1、长壁采煤条件下巷道三岔口有限元分析R.N. Singh, I. Porter, J. Hematian伍伦贡大学，工程学院，伍伦贡新南威尔士 2522，澳大利亚投稿日期：1999 年 12 月 15 日，收稿日期：2000 年 5 月 15 日摘要本文介绍了一个长壁开采三条巷道交叉口的三维有限元分析，并且评定了这种交叉口在一系列工况条件下的稳定/不稳定的范围。载荷通过不均匀应力施加在模型的内部自由面。这种从模型内部的加载方法有效的减小了尺寸效应并估计了边界效应。梁的中截面、顶底和三角交叉口的连接状态和贯穿被计算。基于此研究，提出了支护系统设计指导方针。通过悉尼盆地的一个南部煤田的地下煤矿的三条
2、巷道交叉口的现场实验对结果进行了严正，证明了结论的可行性。2001年Elsevier Science B.V 版权所有。关键词：地下煤矿；大断面巷道；交叉口；稳定性；有限单元法1.引言每年每层煤每个工作面生产3.04.0万吨煤存在于澳大利亚现有的高效长壁工作面中。这种成功主要在于高产的长壁工作面能在生产期间保证巷道和交叉口的稳定性同时达到高效率的工作。当两条巷道交错到一起时，掘巷机开切眼掘出巷道交叉口。地下煤矿巷道交叉口和地面固有的宽顶板宽度相比具有独特的影响因素，存在在高度机械化程度下安装顶板支护困难的问题。应力诱导的交叉口变形可以导致顶板下沉和断面冒落。很多人(Chudek et al.,
3、 1983; Taber and Grenney, 1995;Eckoff and Braverman, 1996)在大断面交叉口方的稳定性方面进行了研究，认为是像来自移动的长壁工作面的高水平应力和不稳定的支承压力等不利的条件的结果。例如在1985年，在西部煤矿6号工作面的主要大巷的岩层控制问题导致顶板下沉，使得煤矿的生产不得不停了6个星期。同样，太平洋煤矿的顶板冒落导致长壁工作面设备被埋，以至于工作面停产3个月（Ruston et al., 1988）。因此，在高效地长壁生产系统中空前的岩层控制意义在于长期而并非短期。本文运用三维有限单元法对交叉口周围的进行了应力和位移计算分析。得出了个别参
4、数例如岩层厚度、水平和垂直应力比（K）和断面宽度对于三角交叉口的稳定性有较强影响。研究结果同悉尼盆地的一个地下煤矿地形观测进行了对比。2.利用三维有限元模型对三角岔口进行稳定性分析利用程序定义岔口周围岩石的力学参数、交叉口几何特性和原岩应力对进行三角岔口稳定性分析。交叉口周围的应力和变形通过三维有限元计算。如果不稳定条件存在，要么改变支护系统，要么改变结构的几何形状。对于这些模型来说，重要的输入数据是赋值给岩石和巷道交叉口（见图1）的铅垂应力和水平应力和铅垂应力的比值K。假设三角岔口是对称的，仅对结构的一半建模划分网格，总共7190个单元和11597个节点的八节点的单元。计算机利用1G内存计算
5、了17个小时。交叉口的岩石力学参数如表1所示。载荷通过均匀压力施加在模型内部的自由面。这种从内部施加载荷技术有助于减小模型尺寸和消除边界效应。所有的载荷构成如表2所示，利用线性求解方法求解。初始利用计算机分析计算三维模型在地压条件下的铅垂应力分布。为了了解结构特性，绘制了多个水平和竖直方向的切面上的应力分布等值线图。这些结构将在后面的章节论述。 表 1交叉口模型的岩石力学参数图 1 三角岔口有限元模型的平面布置图和断面图图 3 铅垂应力在距顶板 1.5m 平面上分布图岩石名称 厚度(m) E(GPa) 中粒砂岩 4.0 10.0 0.20细砂岩和泥岩 3.0 6.0 0.25粗砂岩和页岩 2.
