190m。裂缝宽度5cm~50cm, 裂缝长度25m~50m, 裂隙间距1m~5m危岩沿陡崖呈带状展布, 总体走向约17°~45°。本区危岩的稳定性共发育3组优势裂隙结构面, 分别为N60°~70°W∠SW∠80°~88°、N40°~45°E∠EW∠70°~85°、N20°~35°E∠NW∠15°~35°。块体最大规模为4800m3 (W03) , 最小规模为5.33m3 (W11) , 总体积15115.23m3, 属小型危岩带。
3.3 危岩体基座特征
该危岩带的基座为志留系 (S22) 泥页岩, 强度较上部危岩要低, 基座因差异风化而形成凹腔, 基座抗风化耐久性较差。基座为含泥页岩。
3.4 危岩崩塌堆积体特征
崩塌体主要分布于陡崖下部相对平缓的斜坡地带。崩塌体主要以落石为主, 主要落石主要分布于Ⅰ区和Ⅱ区下方的缓坡上, 共计约37个区 (块) 。Ⅰ区下方的落石主要集中在高程约620m~700m之间, Ⅱ区的落石主要集中于房屋背后陡崖上部的一个相对平缓的山坡上, 陡崖下有零星分布, 体积大于1000 m3的有2块 (区) 、100 m3~1000m3的只有1块 (区) 、50m3~100m3的有3块 (区) ;10 m3~50m3的有16块 (区) , 1m3~10m3的有15块 (区) 。据现场调查走访, “5.12”前落石为B05、B16、B18、B23、B25、B31、B42、B37。单块落石体积以6m3~30m3为最多, 约占所有调查落石的70%。块石分布从后缘向前缘逐渐减少。
4 危岩破坏类型及变形破坏特征
根据危岩的形成机理, 白崖子危岩主要可以划分为倾倒式、滑移式、拉裂式和错断式。
通过对崩塌体的调查, 该区危岩崩塌时具有以下特点: (1) 落距较远。在水平方向, 块体运动最近距离约80m, 最远距离约340m, 即为危险区和堆积区。 (2) 运动距离与块体体积成正比。小块体堆积在近坡脚, 大块体堆积在远离坡脚处。 (3) 单个块体相对较大。前缘块径一般大于1m, 最大者约4m。 (4) 运动形式多样, 但以跳跃式及滚动式运动为主。根据现场勘查, 由于受地震的影响, 危岩体在着地以后多发生滚落式、跳跃式和滑落 (移) 式等三种模式。危岩失稳后, 大多首先以跳跃式运动 (尤其是大块体) , 至缓坡处多变为滚动式, 遇到坡形或坡度有变化时, 还发生空中飞跃现象。 (5) 动能较大, 破坏力强。崩塌体击穿房屋, 切断多个树木。飞跃最前端时, 还陷入水泥硬化地面约200mm。 (6) 运动多为直线型。现场调查发现, 大多块体呈直线式运动, 但由于受地形和地质条件等因素的影响, 危岩在运动过程中, 其运动轨迹或运动形式也会发生显著的变化。 (7) 落石的运动距离、速度 (动能) 、运动形式、跳跃高度等与坡体的物质性质有关。在起始速度相同的情况下, 落在坚硬的基岩上, 能量损失较少, 运动距离、速度和跳跃高度均较大。若基岩较软或第四系覆盖层较厚, 其能量损失就较大, 相应地, 距离、速度、跳跃高度等均较小。
5 结论及建议
根据该危岩体的地质环境、工程地质条件, 稳定性宏观分析和计算结果综合分析, 可以对该危岩的发展趋势进行分析和判断。崩塌以后的可能出现下列情况: (1) 陡崖上的危岩体还会在暴雨或余震因素作用下, 发生崩落, 崩落的量受外部因素影响大小的控制。 (2) 分散在坡面上的危岩块体 (孤石) 具有很大的不确定性, 存在受外界作用发生崩落的可能。
危岩体的变形破坏模式以倾倒和滑移式崩塌为主。它们受地质条件、暴雨和地震等多种因素的影响和限制, 有可能发生转化。危岩体失稳后的运动形式、速度和跳跃高度等与所在坡体的物质性质有关。岩性越软 (包括覆盖层) , 能量损失越大, 运动距离、速度和跳活高度等就越小, 反之就越大。建议采取拦石网+危岩清除+裂缝封闭+排水系统相结合的综合治理工程方案。
参考文献
[1]徐开祥, 黄学斌, 付小林, 程温鸣, 郭满长, 李辉武.滑坡及危岩 (崩塌) 防治工程措施选择与工程设置[J].中国地质灾害与防治学报.2005 (04)
[2]唐红梅.滑塌式危岩控制设计工况数值模拟研究[J].重庆交通学院学报.2005 (05)
[3]赵旭, 刘汉东.水电站高边坡滚石防护计算研究[J].岩石力学与工程学报.2005 (20) .
