一种双巷布置系统复采扰动下煤柱加固参数的确定方法

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复采扰动下煤柱加固参数的确定方法

背景技术：

煤柱及其支护结构的稳定是影响煤矿安全生产的重要因素，随着开采效率的提高，特长工作面出现，通风、运输、等方面的需求，加之双巷布置系统在其通风方面及缓解采掘接替方面的优势而在大型矿井越来普遍。然而，与传统的沿空掘巷、沿空留巷相比，它们都是在上工作面采空区顶板结构形成稳定的“弧形三角结构”之后，沿着采空区边缘掘进的，煤柱及其巷道仅会受到掘进期间及其服务工作面回采期间的支承应力，煤柱和巷道围岩所受的应力环境相对简单，但是，双巷布置系统中的煤柱及其巷道不仅要经历巷道掘进期间、本工作面回采的扰动影响，同时还会受到下一个工作面回采时产生的复采扰动应力，因此双巷布置系统中的煤柱及巷道稳定控制难度很大。

关于沿空掘巷、沿空留巷、巷道围岩控制方面的研究已经非常丰富，而双巷布置系统中煤柱受掘进、回采和复采扰动下的破坏特征研究相对较少，先前有相关的研究考虑了动压扰动影响下煤柱及其巷道围岩的影响，但是没有对复采扰动对煤柱的动态影响规律做出详细研究，本发明从双巷布置系统煤柱及工作面布置概况，现有煤柱及巷道支护参数强度为基础，构建了反演双巷布置系统复采扰动下煤柱破坏特征的udec模型，对不同支护强度条件下煤柱及其支护效果进行评价，提供了一种双巷布置系统复采扰动下煤柱破坏特征的可视化方法，保证双巷布置系统复采扰动下煤柱的稳定性。

技术实现要素：

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复采扰动下煤柱加固参数的确定方法，通过本方法能够确定双巷布置系统复采扰动下煤柱加固参数，解决了双巷布置系统复采扰动下煤柱失稳诱发巷道大变形的问题，进而提高了矿井采掘接替与生产效率，有利于双巷布置系统的推广与应用。

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复采扰动下煤柱加固参数的确定方法，具体包括以下步骤：

s1、依据矿井双巷布置系统的采掘工程平面图、钻孔柱状图和巷道及工作面作业规程，概述双巷布置系统煤柱及工作面布置概况，并进一步分析现有煤柱及巷道支护参数的强度特征；

s2、反演双巷布置系统复采扰动下煤柱破坏特征的udec模型构建及其模拟计算流程；

s3、确定巷道开挖方式及其支护结构单元模拟方法，校正岩体参数及其全局模型参数；采用“rockbolt”单元真实地实现锚杆的法向受剪和轴向受拉现象,采用内置的“cable”单元模拟锚索，采用内置“liner”单元模拟顶板和两帮钢筋梯子梁；

s4、评价不同支护强度条件下煤柱及其支护效果：通过损伤量来衡量双巷掘进期间、工作面回采期间和复采扰动期间双巷布置系统的煤柱破坏程度，对比不同回采期间，分析支护强度与煤柱损伤量变化幅度关系，进而评价不同支护强度条件下煤柱及其支护效果；

s5、提出双巷布置系统复采扰动下煤柱及其巷道稳定控制原理，确定双巷布置系统复采扰动下煤柱加固参数。

优选地，步骤s2中，依据双巷布置系统煤柱及工作面布置概况，确定udec模型尺寸，并且对模型中双巷布置系统煤柱和巷道的研究对象区域使用udectrigon逻辑进行三角块体离散化划分；在模型底部的边界条件为垂直方向上固定位移，模型两侧面的边界条件为水平方向上固定位移，同时将初始应力和上边界应力施加在模型上。

优选地，步骤s3中，“rockbolt”单元破断是基于用户定义的拉伸破坏应变极限(tfstrain)实现的，“rockbolt”单元失效破断判据：εpl≥tfstrain，其中tfstrain需人为设定；εp1为锚杆任意单元总的拉屈服应变，由udec现有的模块公式(1)检测得到：

如果锚杆任意单元总的拉屈服应变超过人为设定的拉伸破坏应变极限(tfstrain)时，该锚杆构件应力和弯矩会瞬间降低为0，认为锚杆在该处发生了破断；是轴向应变；d是轴向直径；θpl是构件平均转角；l是锚杆长度。