6、0 3.0 0.20顶煤 1.0 3.5 0.30煤 3.0 3.5 0.30泥岩 1.0 8.0 0.25粗砂岩 4.0 12.5 0.20中粒砂岩 5.0 1.0 0.20表 2施加在三维模型上的载荷条件载荷构造 (MPa) (MPa) (MPa)1 10.0 0.0 0.02 10.0 10.0 10.03 10.0 10.0 20.04 10.0 20.0 10.03.三岔口煤柱的行为图2 显示了不同载荷条件下煤柱中截面的应力集中程度。在K=K x =Ky =1的原岩应力条件下在拐角的中截面应力集中是一个对称的图形（见图2a）。应力集中区域在交叉口的端面的范围有2.5m宽，等于巷道跨度
7、的一半。最大应力集中程度在载荷条件K y 1 时煤柱极限区域中，大约是1.4倍的原始铅垂应力。当K y1时煤柱中截面铅垂应力图形不再对称；应力在沿垂直于巷道最大水平应力方向尤其明显（见 图2b）。沿端面没有发现拉应力区。最大应力集中区位于靠近煤柱的边缘，沿垂直于巷道最大水平主应力方向延伸。4.三岔口顶板行为顶板上方1.5m水平面上铅垂应力分布如图3所示，它表明铅垂应力从煤柱边缘的0.8 z增加到距煤柱边缘6m内部的1.0 z。巷道上方应力分布线显示的等值线间距为0.2 z。应力分布图显示在三岔图 2 铅垂应力在交叉口中截面的分布图（a）K x = 1, K y = 1；（b）K x = 1,
8、K y = 2.口上方是个半圆形的卸压区。当水平应力与铅垂应力的比值K x或者K y增加时，应力等值线0.2 z向巷道中心移动1.0 z向远处移动，这标志着半圆形卸压区域在高水平应力场中变浅。当K xK y时，如图3b所示，个别巷道应力图形和0.2 z部分在巷道出至于最大水平应力方向消失。在这种情况下，这条巷道顶板边缘下沉将被应力等值线0.4 z控制。但是，应力分布穿过巷道顶板线平行于高水平应力的改变比率是非常显著的。在巷道交叉口顶板的下落高度可疑通过主巷和开切眼跨度中间切面合适的的卸压等值线来估算，分别如图4和图5所示。利用0.4 z等值线描述顶板边缘下沉的理由将在下一章节介绍。图5也表明某
9、个巷道交叉口考虑应力分布的影响半径大约是从交叉口中心开始一个跨度。图6表示交叉口上在各种载荷下的顶板垂直位移。最高下沉出现在交叉口中心，最大值为12mm。同时，巷道在平行于最大水平应力方向表现出更强的顶板下沉比垂直于最大水平应力方向。图7给出了在K x= 1和 Ky= 2条件下巷道的 T型交叉口底鼓行为。底鼓图形除了底鼓数值小于相应的顶板下沉外和顶板下沉图类似，图 4 在主巷中面上铅垂应力分布图图 5 开切眼中面上铅垂应力集中分布图5.三岔口实例在悉尼盆地的南部煤田的一个地下煤矿的一个长壁工作面的下闸门安装了仪器进行了调查研究。现场测量包括工作面开采前后的顶板下沉、底鼓和端面变形。这个研究的全
10、部目标是对比现场测量结果以确认交叉口三维有限元分析结果的合理性。5.1.观测点设置与记录图8详细的描述了调查点的长壁工作面、回采巷道和交叉点分布情况。工作面宽200m、沿双回采巷2000米长，每条巷道5m宽、3m高，从顺曹中心煤柱尺寸为5540m。实际高度在2.4到2.6m之间。实际观测点在24号工作面和35、36开切眼交叉口形成的35、36和9号交叉点。在深度420m测点处测得铅垂应力为10Mpa，最大水平应力平行于回采巷道为25MPa，最小水平应力垂直于下闸门为10Mpa。图9表示岩层刨面分布柱状图和厚度。岩石力学参数和分布情况如表3所示。基于以上信息，一个三维有限元模型被建立和计算分析用
11、来模拟现有条件下的测点。每个测点周围巷道和交叉口的应力和位移被计算出来。有限元计算结果和现场观测结构放在一起。一系列的顶板、端面和底板测量仪器被安装在23号工作面前方的35、36和9号开切眼处。这些研究的目标是确定观测区域的变形图，为围岩控制提供方法。为了确定失效样式变形测量仪器的布置如图8所示。不同位置的顶板下沉量被测量同有限元模型的计算进行对比。就所有情况而言，实测值和预测值的差别非常小。图10表示在工作面通过9好开切眼前后观测点的实测顶板下沉和预测位移值。当长壁工作面接近和穿过9号开切眼到达工作面末端期间持续观测。在这个时期的45天内持续记录读数，但为了简洁，仅仅给出初始和最终读数。可以
12、看出初始读数和最终读数差别非常小。因此可以得出结论：时间对顶板变形的影响非常小。另外，在观测期间，表面观测发现顶板条件良好，没有发现任何的岩层软化和顶班劣化。和9号开切眼23长壁工作面推进穿过前后的变形结果对比，可以看出临近工作面的撤退对下闸门的影响非常图 6 三岔口顶板下沉图大。图 7 当 z=10Mpa 时三岔口底板底鼓图图 8 总体规划图图 9 9 号开切眼和 3 号开切眼岩层分布柱状图图 10 在 9 号开切眼处顶板下沉预计值5.2.端面行为断面的实测（ Terrant，1993）和有限元分析的预测结果如图11所示。结果显示每天变形0.4mm。变形对时间的依赖性不能通过对煤层的有限元结
