千米深井超长工作面采动应力旋转特征及应用.pdf

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SJ20. 0147 千米深井超长工作面采动应力旋转特征及应用 王家臣1,2,王兆会1,2,杨 杰1,2,唐岳松1,2,李冰冰3,孟庆保3 1. 中国矿业大学北京 能源与矿业学院,北京 100083; 2. 放顶煤开采煤炭行业工程研究中心,北京 100083; 3. 中煤新集能源股份有限公司 口孜东矿,安徽 阜阳 236153 摘 要千米深井超长工作面采动应力环境更为复杂,围岩破坏程度和控制难度升高,威胁开采安 全。 为提高该类采场围岩控制效果,采用理论分析、数值模拟和现场实测等综合研究手段,从采动 应力旋转角度分析该现象对围岩稳定性的影响及其应用原则。 结果表明千米深井超长工作面围 岩裂隙发育程度升高,稳定性受到采动应力大小和方向的双重影响,含裂隙围岩存在优势裂隙扩展 角,采动应力旋转造成围岩承载能力降低,采动应力旋转角度愈大,围岩稳定性愈差;采动后, 121304 工作面采动应力发生旋转,旋转轨迹与采动影响程度、工作面推进方向密切相关,距采空区 边界愈近,采动应力旋转速度和旋转角度愈大;煤层和低位岩层最大主应力在平行和垂直于工作面 推进方向的竖直平面内旋转,倾角减小,最小主应力则首先向平行和垂直于工作面推进方向的竖直 平面内旋转,然后在上述平面内与最大主应力同步旋转,倾角增大;岩层位态升高,采动应力旋转角 度先增大后减小,高位岩层采动应力旋转轨迹受 121303 工作面采空区影响,采动应力旋转轨迹向 临近工作面采空区偏转;根据工作面推进方向与采动应力旋转轨迹的关系,提出围岩中存在一组、 多组优势裂隙及裂隙随机分布条件下工作面推进方向确定原则,并分析了采动应力旋转现象对覆 岩“砌体梁”结构稳定性的影响。 关键词千米深井;超长工作面;采动应力旋转;原生裂隙;围岩稳定 中图分类号TD323 文献标志码A 文章编号0253-9993202003-0876-13 收稿日期2020-01-06 修回日期2020-03-07 责任编辑郭晓炜 基金项目国家重点研发计划资助项目2017YFC0603002;国家自然科学基金资助项目51934008,51904304 作者简介王家臣1963,男,黑龙江方正人,教授,博士生导师。 E-mailwangjiachen vip sina com 通讯作者王兆会1987,男,山东泰安人,讲师,博士。 E-mailzhwang1024163 com Mining-induced stress rotation and its application in longwall face with large length in kilometer deep coal mine WANG Jiachen1,2,WANG Zhaohui1,2,YANG Jie1,2,TANG Yuesong1,2,LI Bingbing3,MENG Qingbao3 1. School of Energy and Mining Engineering,China University of Mining and TechnologyBeijing,Beijing 100083,China; 2. Top-coal Caving Mining Re- search Center of Coal Mining Industry,Beijing 100083,China; 3. Kouzidong Mine,Xinji Energy Co. ,Ltd. ,China National Coal Group Corp. ,Fuyang 236153,China AbstractDue to the increase in bury depth and face length,the mining induced stress environment becomes increas- ingly complex. The damage degree and controlling difficulty of surrounding rock grow rapidly in longwall mining. Such changes drastically threaten the mine safety. In order to improve surrounding rock control in such longwall face,the mining induced stress rotation and its influence on surrounding rock stability is investigated with theoretical analysis, numerical simulation and field measurement. The results show that