1、1 概况1.1 课题的提出城郊开拓采准目前已进入到-800m水平，距地表深度最大将达到1000m以上，因而带来的问题是：矿山主要开拓及采准巷道支护困难，原有的支护技术与措施失效，巷道返修率高，永久性巷道支护后存在片帮、底鼓等现象，需要多次维护与加固，维护工作量大，支护成本高；其它采准巷道支护时间短，维护量大，作业不安全，对矿山的正常安全开采带来了严重影响。另外，局部采准巷道受动压影响大，造成巷道维护困难。若采用传统的支护方式，造成施工进度慢，进而影响全矿井的采掘接替。大采深、高地应力等特殊的地质采矿条件，决定城郊煤矿巷道支护特别困难。在二2煤巷道掘进中表现出巷道矿压显现特别显著，传统的锚网支护
2、几乎不能有效控制巷道围岩变形。为此，城郊煤矿适时调整了顺槽锚杆（索）支护参数，但仍然出现断锚杆、锚索压脱、巷道整体变形量大和大部分巷道复修架棚的情况，巷道支护效果仍不理想。因此，城郊煤矿各巷道围岩的合理、稳定控制是目前生产中所面临的亟待解决的首要问题。为探询合理有效的解决深部高地应力巷道支护这一难题，城郊煤矿的技术管理人员，经过多方调研，采用先进的支护理念，尝试解决城郊煤矿二2层巷道的锚杆支护问题，并于2011年6月开始启动“岩体结构特征统计评价及巷道支护技术应用研究”课题。该课题旨在研究两水平不同采深条件下，采区两巷、上（下）山、顺槽等开采后围岩的分类，并针对不同围岩分类提出具体的支护形式及
3、参数，做到今后支护设计中有据可依。该项目通过现场试验的方法，经过将近一年的试验观测表明：项目所采用的让压支护理念和注浆锚杆，成功地解决了大采深的巷道支护问题。另外，采用锚网喷结合壁后注浆的支护形式，有效解决了岩巷支护问题。针对城郊煤矿复合顶板厚的特点，选取了特定的支护形式，确保锚杆锚索耦合支护达到最好效果；针对城郊煤矿回采巷道受动压影响变形严重情况，利用力学分析，提出了沿空掘巷回采巷道非对称锚网支护技术。该项目获得的技术成果可以在周围矿区巷道支护中推广应用，该技术成果具有显著的经济效益和社会效益。1.2 研究现状我国是发展中国家，正处于国民经济高速持续发展时期，依靠国外的能源保障和矿产资源的持
4、续供应是不可想象的，且浅部资源的开发已接近尾声。因此，深部资源的开发和利用不仅是必然的世界性的发展趋势，而且将成为21世纪我国最经济、最有效的能源和矿产资源保障措施。80年代以来，深井开采的事故越来越严重。以南非为例，在南非深部金矿的开采中，由于地震等事件诱发的岩爆、岩石冒落，使南非的采矿工业成为最危险的工业之一。一些有深井开采矿山的国家，如美国、加拿大、澳大利亚、南非，波兰等，政府、工业部门和研究机构密切配合，集中人力和财力紧密结合深部开采相关技术开展基础问题的研究。南非政府、大学与工业部门密切配合，从1998年7月开始启动了一个“Deep Mine”的研究计划。加拿大联邦和省政府及采矿工业
5、部门合作开展了为期10年的两个深井研究计划。美国Idaho大学、密西根工业大学及西南研究院就此展开了深井开采研究。西澳大利亚大学在深井开采方面也进行了大量工作。我国5060年代建成投产的矿井，每年都在以1215m的速度延深开采，初采水平300400m的矿井现在都已达到了700800m，甚至更深。我国煤矿开采深度超过600m的矿井已超过100对。有近20对矿井进入1000m以下开采，其中新汶矿业集团就有4对矿井进入1000m以下开采。关于深部的定义：有专家提出以岩爆发生频率明显增加来界定，也有专家认为应以围岩达到岩石的强度来界定。但深部开采中的煤矿与金属矿有明显的差异和不同，根据目前和未来的发展