岩体的变形破坏 篇2
【关键词】回采巷道变形破坏；支护；初探
在煤矿的回采巷道中，由于地形结构所决定，有些回采巷道中的变形破坏给井下作业生产造成了很大影响，降低了工作效率，潜伏了安全隐患，所以必须要认真研究回采巷道的变形机理，从而找出合理的支护措施，保证巷道内作用的正常进行。
1、回采巷道变形破坏的影响和特征
1.1回采巷道变形破坏的影响
回采巷道的变形破坏会导致巷道支架变形，挤压巷道断面，巷道支架的顶梁会变形折断，棚腿因受力过大会被压入巷道，如果棚腿进入了底板，则会引起底鼓，工字形钢支架会被压成倒梯形；U形支架的卡子内人螺栓会被压坏，整个支架变成不规则形状，巷道内部空间因挤压而缩小，于是机电设备无法移动，生产物资无法运送，为维护正常的工作环境而采取的扩幫、清渣、底板翻修、重整支架等措施会占用大量的人力、物力，消耗大量的时间，直接导致开采工作的停滞。
1.2发生变形破坏的外在特征
（1）相同地质结构和工作环境的巷道内，拱形支架要比工字型支架的性能更好，可以有效防止巷道的变形，分解破坏力。（2）从巷道周围的岩层结构来看，如果围岩稳定，巷道内煤层结构单一，可以一次性从顶到底全部采清，同时顶板和底板的岩石坚硬，则巷道不易出现变形破坏。而煤层结构复杂的机、风巷道中，需要对支架进行经常性的维护。（3）上分层的回采巷道比下分层的巷道性能稳定，不易发生变形。（4）一侧被采空的巷道比两侧都是实体煤层的巷道更容易变形。（5）受采动影响后，工作面容易发生变形破坏。
2、巷道变形破坏物理力学分析
巷道被掘开后，原本受原岩应力场作用而处于稳定状态的岩层，受力结构遭到破坏。巷道的出现改变了周围岩体的围压，岩层的受力分布重新调整，集中应力会伴随着巷道的掘进而从表面转移到巷道深部。只有围压足够大时，才能够承载围岩上的集中应力而不至于产生变形。巷道掘进过程中，巷道围岩的集中应力经历了从切向应力增大而径向应力减小且围压变小的过程。低围压和高集中应力的共同作用，会引起巷道围岩的变形破坏，这种变形还会伴随着集中应力逐步深入，但是在巷道支护作用下，围岩的围岩增大，破坏力收到支架的支撑而得到控制。但是巷道围岩的变形不会就此停止，它只是暂时趋于稳定，一旦有外力因素发生作用，主要是采动作用，另外还有风化、水蚀、温度等，都可能会引起围岩的受力平衡被破坏，产生新的移位和变形，集中应力发生转移。这个过程会反复不停的进行，人为因素是无法彻底将其消除的。实质上，巷道支护只是能够为巷道的表面岩层提供部分的支撑力，为内层的围岩提供相当的等围压，从而暂时为巷道的工作面提供稳定的环境，确保围岩短期内不会产生变形。
3、回采巷道加强支护的方法
3.1提高围岩强度
在回采巷道中，由于集中应力的存在，巷道表层的岩石处于残余强度状态，如果能够尽量维持这种残余强度，就会减少变形破坏，可以采取的措施有：
（1）加强支护力。支护力能够起到增强围岩的围压作用，从而分解表层位围岩的集中应力，把二向应力分解为三向应力，从而起到维持残余强度的作用。（2）锚杆支护围岩。锚杆的锚固力可以粘合围岩的破裂，提高破裂岩体的强度，从而增加了表层岩石的残余强度，使表层岩层成为具有较高承载能力的锚固层。（3）注浆加固围岩。如果表明岩石已经破碎，锚杆加固就不能起到很好的粘合作用，可以在锚固支护的基础上，进行注浆加固，注浆可以提高松动碎石的强度，减少风化、水蚀、温度变化的破坏力，加固岩体的表层，保护内部结构。