pre-existing fracture shows an increasing trend in 第 3 期王家臣等千米深井超长工作面采动应力旋转特征及应用 rock masses surrounding longwall face with large face length in kilometer deep coal mine. Surrounding rock stability is thus influenced by both the magnitude and orientation of mining induced stress. The pre-existing fracture causes the appearance of optimal propagation angle of the failure fracture. Mining induced stress rotation leads to the decrease in the load-bearing capacity of surrounding rock,whose stability is negatively related to the rotation angle of mining in- duced stress. After mining the 121304 longwall face,stress rotation phenomenon occurs,and rotation trace is closely re- lated to the influence intensity of the mining and face advance direction. With the decrease in the distance from the edge of gob,the rotation angle and rotation speed of mining induced stress increase quickly. The major principal stress of coal seam and lower overburden strata rotates toward horizontal direction in the vertical planes parallel with and per- pendicular to the face advance direction. The minor principal stress first rotates into the referred vertical planes and then rotates consistently with the major principal stress in the vertical planes. At the same time,the minor principal stress rotates toward vertical direction gradually. Rotation angle experienced by mining induced stress increases with the growth in vertical distance from coal seam. In higher overburden strata,the rotation trace of mining induced stress is influenced by the gob remaining after the extraction of the 121303 longwall face,which deviates to the gob. Accord- ing to the relation between face advance direction and the rotation trace of mining induced stress,the determination of face advance direction is proposed for the surrounding rock with one set and many sets of fractures with sta- ble orientation as well as that with random-distributed fractures. Besides,the influence of mining induced stress rotation on the voussoir beam structure of overburden strata is discussed. Key wordskilometer deep coal mine;longwall face with large length;mining-induced stress rotation;pre-existing frac- ture;surrounding rock stability 随着开采强度的提高,我国浅部煤炭资源储量急 剧减少,开采深度逐年增加,特别是东部矿区,多处矿 井开采深度达到千米水平。 