13、构分析模拟，预测值仅仅是完成松弛（卸压）后的变形，因此比实测值要小。在35和36号开切眼之间的巷道煤柱的一个重要方面是端面的运动。变形观测读数显示软化已经在5m深处出现。这和9好开切眼观察到的行为煤柱从端面线迅速卸压形成对比。5.3.底鼓35号开切眼底板变形观测结果和有限元预测位移值如图12所示。图表明尽管变形从底板下面5m处开始，但主要变形发生在1.0和1.5m到底板之间。因此从图9所示的岩层分布图上可以得知底鼓主要发生在破坏的页岩和层状页岩部分。虽然页岩层被砂岩/页岩包围着，但它内部破坏时能产生向上的底鼓力。9号开切眼底鼓的重要原因是高水平应力和长壁工作面的侧向支承压力。当K（K x或者K
14、 y）1 时相比巷道平行于最小水平应力方向，平行于最大水平应力方向将有较大的底鼓和顶板下沉。这个曾经被本作者在先前的出版物中论证过（Singh et al,1998）6.三路交叉口支护系统的设计准则三岔口的研究结果表明最大铅垂应力出现在在煤层的中截面的煤柱拐角处，随着巷道的宽度和距表面的深度增加。煤柱的卸压区域随着巷道得最大水平应力方向延伸。一个水平锚杆+金属锚网的统一结构对于确保煤柱的完整性是必须的。最小锚固长度建议平局为整体的50% ，间距为1.0m。这种方式应该从煤柱的边缘沿着巷道延伸至巷道跨度的一半。根据个别巷道的条件，煤柱的间距应该被加强。图 11 33 号和 36 号开切眼之间端面
15、位移图图 12 35 号开切眼底鼓实测和预计值图当在设计三岔口顶板优化锚杆支护方式时，四种潜在的失效模式应当被考虑。第一个不稳定的区域可能是T型三岔口的半圆形失效。区域的另一侧平行于半圆基地主巷道的左边。当K xK y时，每条巷道区域的基地将有不同的长度，垂直于最大水平主应力方向较长。尽管顶板岩层的参数对顶板的稳定性有很大的影响，应力等值线0.1 z和0.3 z曾经分别用来定义K x或者K y2三岔口上方顶板失效区域边界（Hematian, 1994; Peng and Okubo, 1978）。但是在南部煤田和猎人山谷现场测点的观测表明顶板失效的高度一般由区域应力决定，特别是水平应力和铅垂应
16、力的比率，空间宽度和上覆岩层的力学参数。有作者之一在猎人谷煤田2号测点的早期观测表明顶板失效高度与区域应力等值先0.3 z非常吻合。因此，为了保守起见，0.4 z被采用作为现在研究顶班实效高度的标准。第二种时效模式归咎于底板层的剪切，当剪切应力超过底板层的摩租强度时发生。最可能发生错动的地方靠近巷道帮部而不是巷道中心。依靠粘聚力和内摩擦系数的全部锚固的长度和底板层位置要求。因此，一个通用的锚固方式不能符合所有条件的设计，正确分析特定场所的方式必须依赖于现场数据。第三种可能的失效模式是沿帮或者交叉点角落劈落。当水平应力比铅垂应力大时很可能发生。通过倾斜顶锚杆锚固到煤柱上可能解决。第四种失效模式由
17、在交叉点出现的地址构造控制。当一个主地质弱面趋于出现在交叉口区域时，顶板的不稳定性受到结构面的剧烈影响。这种情况下，顶板下沉量的预测受到地质构造的倾向、内摩擦角和交叉口尺寸的控制。此时，需要特殊的支护手段确保稳定。三岔口导致附近明显的岩层扰动大致可以分为如图13所示的两个区域。区域I 在交叉口外面，顶班情况同主巷道相同。因此顶板支护基于单独的巷道程序。区域II 在交叉口内，经历了岩层的强载荷，因此需要专门考虑顶板锚固长度和锚固位置。相对于区域I来说锚固长度需要增加 50%，间距减小25% 。必须根据卸压区域的高度计算出锚固承载力。建议在高水平应力场中，巷道应被掘为于高水平应力方向平行，交叉口的
18、支护必须在和其他巷道连通前安装完成。同时建议靠近帮部的顶锚杆倾斜安装，用W钢带平行煤柱边缘安装以维持三岔口的稳定性。7.一般性讨论和结论掘进条件受到依赖于主水平应力的巷道走向，长壁开采侧支撑压力效果 ，目前底板软岩层的强烈影响。现场观测研究显示掘进平行于主水平应力方向最好，顶板剪切破坏最小。对比发现，掘进方向垂直最大水平应力方向会出现相当大的剪切区域，尤其在靠近交叉口处。由于当前的地质结构的应力上增加加剧了剪切破坏。这些情形通过不同地质构造和应力环境下巷道（Hematian, 1994）和交叉口（Singh etal., 1998）的有限元分析得到了论证。，由于多种原因，现场测量和有限元模型计