3.2加固巷道围岩弱结构
巷道被开出后，如果煤层两帮的岩层和顶底板的岩层形状不同，其变形规律就会不同，哪个部位强度教弱，哪里就会首先变形，引起这个围岩受力不均，结构失衡。如果此时巷道能的支护强度不够，可伸缩变形的程度不能适应岩层受力的变化，岩层就是产生滑动垮台，深层部位的岩石也会受到破坏，可能导致巷道围岩的整体变形，失去原有的稳定性。所以，对于巷道内的全部断面进行相同力量的支护是不能保持围岩受力均衡的，正确的做法是对巷道的薄弱岩层加强支护，才有利于这个岩体的平衡。
两帮和顶底板的作用力是相互的，任何一个部位的变形都会对整个围岩的围岩造成影响，这种影响的结果是岩层强度减弱而承载的压力不变，必然会导致岩层变形。所以，找到弱结构来重点加强支护是保证这个巷道安全性的关键。弱结构解决了，就不会产生相互破坏的力，遏制这个巷道岩体连锁变形的恶性循环，起到良好的支护作用。
3.3“锚网索+U型棚”联合支护
3.3.1“锚网索+U型棚”作用原理
锚网索+U型棚支护联合支护是针对围岩岩性差的巷道采取的支护办法。虽然锚网索支护非常有效，但是对于防止围岩的整体移位而产生的变形破坏效果不明显，为了防止围岩的过大移动，可以使用型棚做二次支护，锚网索支护已经让围岩的变形稳定而均匀，所以U型棚上的荷载是均匀的，U型棚有较好的抗压作用，从而有效控制围岩的整体位移，起到稳定整个围岩的作用。
3.3.2“锚网索+U型棚”联合支护工程实例
某工作面回采巷道为半圆拱断面，标高-900m，采用锚网索+U型钢棚联合支护，棚距600mm，宽×高=5.2m×4.05m，断面21.06m2。直接顶为泥岩、煤、砂质泥岩组成的复合顶板，平均厚度6.38m；老顶由细中砂岩及少量的砂泥岩互层组成，厚度9.67～11.64m，平均厚度11.6m；直接底为泥岩、砂质泥岩、煤及少量粉细砂岩组成的复合底板，平均厚度5.2m。锚杆间、排距为1500×1000mm，锚杆规格φ22×2200mm，支护采用29#U型棚支护，棚距为500mm。
从现场位移观测结果中可以看出，在巷道掘进初期位移变化较大，一个月后巷道的表面位移逐渐趋于稳定，顶底板位移量为530mm、底臌量为165mm、两帮移近量为600mm、顶板移近量为270mm，巷道围岩整体保持稳定状态。
4、结束语
岩体的变形破坏 篇3
1 深井巷道底板岩体破坏机理
1.1 巷道底板岩层抗弯刚度计算
大量煤矿现场调研结果表明,回采巷道底板岩层通常为厚度不等的层状岩体,根据弹塑性力学理论,通过分析层状岩体在纵向应力作用下的(图1)应力、应变特征,可计算得出深井巷道底板岩层在未受工作面超前支承压力作用时的抗弯刚度,即完整底板岩体抵抗其弯曲变形能力,抗弯刚度表达式为[4]:
undefined
由于底板相邻岩层之间存在弱面,其抗拉强度非常小,在受到工作面超前支承压力作用时极易发生离层,导致底板岩层不再是一个整体,单个岩层的抗弯刚度为[4]:
undefined
式(1)、式(2)中,t1、t2、ti、tn分别为底板岩层各分层厚度;H为底板岩层总厚度;E1、E2、Ei、En分别为底板岩层各分层弹性模量;μ为底板岩体泊松比。