优选地，步骤s3中，rqd广泛应用于岩体变形模量的估算，rqd与em/er之间的关系式(2)为：

em/er＝10^{0.0186rqd-1.91}(2)

式中，em，er分别是岩体和完整岩石的变形模量。

无侧限单轴抗压强度根据em/er的比值(3)确定：

σm/σr＝(em/er)ⁿ(3)

式中，σm，σr分别是岩体和完整岩石的强度，n是系数，一般取值为0.63。

优选地，步骤s3中，校正方法为：首先将实验室获得的岩石参数转换为岩体参数，然后通过数值模拟标定获得用于表示岩体特征的接触面和多边形的力学参数，最后将这些参数代入到全局模型中，进行全局模型参数校正匹配双巷布置系统巷道掘进期间和回采期间的现场变形量，当数值计算结果与现场监测结果吻合较好时，说明udec模型中所用岩体力学参数的合理性。

优选地，步骤s3中，采用材料软化法模拟巷道机械开挖；在这种方法中，开挖区域内单元的杨氏模量在几个阶段内退化为零，以模拟逐渐开挖的效果。

优选地，步骤s4中，为了评价双巷布置系统中不同支护强度条件下煤柱及其支护效果，使用fish函数记录煤柱中的裂缝总长度以及掘进、回采、复采期间应力扰动引起的剪切和拉伸裂缝的长度，根据公式(4)的标准，提出损伤量d衡量煤柱的破坏程度：

式中，ltot是裂缝总长度，lshe是剪切裂缝的总长度，lten是拉伸裂缝的总长度。

本发明的有益效果在于：

本方法构建了反演双巷布置系统复采扰动下煤柱破坏特征的udec模型，并基于损伤程度指标对双巷布置系统不同支护强度条件下煤柱及其支护效果进行了评价，可视化了煤柱参数对复采扰动下煤柱破坏特征的影响程度，填补了目前确定双巷布置系统煤柱加固参数时不考虑巷道开挖方式和支护结构单元的模拟方法且无法可视化反演煤柱破坏特征的空白，通过本方法能够合理确定双巷布置系统复采扰动下煤柱加固参数，保证了双巷布置系统煤柱及巷道的稳定，提高了矿井采掘接替与生产效率，有利于双巷布置系统的推广与应用。

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1为本实施例提供的双巷布置系统煤柱及工作面布置图；

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煤柱及巷道支护参数图；

图4为本实施例提供的反演双巷布置系统复采扰动下煤柱破坏特征的udec模型图；

图5为本实施例提供的反演双巷布置系统复采扰动下煤柱破坏特征的模拟流程图；

图6为本实施例提供双巷布置系统煤柱及巷道支护结构单元的模拟方法原理图；

图7为本实施例提供双巷布置系统巷道煤岩体udec模型试样和实验室试样图；

图8为本实施例提供双巷布置系统巷道煤体udec模型试样的应力-应变曲线和损伤曲线图；

图9为本实施例提供双巷布置系统巷道泥岩、细砂岩和中粒砂岩udec模型试样的应力-应变曲线图；

图10为本实施例提供双巷布置系统掘进期间和回采期间巷道变形量数值模拟结果匹配巷道现场变形图；

图11为本实施例提供双巷布置系统不同支护强度条件下煤柱复采扰动损伤变化规律图；

图12为本实施例提供双巷布置系统煤柱加固参数条件下煤柱裂隙及巷道变形破坏特征图；

图13为本实施例提供双巷布置系统煤柱加固参数图；

图14为本实施例提供双巷布置系统煤柱加固参数复采扰动巷道变形量现场监测结果图；

图15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。

本实施例的工程背景：某矿现主采煤层为3号煤层，煤层厚度6.0m，平均覆岩深度600m，采用顺序单翼开采的方式，为缓解采掘接替紧张的问题，西翼1采区内工作面均采用双巷布置的方式，w1308进风巷和w1309回风巷采用双巷布置系统的方式沿煤层顶板掘进，煤柱宽度为7m，w1308进风巷和w1309回风巷的巷道断面尺寸均为宽度5.0m，高度4.0m，西翼1采区正在回采和等待布置有w1308、w1309和w1310三个工作面，其中w1308工作面宽度为180m，长度1600m，双巷布置系统煤柱工作面布置关系如图1所示，双巷布置系统工作面顶板由细砂岩、泥岩和中粒砂岩组成，底板由泥岩、细砂岩和中粒砂岩组成，综合钻孔柱状图如图2所示；