6、趋势并结合我国目前的客观实际，大多数专家认为中国的深部资源开采的深度可界定为：煤矿500m以下，金矿与有色金属矿1000m以下。关于深部与浅部的区别：专家一致认为是“三高与时间效应”，即深部岩体处于地应力高、温度高、渗透压高以及较强的时间效应。由于“三高与时间效应”，使深部岩体的组织结构、基本行为特征和工程响应均发生根本性变化，也是导致深部开采中灾变事故出现多发性和突发性的根本原因所在。深部、大倾角、冲击危险煤层的安全高效开采，一直是我国急需解决的重大研究课题。随着采深的增加，井下所暴露的问题日益严重。地压、地温、冲击矿压、瓦斯和水的问题已成为制约一些矿井正常生产的主要原因。加强深部开采方法和
7、灾害机理的研究，采取切实可行的技术方法进行深部开采，对大部分矿区来说确实势在必行。在深部开采掘进过程中，特别对于巷道支护，要面临很多影响矿山安全和生产的问题：1）随着采深的增加，压力增大多少；2）巷道变形范围如何，变形量多少；3）控制巷道变形，保持巷道应有断面需要什么样的支护方式；4）深部岩性受温度、湿度的影响有什么变化特点；5）巷道周边的主应力方向如何；6）应力随采深增大的梯度是多少。这些问题直接影响煤矿的生产安全，其变化有什么规律和特点，必须研究清楚。也有部分矿井对此采取了措施，也确实收到一定的效果，控制了巷道变形恶化的现象，但这些措施的依据是什么，却不十分清楚，缺乏研究，只能起到暂时治表
8、的作用。但随着采深增加，这些方法就会既不经济又不奏效，起不到作用。也有的矿井仍沿用浅部的支护方法和管理经验，从而造成支护失效，常出现大量的折梁断腿、锚杆失效、反复维修、冒顶塌方，耗费了大量的人力物力，仍不能保证正常的安全生产。究其原因，主要是对深部地压的显现规律掌握不清，没有掌握矿山压力的规律和特点，没有采取有针对性的支护方式和手段。因而难以提出合理有效的深部地压控制措施和配套的巷道支护方法。煤矿深部开采，首先揭露深部地层的作业是巷道掘进，所掘巷道是为了煤炭的安全有效开采。因此深部开采首先解决的是巷道“安全、高效、经济、快速”的支护问题。1.3 矿井概况1.3.1 二2煤层情况可采煤层二2煤层
9、位于组中部，厚0.8m7.68m，平均煤厚2.95m，煤层稳定，对比可靠，全区可采，偶含一层夹矸，结构简单可采煤层赋存条件：二2煤层至上部K4标志层底平均距离52.02m；与下部K4标志层顶平均距离49.10m，层位稳定，大面积内煤层表现为单层结构，仅在个别钻孔中见到双层结构，且分布零星。夹矸多为泥岩和炭质泥岩厚度小，范围不大。煤层顶板多为泥岩、砂质泥岩，局部为砂岩；底板为泥岩、砂质泥岩和砂岩，厚度稳定，结构简单。1.3.2 水文地质情况新生界松散层划分为四个含水层组及四个隔水层组，由于新生界底部砂层少，富水性又弱，与基岩之间有平均厚44.29m的粘土隔水层，对矿床一般无充水影响。煤层顶板砂岩
10、裂隙水是矿床主要直接充水的水源，但由于井田内砂岩富水性很弱，渗透性差，径流滞缓，补给源不足，故对将来的矿床开采一般不会造成太大的威胁。太原组上段灰岩是开采二2煤层的间接充水含水层，二2煤底板下距K3（L11灰岩，平均厚1.64m）平均距离50m，距L8灰岩（平均厚10.49m）平均距离80m，L8上距L11一般平均在30m左右，其间又有泥岩，砂质泥岩相隔，基本无水力联系，因此，如不受断裂构造影响，正常情况下不会造成突水。本井田断层富水性微弱，具有一定的隔水性能，一般情况下不会发生大导水威胁。1.3.3 顶底板条件二2煤层直接顶、底板多为细中粒砂岩，厚层状泥岩（厚度一般大于5m），局部为砂质泥岩
11、或薄层状泥岩，抗压强度一般大于600kg/cm2，岩石的完整性，稳定性较好，顶板易于管理，底板一般不易发生底鼓。1.3.4 瓦斯、煤尘、地温等井田中各煤层沼气含量一般小于0.5cm3/g，属低沼气矿井。各煤层均无煤尘爆炸危险。各煤层均属不自燃发火煤层。井田内地温仅随深度的增加而增加。井田的平均地温梯度为2.67C/100m，从地温梯度看，浅部地温梯度较高，深部地温梯度较低。从二2煤、三22煤层地温等值线图上看出，等温线与煤层底板等高线基本平行，二2煤层-500m以浅的地温一般低于30，-600m以深的地温除井田东南部小面积低温区外，一般为一级高温区。在3127孔（F3断层西侧）-700m以深地