与此同时,为提高采出 率,降低遗留煤柱造成的资源损失,工作面长度逐渐 增加,最大工作面长度已达到 450 m。 埋藏深度和工 作面长度增加导致工作面采动应力分布趋于复杂,加 剧了矿压显现程度和控制难度。 为实现深井超长工 作面安全回采,我国学者针对埋藏深度和工作面长度 对采动应力分布和矿压显现特征的影响开展了大量 研究工作。 谢和平院士提出深井开采条件下,岩石力学行为 由线性向非线性转变,围岩破坏形式难以预测,从地 温梯度、围岩变形和弹性能积聚 3 个方面分析了埋深 对围岩稳定性的影响1。 根据矿区初始地应力水 平、采动应力状态和揭露围岩力学属性定义了亚临界 深度、临界深度和超临界深度,表征不同程度的深部 开采及围岩控制难度2-3。 何满潮指出深部开采岩 体的工程力学特点主要表现为高地应力、高地温、高 水压和强扰动,造成采动应力场的复杂性、围岩大变 形和强流变特性、围岩动力响应的突变型、岩体变形 特征的非线性和岩溶突水的瞬时性,使深部矿井向软 岩矿井、高瓦斯矿井、突出矿井、冲击倾向性矿井转 变,加剧了围岩灾变的预测和控制难度4-5。 矿山压 力与岩层控制理论认为,矿山压力显现本质上由采动 应力驱动产生,为指导深部矿井安全、高效开采,埋藏 深度对采动应力分布特征的影响得到广泛研究6-9, 工作面超前支承压力峰值、集中程度和影响范围随着 埋深的增加而增大,支承压力峰值超前煤壁的距离减 小,基本顶断裂形成的岩块长度增加,支架阻力升高。 深部开采的强扰动特征容易引起顶板岩层的动力破 断现象,使工作面围岩处于动静组合加载的复杂应力 环境,引发高静载型、扰动型和冲击型等动力灾害现 象10-11。 随着埋深的增加,围岩中原生裂隙增多,采 动影响下顶板岩层发生裂隙诱导型分区破断现象,并 向周边扩展,引起采动应力动态迁移现象12。 此外, 工作面长度同样对采动应力分布特征具有明显影响, 随着工作面长度的增加,超前支承压力峰值和集中程 度升高,支承压力峰值超前煤壁距离增大,采动影响 范围变化不明显,顶板下沉量和支架载荷则随工作面 长度增加呈升高趋势13-15。 笔者研究发现煤炭地下开采引起采动应力旋转 现象16-18,此处,采动应力实指围岩中的最大和最小 主应力。 工作面围岩由原岩应力过渡至揭露状态,其 中分布的采动应力大小和方向均发生变化。 埋深和 工作面长度对采动应力大小的影响已得到充分研究 并取得许多有益结论,为深井超长工作面围岩控制提 供了良好指导,而采动应力方向的变化及其影响却没 有引起关注。 在深埋特别是千米深井工作面,围岩原 生裂隙发育程度升高,裂隙岩体具有明显的各向异性 力学特征,采动应力旋转现象必然对工作面围岩稳定 778 煤 炭 学 报 2020 年第 45 卷 产生重要影响,因此,笔者以口孜东矿 121304 工作面 为工程背景,重点分析千米深井超长工作面采动应力 旋转特征及其对围岩破坏的驱动效应,并提出采动应 力旋转现象在围岩控制中的应用原则,为该类工作面 安全开采提供借鉴。 1 工程背景 1 1 工作面概况 121304 工作面位于口孜东矿西翼采区,开采 13- 1 煤层,煤层平均厚度 5 18 m,平均倾角 6,埋藏深 度达到 1 000 m,工作面长度 350 m,采用大采高开采 工艺进行厚煤层回收。 工作面直接顶为泥岩和砂质 泥岩复合层,基本顶为细砂岩;直接底为泥岩,基本底 为砂质泥岩。 工作面顶底板综合柱状与平面布置如 图 1 所示,该工作面一侧为 121303 工作面采空区,两 个工作面之间留设宽度 100 m 煤柱。 为得到工作面 初始地应力分布特征,在该采区巷道围岩进行原岩应 力测试,结果表明最大主应力1为垂直应力,大小 为 25 12 MPa;中间主应力2为水平应力,方向北 偏西 35,大小为 21 84 MPa;最小主应力3同样 为水 平 应 力, 方 向 与 中 间 主 应 力 垂 直, 大 小 为 13 28 MPa。 121304 工作面沿南偏西 25方向推进, 由图 1 可知推进方向与初始最小主应力方向之间存 在 30夹角。 图 1 工作面综合柱状和平面布置 Fig 1 Geological column and layout of the longwall face 1 2 深井超长工作面矿压显现特征 1工作面围岩变形破坏特征 埋藏深度增加,121304 工作面揭露围岩裂隙发 育程度升高,回采过程中矿压显现强烈,围岩控制难 度升高。 埋深增加导致采动应力水平急剧升高,煤体 揭露前在高应力环境中经历大范围塑性流动,揭露后 煤壁出现大范围塑性流动破坏现象,煤体破坏块度减 小,破坏范围增大图 2a;随着煤壁片帮范围的 增加,端面顶板悬露范围增大,进一步引发冒顶现象, 液压支架之间可以看到顶板破坏形成的白色岩 块图 2b;片帮冒顶现象造成煤壁对顶板的支撑 能力降低,顶板压力向支架转移,作用于支架上的顶 板压力增加,超过支架额定工作阻力后,引发压架事 故图 2c。 