参见图1-图15,本实施例提供的一种双巷布置系统复采扰动下煤柱加固参数的确定方法，具体包括以下步骤：

1)双巷布置系统煤柱及工作面布置概况、煤柱及巷道支护参数强度分析

双巷布置系统煤柱宽度为7米，双巷布置系统巷道顶板采用直径为22毫米，长度为2400毫米的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距为900毫米×800毫米，每排6根锚杆，顶板补强锚索采用直径为17.8毫米，长度为6300毫米的矿用锚索。两帮采用直径为22毫米，长度为2200毫米的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距为800毫米×800毫米，每排4根锚杆。现有煤柱及巷道支护参数强度属于常规支护强度，对煤柱没有进行加固支护的处理；双巷布置系统煤柱及巷道支护参数图参见图3。

2)udec模型构建及其模拟计算流程

为了反演双巷布置系统复采扰动下煤柱破坏特征，构建了相应的udec模型，依据双巷布置系统煤柱及工作面布置概况，确定了模型宽度为180米，高度为70米，并且对模型中的双巷布置系统煤柱和巷道等研究对象区域使用udectrigon逻辑进行三角块体离散化划分，构建的udec模型如图4所示。在模型底部的边界条件为垂直方向上固定位移，模型两侧面的边界条件为水平方向上固定位移，同时在模型上边界施加15.0mpa的垂直应力来模拟上覆岩层的压力，udec模型构建及模拟计算流程如图5所示。

3)巷道开挖方式及其支护结构单元模拟方法确定，岩体参数及其全局模型参数校正

(1)巷道开挖方式的模拟方法确定

巷道在现场开挖中是通过掘进机逐步连续开挖的，巷道边界产生的是静应力路径，为了模拟这种更加真实的开挖效果，采用材料软化法模拟巷道机械开挖。在这种方法中，开挖区域的单元的杨氏模量在几个阶段内退化为零，以模拟逐渐开挖的效果。这种方法将瞬态对材料失效的影响降至最低，提供了更静态的解决方案。

(2)煤柱及巷道支护结构单元模拟方法确定

在udec模型中，单个“rockbolt”单元由两个结构节点和一个结构构件组成，结构构件是弹、塑性材料，如图6所示，在拉压中屈服，能抵抗弯矩。“rockbolt”单元可以较真实地实现锚杆的法向受剪和轴向受拉现象。构件可以在节点处断开分离，“rockbolt”单元破断是基于用户定义的拉伸破坏应变极限(tfstrain)实现的，“rockbolt”单元失效破断判据：εpl≥tfstrain，其中tfstrain需人为设定；εp1为锚杆任意单元总的拉屈服应变，由udec现有的模块公式(3)检测得到：

如果锚杆任意单元总的拉屈服应变超过人为设定的拉伸破坏应变极限(tfstrain)时，该锚杆构件应力和弯矩会瞬间降低为0，可以认为锚杆在该处发生了破断。采用内置的“cable”单元模拟锚索，采用内置“liner”单元模拟顶板和两帮钢筋梯子梁。

(3)岩体参数及全局模型参数校正

从实验室获得的岩石参数应转换为岩体参数；rqd广泛应用于岩体变形模量的估算，rqd与em/er之间的关系式为：

em/er＝10^{0.0186rqd-1.91}

式中，em，er分别是岩体和完整岩石的变形模量；无侧限单轴抗压强度根据em/er的比值确定：

σm/σr＝(em/er)ⁿ

式中，σm，σr分别是岩体和完整岩石的强度，n是系数，取值为0.63。

以上这些岩体参数不能直接应用于模型中，需要通过数值模拟标定来获得用于表示岩体特征的接触面和多边形的力学参数，因此建立了宽度为1m高度为2m的无侧限单轴抗压强度udec模型试样，煤岩体udec模型试样和实验室试样如图7所示，块体和接触面的输入参数采用试错法进行校准以匹配岩体特性。煤体试块的应力-应变曲线以及损伤量校正结果如图8所示，泥岩、细砂岩和中粒砂岩的应力应变曲线校正结果如图9所示。