12、段，地温大于31，为一级高温区，其余地段地温一般低于31。1.4 研究内容与技术路线1.4.1 研究内容研究不同采区间岩体结构的特征并在此基础上提出合理的支护参数。具体内容如下：1）以城郊煤矿的实际地质条件及地质资料，借助地质统计学原理，对岩体节理裂隙发育程度、沉积变化和构造影响等进行统计，而后应用模糊数学原理对整个矿区的地质条件特征分区域进行研究并加以分类描述。2）进行深部“HS”赋存条件下岩石力学性质实验及岩石力学参数反演研究。3）利用地质雷达测试技术测试围岩松动圈范围，并得出矿区围岩松动圈变化规律。4）针对不同围岩类型提出相应的锚杆（索）支护参数，包括锚杆（索）长度及直径、锚固长度、间排
13、距、预紧力及锚固力设计等。5）借助AutoCAD-Ansys-FLAC3D等有限元、离散元软件研究岩体破坏及其运移特征，并对支护参数合理性加以论证。1.4.2 技术路线2 掘进工作面围岩分类及其控制2.1 围岩分类2.1.1 工作面柱状图统计对城郊煤矿各采区柱状图进行统计如下：表2.1 各采区工程地质情况一采区辅助采区十六采区十二、十四采区煤厚/m3.362.472.68伪底0.37m砂质泥岩0.57m泥岩直接底13.65m细粒砂岩、粉砂岩3.98m泥岩或炭质泥岩6.3m细粒砂岩基本底2.98m砂质泥岩4.63m细粒砂岩16.37m中粒砂岩直接顶3.29m细粒砂岩8.28m砂质泥岩11.28m
14、砂质泥岩基本顶8.61m砂质泥岩、2.34m细粒砂岩3.76m细粒砂岩5.16m中粒砂岩埋深/m-315-390-410-740-380-600地面标高/m+32.1+33.5+32.26+33.45+32.79+34.06面积/m240480028933726090794断层个数81438五采区八采区十采区九采区煤厚/m2.2232.82.39伪底0.3m伪底炭质泥岩、砂质泥岩1.09m厚泥岩直接底泥岩或砂泥岩互层、粉细砂岩3.98m砂质泥岩3.52m砂质泥岩11.74m细粒砂岩、砂质泥岩基本底大于15m中细粒砂岩大于10m中细粒砂岩大于10m中细粒砂岩10.76m细粒砂岩直接顶5.67m泥
15、岩或砂泥岩互层、粉细砂岩6.71m砂质泥岩6.9m砂质泥岩6.01m泥岩、砂质泥岩基本顶9.53m中细粒砂岩或砂质泥岩7.88m中细粒砂岩或砂质泥岩7.88m中细粒砂岩或砂质泥岩6.51m中、细粒砂岩埋深/m-495-800-330-480-460-670-600-852地面标高/m+31.65+32.2+32.81+33.83+32.84+34.84+31.87+32.29面积/m22696635198639514299982218940断层个数31151618从表2.1中可以看出，五采区、八采区、九采区、十采区、十六采区顶板为泥岩类顶板，强度较弱，易形成厚度较厚的复合顶板，给巷道支护带来影
16、响。煤层直接顶是煤层巷道支护的重要对象，它由泥质页岩和砂质页岩等强度较低的岩层组成巷道开挖后若不及时支护，这部分岩层会发生较大变形而垮落。直接顶以上为老顶，由强度较高的砂岩、石灰岩和砾岩等组成。只有在少数情况下，煤层直接顶可能是强度较高的稳定岩层。实践证明，巷道浅部围岩，即巷道两帮、1.5h（h为巷道高度）顶板岩层以及1.0h底板岩层的强度对巷道围岩稳定性起决定性作用，围岩松动圈也是主要在巷道浅部围岩中产生和发展。因此，尽管实际矿山中煤层巷道的围岩组成千差万别，但大体可将城郊煤矿围岩分为图2.l所示的5种类型。第1种围岩组成特点是顶、底板岩层的强度较低，更深部为强度较高的老顶和老底；第2种围岩