121304 工作面长 350 m,周期来压步 距 12 6 18 0 m,基本顶破断时,长边与短边之比达 到 27 8 19 4,长边断裂线沿倾向发育至工作面全 长用时成倍增加。 覆岩载荷传递具有时效性,断裂线 附近区域基本顶之上的覆岩载荷迅速增加,局部边界 条件改变后,基本顶长边断裂线实际难以由工作面中 部扩展至工作面两端头,断裂线方向在扩展过程中容 易发生改变,导致破断形式趋于复杂。 此外,工作面 长度增加,悬露基本顶中出现大尺度裂隙的概率增 加,基本顶容易发生裂隙诱导型局部破断。 上述基本 顶破断特征导致超长工作面支架阻力存在“中间小、 两端大”的分布特征,有别于常规工作面基本顶“O- X”型破断和“中间大、两端小”的支架阻力分布形式。 878 第 3 期王家臣等千米深井超长工作面采动应力旋转特征及应用 图 2 千米深井超长工作面围岩失稳现象 Fig 2 Instability of surrounding rock in the longwall face 2两巷围岩变形破坏特征 121303 工作面采空区影响下,121304 工作面两 巷矿压显现特征不同。 工作面长度增加,运输巷实 体煤侧受临近采空区影响程度较低,仅巷帮上部破 坏严重,巷帮中下部完整性良好,锚网支护条件下巷 帮以横向变形为主,无块体脱落危险图 2d;由 于裂隙发育程度高,运输巷顶板破碎严重,但破坏块 体在锚网支护条件下无冒顶危险,超前采动影响段, 巷道断面仍满足行人和运输要求图 2e。 回风 巷采空侧受临近采空区影响程度高,巷道破碎严 重,需采用锚网喷联合支护形式保持巷道稳定,超前 采动影响段,围岩发生剧烈大变形现象,巷道收缩严 重,断面难以满足行人需求图 2f。 运输巷、回风 巷顶板多点位移计监测结果如图 2g,h所示深 基点安装在基本顶,浅基点安装在直接顶,运输巷 深、浅基点最大下沉量分别为 39,72 mm,基本顶与直 接顶离层量达到 33 mm;回风巷深、浅基点最大下沉 量分别为 70,123 mm,基本顶与直接顶离层量达到 53 mm。 两巷浅基点下沉量均大于深基点,回风巷顶 板下沉量明显大于运输巷。 上述围岩控制难题由采动应力驱动产生,为提高 千米深井超长工作面围岩控制效果,开展围岩破坏机 理和采动应力分布特征研究势在必行。 2 采动应力驱动围岩破坏机理 由于工程围岩尺度大,国内外学者普遍采用小尺 度岩石试件进行力学实验,反演工作面围岩在不同采 动应力路径下的破坏条件。 千米深井超长工作面围 岩稳定性除受采动应力集中和开挖卸荷现象的影响 外,还受采动应力旋转现象的影响。 当前实验设备难 以实现加载方向旋转控制,因此,本文采用数值实验 研究采动应力驱动下围岩破坏机理。 建立长、宽、高 均为1 m 的数值模型,采用笔者构建的本构模型模拟 岩石破坏特征19。 通过与岩石力学实验结果对比, 最终确定模型参数见表 1,表中 E 和 分别为煤体弹 性模量和泊松比;C 和 为煤体的黏聚力和内摩擦 角;Rt为抗拉强度;m,n,k 为软化参数。 采用表 1 中 力学参数模拟所得恒围压、加轴压应力-应变曲线与 实验结果一致图 3a。 模拟过程中轴向采用位 移控制加载模式,侧向采用应力控制加载模式,首先 978 煤 炭 学 报 2020 年第 45 卷 将模型加载至与室内实验一致的初始条件最大主应 力 30 MPa,最小主应力 10 MPa,然后加载最大主应 力或卸载最小主应力,直至岩石发生破坏。 表 1 岩石物理力学参数 Table 1 Material properties of rock E/ GPa C/ MPa / Rt 软化参数 mnk 50 353010 0030 32656 图 3 最大主应力加载条件下岩石破坏特征 Fig 3 Failure behavior by increasing the major principal stress 2 1 采动应力大小演化驱动围岩破坏 为分析采动应力演化对围岩破坏的驱动效应,采 用轴向加载模拟采动引起的应力集中现象,采用侧向 卸载模拟开挖引起的侧向卸荷现象。 最大主应力轴向加载条件下岩石破坏特征如 图 3 所示初始加载阶段,岩石处于弹性变形阶段,内 部无破坏现象;最大主应力增加至 45 MPa 时达到岩 石初始屈服强度A,岩石表面开始出现微单元破坏 现象,由于破坏单元较少,岩石仍保持整体稳定;最大 主应力增加至 48 MPa 时达到岩石极限强度B,岩 石内破坏微单元数量快速增加,破坏区域由岩石表面 向内部扩展,岩石承载能力开始降低;最大主应力在 C 点跌落至残余强度,破坏微单元在岩石内聚集成 簇,岩石中出现宏观破坏裂隙;残余变形阶段,最大主 应力基本保持稳定,岩石内部因局部应力集中仍存在 微单元破坏现象,但破坏微单元增长速度降低,最终 岩石在 D 点完全破坏。 