由式(1)可知,回采巷道完整底板抵抗弯曲变形的能力取决于岩体弹性模量E、底板岩体厚度H和泊松比μ,与三者均呈正比例关系变化。比较式(1)和(2)可知:完整底板岩层受支承压力作用发生离层后,岩层的抗弯刚度会明显减小,此时底板容易发生弯曲。
由以上对底板岩层抗弯刚度的分析计算不难发现,通过增加底板岩层的抗弯刚度来控制底板弯曲变形是控制底鼓的一种有效途径,这一理论已经在煤矿现场得到了广泛应用。如通过打底板、底角锚杆、锚索的方式,利用锚杆的“组合梁”理论,将锚固范围内的各底板岩层“装订”成一个整体,增加其相邻岩层间的黏结力,从而在一定程度上避免或减少锚固范围内的各底板岩层出现离层现象,提高底板整体的抗弯刚度。
1.2 巷道底板岩层的破坏变形
1.2.1 底板岩层离层
工作面向前推进期间,超前支撑压力通过两帮传递给底板,此时巷道底板会出现零应变面,该面以上的岩层发生垂直拉伸应变,以下的岩层则出现压缩应变,而回采巷道底板岩层的抗拉强度通常由层间弱面控制,其抵抗拉伸变形的能力很小,所以巷道底板岩层在工作面超前支承压力的作用下产生离层,底板的抗弯刚度明显降低[4,5]。
1.2.2 底板岩层压曲
底板岩层应力在支承压力作用下重新分布,产生新的水平应力,即二次水平应力[5],在此应力作用下,巷道底板岩层变形逐渐由离层转向压曲,变形量不断增加,底板稳定性随回采工作面的推进距离增加而降低。随着底板岩层变形量的不断增加,其完整性遭到不同程度的破坏,因此可将底板简化为由四边断裂的矩形板组合而成的不完整结构体,第1层的压曲计算模型如图2所示。
薄板压曲微分方程[6]:
undefined
其中,D为抗弯刚度;ω为挠度;Nx=-px;Ny=-kpx;Nxy=0 。
结合弹塑性力学理论可计算得出第1层的压曲临界载荷:
undefined
式中,λ=b/a(b为巷道宽);a为底板裸露长度;k为最大水平应力与最小水平应力比值。
由式(4)可知:影响底板岩层压曲临界载荷的参数概括起来主要有2类,分别是表征底板岩层力学性能的参数(E、μ)和描述底板岩层外表形态的参数(t、a、λ);底板分层厚度t、弹性模量E越大,底板岩层越不易发生压曲变形。而随着工作面的不断向前推进,二次水平应力逐渐增大,底板完整性越来越差,当达到底板岩层压曲临界载荷时底板压曲折断,以致产生滑动、剪胀等破坏形式,底鼓程度加深。
为进一步了解底板岩层压曲临界载荷px与岩层厚度t、底板裸露长度a之间的关系,取E=12.5 GPa、μ=0.3、b=4、k=1.47,代入式(4)可得:
undefined
由式(5)不难看出:t一定时,px随a的增大而减小,且递减的速率降低,逐渐趋于平衡保持不变,这与实际中巷道走向长度越长,底板越不稳定、越容易发生底鼓的现象是一致的;a一定时,px与t呈正比例变化,且变化速率逐渐增大,这说明直接底板越厚,底板越稳定。
1.2.3 底板岩层变形过程分类
根据分析结果,结合深井巷道底板岩层力学特征,将底板岩层的变形过程分为2类:①硬岩底板,指伪底、直接底、基本底主要由比较坚硬或由完整性较好,层理、节理、裂隙不完全或不发育的岩层(如砂岩、石灰岩等)构成的底板。通常这类底板的变形过程需经历离层、剪胀、滑动、折断等阶段。②软岩底板,指主要由硬度较低或由完整性极差,层理、节理、裂隙完全发育的岩层(如炭质页岩、泥岩等)构成的底板。一般这类底板在受到采动影响时会有离层、压曲、蠕变、剪胀、滑动等变形过程[7]。