17、组成特点是顶、底板岩层都较坚硬，强度大大高于两帮的煤体；第3种围岩顶板为有一定厚度的直接顶，直接底板却是较坚硬的岩层；第4种围岩组成与第3类恰好相反。即直接顶较坚硬，直接底是煤或较软的岩层；第5种围岩顶、底板都是较坚硬的岩层，为岩石巷道，可以看成是均质的（这类型围岩在下一部分论述）。1 2 3 4 图2.1 巷道围岩类型采区围岩分类见表2.2所示。表2.2 城郊煤矿围岩类别分区表围岩类别1234采区五、八、十、十六采区一采区辅助采区十二、十四采区九采区2.1.2 围岩松动圈分类方法围岩松动圈是围岩应力对围岩作用的一种结果，实践证明，松动圈的大小与巷道的稳定性及支护的难易程度密切相关。因此，如何
18、在巷道支护设计中根据围岩松动圈的变化规律确定合理的支护参数，对矿井安全、减少巷道维修量，具有重要意义。2.1.2.1 围岩松动圈实测结果围岩松动圈是围岩应力超过岩体强度之后而在巷道周边形成的破碎带，其物理状态表现为破裂缝的增加及岩体应力水平的降低。松动圈测试就是检测开巷后新的破坏裂缝及其分布范围，围岩中有新破裂缝与没有破裂缝的界面位置就是松动圈的边界。基于松动圈测试的检测原理，相应的测试方法有超声波探测法、多点位移计量测法、地质雷达探测法等。超声波探测法是利用声波作为信息载体，测量声波在岩体内传播的波速、振幅、频率、相位等特征，来研究岩体的物理力学性质、构造特征及应力状态的方法。多点位移计量测
19、法通过在钻孔中不同深度安设围岩内位移测点，观测围岩内位移的变化趋势，变形速度及变形量突然增大的区域即为松动圈的边界。在实际施工和操作中，就是将多点位移计装入钻孔中的一些固定点，每个点安装在不同的深度。然后通过多点位移计测出不同点随时间变化的位移量，测出每个点向巷道内的位移量，并将这些点的位移时间关系绘制在坐标图上，从而得出不同深度的岩层随时间的位移量，围岩松动圈的边界就是看不同深度点位移量变化的区别。雷达测试围岩松动圈原理：围岩松动圈以围岩破坏产生宏观裂隙形成的物性界面为主要特征。在该范围内，岩体为破裂松驰状，通过地质雷达围绕巷道断面一周进行扫描，由地质雷达发出的电磁波在其中传播时，波形呈杂乱
20、无章状态，无明显同相轴；当电磁波经过松动圈与非破坏区交界面（松动圈界面）时，必然发生较强的反射，从而可以根据反射波图像特征来确定围岩松动圈破坏范围。针对城郊煤矿井下巷道类型，选择各种典型的支护和破坏形式巷道进行围岩松动圈的测试工作。实测共布置了2个测试断面和12条纵测线，共计5个测站，获得了相关数据如下。表2.3 围岩松动圈实测值采深/m围岩单轴抗压强度/MPa围岩松动圈实测值/m最小最大67344.171.62.772897.81.42.283344.172.32.584399.81.52.684744.1722.82.1.2.2 围岩松动圈分类小松动圈1500mm，岩体碎胀相当明显。软岩中
21、地压显现特征为围岩变形量大、变形时间长，支护不成功时底臌严重。成功合理的支护形式应具备两方面的特性：一是支护抗力大；二是支护要有一定的可缩性。采用锚杆形成组合拱支护，可以达到良好的效果。组合拱是利用锚杆对围岩的控制力对破碎围岩进行加固，使松动圈内破碎岩石的强度恢复并进入支护状态。表2.4 围岩松动圈分类围岩类别分类名称松动圈/mm支护机理及方法备注小松动圈稳定围岩0400喷射混凝土支护围岩整体性好、不易风化的可不支护中松动圈较稳定围岩4001000锚杆悬吊理论喷层局部支护一般围岩10001500锚杆悬吊理论喷层局部支护刚性支护局部破坏大松动圈一般不稳定围岩15002000锚杆组合拱理论喷层、金
22、属网局部支护刚性支护大面积破坏不稳定围岩20003000锚杆组合拱理论喷层、金属网局部支护围岩变形有稳定期极不稳定围岩3000二次支护理论围岩变形在一般支护条件下无稳定期2.1.2.3 围岩松动圈变化规律1）最小二乘法基本原理：从整体上考虑近似函数同所给数据点，误差的大小，常用的方法有以下三种：一是误差绝对值的最大值；二是误差绝对值的和；三是误差平方和的算术平方根。数据拟合的具体作法是：对给定数据在取定的函数类中,求,使误差的平方和最小，即：从几何意义上讲，就是寻求与给定点的距离平方和为最小的曲线。函数称为拟合函数或最小二乘解，求拟合函数的方法称为曲线拟合的最小二乘法。围岩松动圈变化规律：围岩