最小主应力侧向卸载条件下岩石破坏特征如 图 4 所示初始卸载阶段,岩石处于弹性变形状态,内 部无微单元破坏现象,该过程中最大主应力保持不 变;当最小主应力减小至 4 MPa 时A,岩石表面开 始出现微单元破坏现象,承载能力降低,最大主应力 开始减小;最小主应力继续卸载,岩石内破坏微单元 增长速度迅速升高,当最小主应力减小至 3 5 MPa 时B,破坏微单元在岩石内部聚集成簇,岩石中开 始出现宏观破坏裂隙;当最小主应力减小至 C 点时, 岩石中破坏微单元聚集现象更为明显,但破坏微单元 增长速度开始降低,最终岩石在 D 点完全破坏。 图 4 最小主应力卸载条件下岩石破坏特征 Fig 4 Failure behavior by decreasing the minor principal stress 对比图 3,4 可知,加载最大主应力和卸载最小主 应力均会驱动围岩发生破坏,但不同应力路径条件下 围岩破坏特征具有明显差异。 最大主应力加载条件 下,岩石中破坏微单元增长速度较慢;最小主应力卸 载条件下,岩石中破坏微单元增长速度较快,即开挖 卸荷现象比采动应力集中现象更容易导致围岩破坏。 2 2 采动应力方向旋转驱动围岩破坏 为分析采动应力旋转对含裂隙围岩破坏的驱动 效应,采用 Discrete Fracture NetworkDFN技术构建 原生裂隙场,该方法将裂隙形状简化为圆盘,采用随 机分布函数描述裂隙位置、裂隙尺寸、裂隙倾角、裂隙 尺寸等裂隙参数19。 基于 DFN 技术在数值模型微 单元中均增加一条微裂隙,裂隙尺寸、倾角、倾向服从 均匀分布,对岩石力学性质的影响采用式1 控 制20,其中,Rc为含裂隙岩石极限承载能力; 为最 大主应力同微裂隙面之间的夹角;Cf和 f分别为微 裂隙黏聚力和摩擦角。 本次模拟裂隙黏聚力和摩擦 角分别取 2 MPa 和 26,由式1可得含裂隙岩石承 载能力变化特征如图 5 所示夹角 增大,含裂隙岩 石承载能力先降低后升高,存在极小值 Rmin。 含裂隙 088 第 3 期王家臣等千米深井超长工作面采动应力旋转特征及应用 岩石承载能力极小值对应的夹角 m称为优势裂隙 扩展角,当式1确定的强度值小于表 1 中的岩石强 度时,岩石沿裂隙发生破坏。 图 5 含裂隙岩石承载能力 Fig 5 Load-bearing capacity of rock with fractures 模拟过程中首先沿 z 轴将最大主应力加载至 15 MPa 并保持不变,然后控制最大主应力和数值模 型以 y 轴为中心旋转 90,旋转过程中微裂隙角度保 持不变,从而模拟采动应力旋转对含裂隙围岩破坏的 驱动效应。 Rc 2Cf 1 - tan ftan sin 2 1 最大主应力旋转过程中,沿 x 轴和 z 轴方向的应 力变化x,z及微裂隙发育特征如图 6 所示最大 主应力旋转角度增大,其方向逐渐向 x 轴靠近,因此, 沿 z 轴方向的应力分量逐渐减小,沿 x 轴方向的应力 分量逐渐增大,但两者合力始终等于初始最大主应 力15 MPa。 最大主应力发生旋转时,微裂隙方向 不变,因此,每个微单元中的夹角 发生变化。 若 式1确定的微单元强度小于模型承受的最大主应 力,含裂隙微单元破坏,微裂隙发生扩展现象。 随着 最大主应力旋转角度的增加,模型中微裂隙数量不断 增多,即最大主应力旋转过程中,不断有微单元的承 载能力降至 15 MPa。 最大主应力旋转角度达到 90 时,微裂隙已遍布于岩石试件中,岩石完全破坏。 由 图 6 可知,采动应力旋转过程中,若采动应力旋转方 向使最大主应力与裂隙面之间的夹角向优势裂隙扩 展角靠近,则采动应力旋转对含裂隙围岩破坏具有驱 动作用,且采动应力旋转角度越大,围岩稳定性越差。 上述分析结果表明,千米深井超长工作面围岩裂 隙发育程度升高,其稳定性同时受采动应力大小和方 向的影响。 采动应力大小演化特征已得到充分研究, 因此,本文重点分析该类工作面采动应力旋转特征。 受篇幅限制,笔者以口孜东矿 121304 工作面为工程 背景分析千米深井超长工作面采动应力旋转轨迹,埋 深和工作面长度对采动应力旋转轨迹的影响将在后 续研究中开展。 图 6 主应力方向旋转下煤体破坏特征 Fig 6 Failure behavior by rotating the major principal stress 3 深井超长面采动应力旋转特征 3 1 数值模型构建 根据 121304 工作面地质条件建立数值模型如图 7 所示,模型沿 x,y 和 z 轴方向的尺寸为 1 080 m 960 m150 m。 数值模型包含121303 和121304 两个 工作面,工作面长度 350 m,之间留设 100 m 煤柱。 模型初始最大地应力沿 z 轴方向,中间和最小地应力 分别沿 y 和 x 轴方向,初始地应力大小根据实测值施 加。 工作面推进方向与图 1 保持一致,与初始最小地 应力方向呈 30夹角。 数值计算过程中,首先开采 121303 工作面,然后开采 121304 工作面,模型开挖 步距为 1 m。 