2 深井巷道底板位移监测及分析
2.1 位移监测巷道概况
某矿12091回采工作面,开采二叠系山西组下部的二1煤层,单斜构造、走向SN、倾向W、煤层倾角3°～9°、煤层厚3.1～4.6 m,底板岩石主要有泥岩、厚度不一的细砂岩、节理发育的砂质泥岩,局部有致密坚硬的硅质、泥质胶结,如图3所示。监测巷道为该工作面矩形回风巷,底板标高-635 m,地表标高762～945 m。巷道设计断面面积为12 m2,目前已有支护方式为锚网索配合工字钢联合支护,底板无支护。
2.2 巷道底板岩层位移监测方案设计
为较全面、直观反映巷道底板岩层的运移演化规律,沿巷道断面每隔0.9 m布置1个测孔,两边测孔距巷帮0.2 m,每个测孔设置5个测点,具体测点布置方式如图3所示。钻孔采用大型底板锚索机,测量仪器采用多点位移计。监测时间为50 d,每10 d读数1次,共读数5次。
2.3 巷道底板位移实测结果分析
根据巷道底板岩层的位移监测结果,分析得出底板岩层运移演化规律(图4a)。巷道开挖以后,随着暴露时间的延长,巷道底板岩层鼓起量逐渐增大,由巷道底板浅部向深部逐渐发生离层,从图4a中可看出首先发生离层的是位于第Ⅰ监测水平和第Ⅱ监测水平之间的岩层,接着Ⅱ、Ⅲ监测水平之间的岩层产生小范围离层,结合图4b、图4c、图4d可知,离层是从底板中央向巷帮方向发展的;第Ⅴ监测水平出现了负向位移,说明巷道底板岩层的零应变点存在,并介于Ⅳ、Ⅴ监测水平之间。
通过比较分析图4b、图4c、图4d可知:底板深部岩层变形量远小于浅部岩层,且底板变形量中央远大于两边;零应变点以上的岩层较下部岩层更容易产生离层现象,这与理论分析结果是一致的;随着巷道暴露时间的增加,已发生离层的岩层变形量急剧增大,并且由巷道中部向两边递减,同一离层也由中部向两边不规则发展,这与前面分析的底板刚度降低及压曲过程是一致的;离层发展到一定水平,底板岩体变化逐渐趋于稳定。
3 结论
(1)利用锚杆的“组合梁”理论,将底板岩层“装订”成一个整体,增加其相邻岩层间的黏结力,一定程度上可避免或减少锚固范围内的各底板岩层发生离层,提高底板整体的抗弯刚度,从而控制深井巷道底鼓。
(2)深井巷道底板岩层的变形过程一般需经历离层、压曲、滑移、剪胀、蠕变等阶段,底板岩层的坚硬程度不同,变形过程一般不同。
(3)深井巷道底板岩层的离层一般出现在底板零应变点之上,且由浅部逐渐向深部发展,由底板中央向两边扩展。
摘要：为对深井巷道底鼓进行有效防治,需对底板岩体变形破坏机理进行研究,掌握底板岩体运移演化规律。利用弹塑性力学理论计算了巷道底板岩层的抗弯刚度和压曲临界载荷,得出了不同底板裸露长度、不同底板厚度情况下的压曲临界载荷曲线;以滑移线场理论为基础,以煤矿现场实测数据为参考,分析了底板岩层塑性区内岩体的运移演化过程,得出了塑性区内岩体的运移路径。
关键词：底鼓,破坏机理,运移路径,抗弯刚度,临界载荷
参考文献
[1]洪伯潜.我国深井快速建井综合技术[J].煤炭科学技术,2006,34(1):8-11.