19、算结果一致有一些差异。原为岩层参数、应力环境、现场地址断层和地质结构的不确定性可能是这些差别的一部分原因。此外，缺乏考虑岩体参数依赖时间和长壁工作面通过时的动态载荷可能是更为欠缺考虑的。本位给出了利用有限元分析三岔口稳定性的成功实例。一般情况下，有限元分析结果和现场观测结构所达到的高度一致性证明了有限元法可以成功的应用与地下结构稳定性分析。本文件包含了有限元方法的应用成功示范了三路交叉口的稳定性分析。在一般情况下，取得了重大协议之间的实地测量和有限元结果证明，有限元方法可以成功地用于地下结构的稳定性分析。三岔口的稳定性研究结果表明三岔口周围的应力和位移图同四岔口（十）基本相同，但是表现出相对较
20、小的不稳定性问题（Hema-tian, 1994; 图 13 三岔口不稳定区域图Chudek, M., Szcepniak, Z., Urbancyk, J., 1983. Forecastingstresses in corners of designed connections of roadways. 8th Plenary Session, International Bureau of Strata Mechanics, Application of Rock Mechanics to Planning and Designs Prior to Mining, Essen, 2224
21、 June. pp. 9121000.Eckoff, P.A., Braverman, T.N., 1996. Development and applica- tion of a refined roadway application model CAL3QHCR. 9th Joint Conference on Applications of Air Pollution Meteorol- ogy, Atlanta, January, vol. 9, pp. 617621.Hematian, J., 1994. Stability of Roadway Intersections. PhD
22、 Thesis, University of Wollongong, June 1994, 269 pp.Peng, S., Okubo, S., 1978. Roof bolting pattern in four-way intersections. West Virginia University, Coal Research Bureau Report no. 150, May, 50 pp.Ruston, R., Lama, R.D., Cutafani, M., 1988. Rock control tech- nology under abnormal conditions. I
23、n: Baafi, E.Y. Ed, 21Century Higher Production Coal Mining Systems, Sympo- sium. pp. 145157.Singh, R.N., Porter, I., Hematian, J., 1998. Stability analysis of four-way intersections of coal mines roadways. International Conference on Geomechanics and Ground Control in Mining and Underground Construc
24、tion, 1417 July, vol. 1, pp. 555570.Taber, J.T., Grenney, W.J., 1995. A multi-media expert system for intersection and roadway access design. 65th Annual Meeting, Institute of Transportation Engineers. pp. 467470.Terrant, G.C., 1993. Remedial Reinforcements for 35 and 36 cut-throughs-Longwall 24 Tailgate. Report to Appin Colliery, Strata Control Technology, Report no. APP0428, unpaginated.Singh et al., 1998）。支护的深度、水平应力和空间的宽度对结构的行为有很大的影响。三岔口周围的影响区域半径大约是巷道宽度。支护系统的设计在影响区域应该被加强，至少是单个巷道的1.3倍。致谢感谢J. Shonhardt博士和P.Turner 先生在论文最后准备阶段给于地帮助。也感谢R.N. Chowdhury 教授校对终稿。参考文献