图10显示了数值模拟结果与现场监测变形量结果图，对比分析了双巷掘进期间和工作面回采期间巷道的变形量现场实测值与数值模拟监测值的变化量，基于此，进行全局模型参数校正。结果表明：udec模型现了双巷掘进期间及工作面回采后巷道的两帮和顶底板的变形特征，同时数值模拟还再现了煤柱的破坏特征。双巷掘进后的w1309回风巷的两帮移近量的最大值为200mm左右，顶底板移近量的最大值为180mm左右，工作面回采完毕后，w1309回风巷的两帮移近量的最大值增大到650mm左右，顶底板移近量的最大值增大到530mm左右，数值计算结果与现场监测结果吻合较好，验证了ude模型中所用岩体力学参数的合理性。

4)不同支护强度条件下煤柱及其支护效果评价

为了评价双巷布置系统中不同支护强度条件下煤柱及其支护效果，使用fish函数记录了煤柱中的裂缝总长度以及掘进、回采、复采期间应力扰动引起的剪切和拉伸裂缝的长度，根据公式(4)的标准，提出了损伤量d衡量煤柱的破坏程度：

式中，ltot是裂缝总长度，lshe是剪切裂缝的总长度，lten是拉伸裂缝的总长度。

不同支护强度条件下双巷掘进期间、一次工作面回采期间、复采扰动期间煤柱内损伤量的变化如图11所示。

(1)在常规支护强度条件下，双巷掘进期间，煤柱内损伤量从0缓慢增加到20％左右。在一次工作面回采期间，当距离工作面迎头位置较远时，煤柱内的损伤量与掘进期间相比变化不大，而当完全经历一次工作面回采的影响时，煤柱的损伤在原支护条件下增大到了55％。在复采扰动期间，煤柱内损伤量从55％增加到了90％左右，煤柱几乎处于完全破坏状态。

(2)在煤柱加固参数的支护强度条件下，双巷掘进期间，煤柱内的损伤程度与常规支护强度条件下相比变化不明显；在一侧工作面回采期间，随着经历采动影响的程度逐渐加大，煤柱内的损伤量也逐渐增大，与常规支护强度条件下相比，一次工作面回采期间采动影响最严重阶段煤柱内的损伤量降低了15％左右。在复采扰动期间，与常规支护强度条件下相比，煤柱内的损伤量显著降低，降低量甚至达到了27％左右，此时煤柱内损伤量为63％左右，煤柱处于塑性承载状态，仍然具备隔离承载特性。

5)双巷布置系统复采扰动下煤柱及其巷道稳定控制原理

如图12所示，煤柱加固后与常规支护强度对煤柱损伤程度的控制具有显著区别，尤其在复采扰动阶段煤柱的损伤程度比常规支护强度降低明显，这其内在机理主要是煤柱加固后双巷掘进期间，支护体能够有效的限制煤柱内部初始裂隙在动载扰动下的再次扩张延伸发展。在复采扰动期间，煤柱内部的裂隙出现不同程度的滑移、拉伸、剪切现象，但是由于高预紧力高强度高刚度锚杆和对拉锚索提高了煤柱整体塑性承载能力，煤柱内部并没有发生裂隙的大规模贯通进而导致煤柱破坏失效，证明了双巷布置系统煤柱及巷道的初期支护强度的重要性。因此，保证煤柱的一次稳定性是限制双巷布置系统复采扰动下煤柱的损伤破坏的关键控制原理。

6)双巷布置系统复采扰动下煤柱加固参数确定及现场应用

双巷布置系统复采扰动下煤柱加固参数主要在以下两个方面：

(1)高预紧力高强度高刚度锚杆和对拉锚索提高煤柱整体的塑性承载能力；

(2)钢筋梯子梁和钢筋网片等强力的护表支护构件限制煤柱表面及内部裂隙的扩展。

应用效果分析：

双巷布置系统复采扰动下煤柱加固参数图如图13所示，图14显示了w1310回风巷在双巷掘进期间、一侧工作面回采期间、复采扰动期间巷道变形量特征。监测结果显示：

(1)双巷掘进期间，w1310回风巷的顶底板收敛量最大值为180mm，两帮收敛量最大值约为200mm。

(2)一次工作面回采期间，w1310回风巷的顶底板收敛量最大值约为420mm，两帮收敛量最大值约为500mm。

(3)复采扰动期间，w1310回风巷的顶底板收敛量最大值约为620mm，两帮收敛量最大值约为730mm。

结果表明，w1310回风巷的变形量得到了有效的控制，验证了煤柱加固参数的合理性。

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。