[2]姜耀东,赵毅鑫,刘文岗.深部开采中巷道底鼓问题的研究[J].岩石力学与工程学报,2004(7):2 396-2 401.
[3]王其胜,李夕兵,李地.深部开采流变性软岩巷道底鼓原因与防治[J].金属矿山,2008(1):47-49.
[4]王卫军,冯涛,侯朝炯.回采巷道底鼓过程研究[J].湘潭矿业学院学报,2002(2):4-8.
[5]王卫军,侯朝炯,冯涛.动压巷道底鼓[M].北京:煤炭工业出版社,2003.
[6]康红普.软岩巷道底鼓机理及防治[M].北京:煤炭工业出版社,1993.
岩体的变形破坏 篇4
关键词：煤柱,巷道,破坏特征
1 概述
在对工作面倾向应力分布进行的研究时, 往往考虑采空区对煤岩体的影响, 很少考虑工作面上顺槽布置位置即煤柱留设宽度对煤岩体破坏变形特征分布的影响。当煤柱宽度发生变化时, 也即当留巷位置至采空区煤体边缘的距离发生变化时, 煤柱内和巷道顶板的破坏场分布以及巷道变形将会发生相应的改变。本文采用有限差分数值计算方法建立模型进行相应计算。上顺槽断面形状设计为直角梯形, 其断面尺寸:净宽×中高=5.0m×3.0m, S净=15.0m2。在上顺槽一侧为采空区, 沿空留设护巷煤柱, 为了确定煤柱的最佳宽度, 计算过程中模拟的煤柱宽度分别为3m、5m、7m、10m、15m、20m。
2 不同煤柱宽度破坏场特征
煤柱宽度从3m变化到20m。在这个过程中煤层的破坏场以及1号工作面上顺槽周边的破坏场分布有非常明显的变化, 破坏性质也有所改变。
2.1 当煤柱宽3m时, 由于受到2号工作面开采的影响, 1号工
作面上顺槽上帮一侧发生剪切破坏, 破坏区宽3m, 下帮同样发生了剪切破坏, 破坏区贯穿了和1号工作面上顺槽相连的整个煤柱, 巷道的底板发生了塑性破坏, 破坏区贯穿了整个煤层。
2.2 煤柱宽度5m时, 煤柱内剪切破坏区贯穿整个煤柱, 但范围较小, 上顺槽底板及下帮的剪切破坏区范围均明显减小。
2.3 煤柱宽度7m时, 煤柱内剪切破坏区大范围贯穿整个煤柱, 上顺槽底板破坏区深度1.7m, 下帮剪切破坏区宽度为1.4m。
2.4 煤柱宽度10m时, 煤柱未发生完全破坏。
1号工作面上顺槽下帮破坏区宽度1.4m。底板破坏区深度增加至2.6m, 上帮破坏区宽度为3.2m, 顶板破坏区深度为2.1m, 围绕巷道周边发生零星的拉破坏。采空区边缘煤体破坏区宽度为3.8m, 煤柱中部有宽3.0m煤体未发生任何破坏。
2.5 煤柱宽度增加至15m, 采空区边缘煤体剪切破坏宽度为减小至3.
2m。围绕上顺槽周边均发生剪切破坏, 但上帮破坏程度明显大于下帮, 上帮剪切破坏宽度为2.6m, 并伴随有张拉破坏;下帮剪切破坏宽度为0.7m, 其余为塑性破坏2.0m, 煤柱中部9.1m未发生任何破坏, 2号工作面采空区对巷道的影响在逐渐减小。
2.6 当煤柱宽度为20m时, 1号工作面上顺槽周边煤体发生破坏的范围减少, 巷道上帮一侧破坏区宽度减小为2.