23、松动圈与支护的关系不大。因此，观测结果只反映了围岩松动圈与采深（应力）和岩体力学参数的函数关系。由于围岩松动圈是围岩应力与强度相互作用的结果，并且，鉴于同一岩性不同采深的观测数值较少，因此先分析松动圈与围岩应力和强度的关系，在此基础上研究它随采深变化的规律，使分析结果更具有普遍意义和较高的可靠程度。拟合结果：对表2.3中的数据分别采用二次曲线拟合和线性拟合，待定方程为：、，其中，为，为围岩松动圈范围，分别得到如下结果。表2.5 二次曲线拟合结果xiyixi2xi3xi4xi yixi2 yi02.20.1864.84010.64823.4260.4090.90112.50.2116.25015
24、.62539.0630.5281.32022.60.2096.76017.57645.6980.5431.41232.70.3817.29019.68353.1441.0282.77742.80.4797.84021.95261.4661.3423.75812.81.46632.98085.484222.7953.85110.168由此得到正规方程组：解得，即关系式为： （2.1）该拟合方程误差的平方和为0.00668。若进行线性拟合，得到关系式为：，该拟合方程误差的平方和为0.0232，由此可见，采用多项式拟合结果更接近实际。图2.1 围岩松动圈与采深关系由式（2.1）可得，围岩松动圈范围与
25、采深的关系式，得到不同围岩强度下围岩松动圈范围与采深的关系图如图2.1所示。45由图1可知，对采深大于660m范围的开采条件，围岩松动圈范围与采深近似呈直线关系。随着岩层单轴抗压强度的增加，围岩松动圈的范围逐渐减小。3090对于采深小于660m的开采范围内，围岩松动圈的变化规律与深部围岩松动圈变化规律不尽相同，忽略断层、采动影响，其变化规律见图2.2。从图2.2可以看出，每个岩性条件下均有一个临界产生松动圈的采深临界值，该临界值仅与围岩单轴抗压强度有关，为6.2。由上可知，巷道围岩松动圈是范围随采深增加而增大，开始阶段增大较快，以后逐渐减小，并接近于直线段。临界采深图2.2 浅部围岩松动圈范围
26、与采深关系城郊煤矿各水平松动圈预测：城郊煤矿目前两水平开采，围岩多为砂岩和泥岩，综合考虑围岩条件，得出各不同条件下围岩松动圈的范围见表2.6。表2.6 围岩松动圈范围埋深/m围岩松动圈范围/m砂岩泥岩煤临界埋深/m60627456一水平5000.631.856000.762.05二水平8000.40.962.49000.51.052.5610000.571.132.71表2.6中所得的围岩松动圈范围是在未受采动及断层等构造影响下的值，由表中数据可以预计，在二水平以下的巷道维护将变得非常困难。综上所述，城郊煤矿围岩松动圈的变化规律如下：煤巷围岩松动圈变化式岩巷围岩松动圈变化式2）数值模拟计算分析
27、近些年来，有限元方法得到了迅速发展，成为岩土工程、采矿工程和水利工程等领域力学分析的重要工具。随着理论的完善和各种商业化软件的面世，有限元方法已成为求解复杂的岩石力学及岩土工程问题的有效工具。在求解弹塑性及流变、动力、非稳态渗流等时间相关的问题，以及温度场、渗流、应力场的耦合等复杂的非线性问题发挥着重要作用。有限元分析中最基本的思想就是单元离散，即将求解域剖分为若干单元，把一个连续的介质变化为一个离散结构体，然后就各单元进行分析，最后集合成求解整体位移（基于最小势能原理的位移法）。为了方便而有效的离散复杂的岩体构造及建于其上的建筑物，可以使用各种实体单元、夹层单元及无穷单元，分别模拟岩石、混凝
28、土块、断层、较大的结构面和无穷域。煤层开采后，上覆岩体破坏，形成破碎结构，下部岩体在拉应力、剪应力、压应力的综合作用下表现为拉剪破坏。由于有限元方法是基于连续介质力学理论，尽管也发展了夹层单元和裂缝单元，但将其直接应用于破碎岩体还是存在着问题。近些年来，学者采用各种假设，模拟煤层开采中的力学问题，取得一些进展。（1）模拟软件的选择FLAC3D（Fast Lagrangian Analysis of Continua）是由美国Itasca公司开发的，是一种三维有限差分计算机程序，适于模拟计算土质、岩石和其它材料的三维结构受力特性和塑性流动分析，特别适合模拟大变形、非线性的力学问题。在应用FLAC
29、3D模拟岩土开采的过程中，为了免除一遍又一遍的改变网格的几何形状。在FLAC3D中引入了空实单元的概念。保持网格几何形状不变，在某些时间点让部分单元失效。对采矿过程中采场围岩活动规律及其稳定性问题，以及岩体力学特性、围岩应力及工作面推进与采场应力场的时空关系等复杂力学问题特别适用。同时，程序还允许输入多种材料类型，亦可在计算过程中改变局部的材料参数，增强了程序使用的灵活性。FLAC3D程序采用的是三维快速拉格朗日法，它是一种基于三维显式有限差分法的数值分析方法，它可以模拟岩土或其他材料的三维力学行为。三维快速拉格朗日分析将计算区域划分为若干四面体单元，每个单元在给定的边界条件下遵循指定的线性或
30、非线性本构关系，如果单元应力使得材料屈服或产生塑性流动，则单元网格可以随着材料的变形而变形，这就是所谓的拉格朗日算法，这种算法非常适合于模拟大变形问题。综上所述，FLAC3D数值模拟软件能够模拟岩石、土等材料的屈服、塑性流动、软化直至大变形问题。在煤层开采过程中，工作面周边煤岩体将会发生屈服、塑性流动或者是大变形，而距离工作面较远的煤岩体则仍然处于弹塑性状态。因此，FLAC3D能够模拟开采过程中煤岩体的应力、应变分布情况，从中分析出所需要的规律，因而适合本文中问题的研究。岩石的强度理论是研究岩石破坏的原因和破坏准则，基于对岩石破坏机理的认识不同，将会产生各种不同的岩石强度理论。事实上，由于控制
31、岩石破坏的内部条件（岩石的结构、构造力学属性）及外部条件（受力性质、状态等）等不同，岩石的破坏状态和规律也不同。因此，在研究岩石的破坏时，要根据具体的情况选择合适的强度理论。采用Mohr-Coulomb强度理论，对应的材料模型为摩尔库仑模型，这种模型的破坏包络线对应于摩尔库仑判据（剪切屈服函数）加上拉伸分离点（拉应力屈服函数），与拉应力流动法则相关联而与剪切流动不相关联。（2）模型建立模型尺寸长（x方向）60m，宽（y方向）60m，高（z方向）60m，根据研究要求划分为不同大小的模型网格。模型如图2.3所示。计算模型边界条件确定如下：1）模型左右边界施加水平约束且初始水平位移为零；2）模型底部
32、边界水平、垂直初始位移均为零；3）模型顶部为自由边界，施加垂直载荷。二2煤图2.3 数值模拟计算模型数值模型边界条件如图2.4所示。图2.4 数值模型边界条件原岩应力为大地静应力场，对模型施加等效载荷，其值为上覆岩层的自重应力。载荷按下式得到： （2.1）式中：上覆各岩层的体积力，kN/m3；上覆各岩层的厚度，m。各侧面在水平方向上施加由自重应力产生的侧向应力，由下式确定： （2.2）式中：侧压系数，由确定；泊松比。计算前按照模型所在深度向模型施加载荷，并对三维模型侧面和底面提供约束，计算时首先根据模拟的条件构成初始应力场，岩体垂直应力按照岩体自重计算。（3）模拟结果通过建立数值模拟模型，通过