0m, 下帮一侧破坏区宽度减小到0.6m, 巷道与采空区之间有约14m的煤柱没有发生任何破坏, 这充分表明2号工作面的开采对1号工作面上顺槽的影响非常微小, 可以忽略。
通过不同煤柱宽度时破坏区对比可以得出, 煤柱宽度从3m变化到7m的过程中, 1号工作面上顺槽破坏程度受到2号工作面开采的影响较大, 在这个过程中1号工作面上顺槽和2号工作面采空区之间的煤柱全部发生了剪切破坏;当煤柱宽度达到10m的时候煤柱中部开始出现未破话区;煤柱宽度达到20m时候, 巷道周边煤层的破坏区明显减小, 说明2号工作面对1号工作面上顺槽的影响逐渐减小。
3 不同煤柱宽度变形特征
由于1号工作面上顺槽和2号工作面之间的煤柱宽度不同, 2号工作面的开采对1号工作面上顺槽的影响也不同, 随之引起了煤层应力场以及破坏场的分布发生变化, 与此同时位移场的分布也发生了改变。
3.1 顶板和底板位移场变化。
1号工作面上顺槽的顶板在不同煤柱宽度情况下的下沉量, 可以看出, 当煤柱宽度从3m变化到20m时, 该上顺槽顶板产生的下沉量逐渐减小。1号工作面上顺槽的底板在不同煤柱宽度下的鼓起量, 模拟结果可以看出, 巷道底板鼓起量也是随着煤柱宽度的增加而逐渐减小, 说明随着煤柱宽度的增加, 2号工作面的开采对巷道的变形影响越来越小。
3.2 两帮位移场变化。
从1号工作面上顺槽两帮的水平位移情况可以看出由于1号工作面上顺槽的下帮距离2号工作面较远, 受2号工作面开采的影响, 煤柱宽度为3m时水平位移值最大, 煤柱宽度为20m时, 水平位移值最小, 下帮的水平位移随煤柱宽度的增加逐渐减小, 受2号工作面开采的影响越来越小;1号工作面上帮距离采空区较近, 煤柱宽度为7m时, 上帮的水平位移值最大, 煤柱宽度5m时, 位移值其次。
3.3 不同煤柱宽度下巷道位移极值的变化趋势为:
顶板下沉量、底板鼓起量和下帮的水平位移值均随着煤柱宽度的增加而逐渐减小, 上帮水平位移值随煤柱宽度的增加呈现先增大后减小的趋势, 煤柱宽度为7m时达到最大值。
4 结论
煤柱的稳定是确保沿空留巷稳定的前提, 根据不同煤柱宽度时煤柱内破坏场分布的规律, 可对不同宽度煤柱护巷时的巷道稳定性做出合理的判断。可将沿空留巷系统的控制变量煤柱宽度划分为四个区域对其稳定性进行评价。对于本文所述工作面地质条件下的沿空留巷系统, Ⅰ区范围约为5m以下, Ⅱ区范围约为5m~10m, Ⅲ区范围约为10m~20m, Ⅳ区范围为20m以上。其中Ⅰ区和Ⅲ区为稳定性较差区域, Ⅱ区和Ⅳ区为稳定性较好区域。因此在选择沿空留巷系统的合理护巷煤柱宽度时, 并不是煤柱越宽越稳定, 因为在顶板应力峰值位置发生突变的煤柱宽度附近存在一个不利于系统稳定性的混沌区域, 在生产中要尽量避免煤柱宽度处于此范围内。当然在该区域以外, 随着煤柱宽度的增加沿空留巷系统的稳定性会提高, 但这不利于提高煤炭资源的利用率, 因此合理的护巷煤柱宽度应选择在Ⅱ区域内。
参考文献
[1]钱鸣高, 石平五.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2003.
[2]孙恒虎, 赵炳利.沿空留巷的理论与实践[M].北京:煤炭工业出版社, 1993.
[3]柏建彪.沿空掘巷围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2006.
[4]钱鸣高, 石平五.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2003.