33、监测塑性区范围及垂直应力分布，得到结果如图2.5所示。图中所示依次为埋深500m、600m、700m、800m、900m、1000m的垂直应力云图及塑性区分布范围图。 c=10MPa v=12.5MPa c=10MPa v=15MPa c=10MPa v=17.5MPa c=10MPa v=20MPa v=22.5MPa v=25MPa图2.5 计算结果图从图2.5中可以看出，随着采深的增加，垂直应力逐渐增大，顶板拉应力范围逐渐增大，表现在塑性区范围内为：剪切破坏及拉破坏范围逐渐增大。且在巷道埋深大于800m时，底板表现为塑性破坏。巷道围岩塑性区变化规律如图2.6所示。图2.6 塑性区分布范围
34、变化图从图2.6可知，巷道围岩剪切破坏区、拉破坏区均随着采深增加而增加，且在埋深大于700m后急剧增大，因此700m埋深为一拐点。即城郊煤矿煤巷超过700m埋深时，巷道将表现为变形严重及维护困难，700m为煤巷变形严重的临界埋深值。2.1.3 岩巷围岩破坏变形规律数值模拟2.1.3.1 模型建立建立数值分析模型，如图2.7所示。图2.7 模型建立2.1.3.2 模拟结果1）顶板应力及位移通过监测模型特定点的应力及位移，得到围岩抗压强度为50MPa前提下的结果，如图2.8图2.13所示。 图2.8 500m埋深巷道垂直应力及塑性区分布范围 图2.9 600m埋深巷道垂直应力及塑性区分布范围 图2
35、.10 700m埋深巷道垂直应力及塑性区分布范围 图2.11 800m埋深巷道垂直应力及塑性区分布范围 图2.12 900m埋深巷道垂直应力及塑性区分布范围 图2.13 1000m埋深巷道垂直应力及塑性区分布范围从图2.8图2.13可知：随着采深增加，巷道围岩垂直应力分布呈圆筒状分布，近似对称分布。顶板及底板出现拉应力区，其范围随采深增加而增大。围岩塑性区分布范围也随着采深增加而增加，且在埋深超过800m后，底板塑性区破坏范围明显增大。顶板巷道垂直应力分布图及最大主应力随采深变化图见图2.14图2.15所示。图2.14 巷道顶板垂直应力分布图图2.14 峰值主应力随采深变化从图2.13图2.1
36、4可知，巷道开挖后顶板垂直应力随远离巷道中心而逐渐增大，在距巷道中心03m范围内急剧增大，且在距巷道中心68m范围内达到峰值，根据最小二乘法，得到峰值主应力（MPa）与采深（m）间的关系式为：，相似度为0.9946。垂直应力在达到峰值后，逐渐恢复为原始应力状态。图2.15 巷道顶板垂直位移分布图与巷道顶板垂直应力分布规律类似，巷道顶板垂直位移也呈现漏斗状分布，巷道中部位移量最大，在距巷道中心03m范围内顶板位移量急剧减小，且在距巷道中心9m范围外逐渐恢复初始状态。得到顶板垂直位移与采深间关系式为：，相似度为0.9861。图2.16 巷道顶板垂直位移随采深变化趋势图综上所述，顶板垂直位移与垂直应
37、力与采深呈正比关系，顶板峰值与顶板垂直位移相互对应，在巷道中心3m范围内均表现为急剧变化。2）两帮应力及位移图2.17 巷道两帮水平位移分布图图2.18 巷道帮部垂直位移分布图图2.19 巷道帮部水平应力xx移分布图图2.20 巷道帮部水平应力yy移分布图从图2.17图2.20可知，巷道帮部水平应力、水平位移随采深增大而增加。水平应力在距巷道中心01m范围内急剧增到最大值，说明1m范围内岩石呈弹-塑性，是需要控制的岩层范围。图2.21 巷道顶板及两帮变形对比由图2.21可知，巷道两帮位移量大于顶底板位移量，说明两帮除承受来自帮部岩体的压力外，还承受着顶板传递至帮部的应力。根据帮部受力及变形特点
38、分析可知，当采深超过800m后，应力及位移变化均呈现较大的变化，因此，800m是围岩急剧变化的临界采深。3）塑性区分布图2.22 塑性区分布范围变化图从图2.22可知，巷道围岩剪切破坏区、拉破坏区均随着采深增加而增加，且在埋深大于800m后急剧增大，因此800m埋深为一拐点。即城郊煤矿岩巷超过800m埋深时，巷道将表现为变形严重及维护困难，800m为岩巷变形严重的临界埋深值。2.1.4 模糊数学分类方法煤矿采煤机械化率的提高是当前煤矿资源整合矿井安全的必然要求；定量地安全分析和评价是实现煤矿安全状况根本性好转的必要条件和标准之一。煤矿井工生产处在一个不断发生变化的环境中，巷道围岩的稳定与否直接
39、影响着巷道的失修率，而巷道围岩的稳定性受多种因素影响，比如顶底板岩性、埋深、支护效果、与邻近工作面的空间关系、掘巷方法及时间等。因此，为实现矿井的安全高效发展，需要全面、准确地对巷道围岩稳定性进行评价，并适时制定相应的安全措施。由于地质采矿技术条件的复杂多变，矿山建设与生产的决策目标往往是多目标的，且受经验评价和主观评价的影响极大。由于巷道围岩稳定性具有非线性和时变的特性以及状态、参数量测的不确定性和不精确性，致使巷道围岩类型是一个典型的随机性、模糊性问题。而应用模糊集合理论能较合理地深刻地揭示巷道围岩变形的本质和规律性，并能对围岩类型作出较准确可信的判定2.1.4.1 模糊评价理论原理1）模
40、糊数学模型确定因素（指标）集合，它的元素是所要研究对象的n种因素或指标，有很明确的特征。确定评判集合，本文将评判集合的元素个数和名称确定为5个，即稳定易控制、较稳定较易控制、较不稳定较难控制、不稳定难控制、极不稳定极难控制。模糊评判矩阵R，对单因素的模糊评判为，这n个模糊评判导出上的模糊关系，R的模糊关系矩阵称为模糊评判矩阵。2）模糊评判步骤图2.23 模糊评判步骤流程图2.1.4.2 巷道稳定性模糊综合评价模型通过统计分析，按影响因素的性质或所采取的技术条件划分为不同的因素子集，以地质条件、支护、施工、巷道变形监测4部分构建煤矿巷道稳定性评价指标体系。1）地质条件。岩体结构，顶板岩性，地下水
41、，煤层（岩层）倾角，断层褶曲，开采深度，采动地压，煤层厚度。2）支护。断面形状，断面面积，支护方式，支护参数，支护材料，控制顶板方法。3）施工。施工方法，施工工艺，施工质量，贯通巷交接处的顶板面积，巷道位置。4）巷道变形监测。顶板位移量，顶板位移速率，巷道的使用时间。表2.7 系统危险性等级表系统危险区间0.6,10.5,0.6)0.4,0.5)0.3,0.4)0.2,0.3)0,0.2)安全性极不安全不安全中等安全安全比较安全很安全评价指标权重的确定：表2.8 指标权重隶属度分类指标因素岩巷指标权重岩巷指标重要度煤巷指标权重煤巷指标重要度地质条件0.20.20.20.2支护0.330.330
42、.330.33施工0.330.330.330.33巷道变形监测0.140.140.140.14地质条件岩体结构0.130.0260.130.026顶板岩性0.130.0260.130.026地下水0.130.0260.130.026煤层倾角0.090.0180.080.016开采深度0.130.0260.140.028褶曲断层0.130.0260.050.01采动地压0.260.0520.30.06煤层厚度000.040.008支护支护方式0.150.04950.30.099支护参数0.30.0990.30.099支护材料0.250.08250.20.066控制顶板0.10.0330.10.0
43、33断面形状0.10.0330.050.0165断面面积0.10.0330.050.0165施工施工工艺0.30.0990.20.066施工方法0.20.0660.20.066施工质量0.30.0990.30.099交接面积0.20.0660.10.033巷道位置000.20.066巷道变形监测位移量0.40.0560.40.056位移速率0.30.0420.30.042使用时间0.30.0420.30.0422.1.4.3 分采区巷道稳定性评价表2.9 模糊判别结果统计项目煤巷指标重要度围岩类别1值2值3值4值岩体结构0.0260.80.02080.30.00780.40.01040.40.0104顶板岩性0.0260.60.01560.30.00780.40.01040.30.0078地下水0.0260.10.00260.050.00130.80.02080.