图 7 121304 工作面数值模型 Fig 7 Numerical model for 121304 longwall face 3 2 模型参数确定 模拟过程中采用笔者建立的本构模型控制煤 188 煤 炭 学 报 2020 年第 45 卷 岩体力学行为19,为确定模型参数,在 121304 工 作面采集煤岩样,加工成标准试件进行力学实验 巴西劈裂实验得到抗拉强度,单轴、三轴抗压实验 得到黏聚力、内摩擦角等强度参数,加载应力-应 变曲线得到弹性模量、泊松比和软化参数。 然后 根据实测煤岩裂隙分布特征,结合 Hoek-Brown 准 则对不同层位岩石参数进行修正21,得到岩体参 数见表 2。 开挖后采用双屈服模型模拟采空区冒 落矸石压实承载特征,模型参数见表 3。 双屈服模 型参数采用试错法确定不断改变模型参数,使模 拟所得采空区矸石应力-应变曲线与 Salamon 模型 预测结果一致16。 表 2 岩体力学参数 Table 2 Mechanical parameters for rock masses 岩石名称 弹性模 量/ GPa 泊松比 黏聚力/ MPa 内摩擦角/ 抗拉强 度/ MPa 软化参数 mnk 细砂岩21 220 1610 00381 290 0010 70750 砂质泥岩17 500 254 90332 010 001 50 65400 泥岩14 690 252 40320 580 0020 56320 煤层2 830 201 25300 150 003 50 40270 表 3 采空区冒落矸石力学参数 Table 3 Mechanical parameters for caving materials in the gob 密度/ kgm -3 体积模 量/ GPa 剪切模 量/ GPa 黏聚力/ MPa 内摩擦角/ 抗拉强 度/ MPa 盖帽参数 a/ MPabc/ MPa 2 0001 20 60300601520 3 3 模型可靠性验证 为验证模型可靠性,在回风巷超前工作面 120 m 处安装 4 台钻孔应力计,实测 121304 工作面临空侧 超前支承压力分布特征,监测结果如图 8 所示支承 压力超前工作面100 m 开始受采动影响,呈现升高趋 势,于工作面前方 10 12 m 达到峰值,煤体达到极限 平衡状态;之后煤体进入采动破坏区,承载能力降低, 支承压力开始减小,在工作面煤壁附近降低至最小 值,约为煤体残余强度。 上述支承压力分布特征表明 121304 工作面超前采动影响范围达到 100 m,工作面 前方煤体破坏区宽度达到 10 12 m。 图 8 支承压力实测结果 Fig 8 Field measurement of abutment stress 临空侧支承压力分布特征的模拟结果如图 9 所 示工作面初始推进阶段,支承压力峰值和超前影响 范围较小,分别为 37 MPa 和 30 m,采空区应力没有 恢复现象,随着推进距离的增加,支承压力峰值和超 前采动影响范围逐渐增大,采空区应力出现恢复现 象。 工作面推进距离达到230 m 时,支承压力峰值和 超前采动影响范围分别达到 58 MPa 和 100 m,采空 区垂直应力恢复至初始值的 78,3 者均不再受工作 面推进距离的影响,此时,工作面采动影响范围与实 测结果一致。 临空侧工作面前方煤体破坏区宽度变化特征的 模拟结果如图 10 所示初始开采阶段,煤体破坏区宽 度较小,约为 8 m,随着工作面开采范围的增加,破坏 区宽度呈现增大的趋势,推进距离达到 160 m 时,煤 体破坏宽度增加至 13 m,不再受开采范围的影响,此 时,煤体破坏区宽度同实测结果一致。 3 4 煤层采动应力旋转特征 采动前,煤层最大主应力与 z 轴平行,最小主应 力与 x 轴平行,采动后,若煤层主应力发生旋转,则最 大、最小主应力与 z 轴,x 轴方向应力分量会出现差 异。 提取工作面前方煤体最大主应力1、最小主 应力3、x 轴方向应力分量x、z 轴方向应力分 量v,进行对比分析。 最大主应力与垂直应力大小差异如图 11a所 288 第 3 期王家臣等千米深井超长工作面采动应力旋转特征及应用 图 9 支承压力分布特征数值计算结果 Fig 9 Numerical modeling of the abutment stress 图 10 超前破坏区宽度变化特征 Fig 10 Variation of the failure region in the coal seam 示,最大主应力旋转轨迹如图 11b所示注赤平 投影图中 0 180 轴线与模型 y 轴平行,90 270轴线与 x 轴平行,工作面由 N60E 向 S60W 方 向推进。 超前工作面很远处O,最大主应力与 垂直应力差异很小,其方向保持初始垂直方向。 超 前工作面距离减小,最大主应力与垂直应力差异增 加,A 点达到峰值,该阶段最大主应力在与工作面推 进方向平行的竖直平面内向采空区旋转。 A 点之 后,最大主应力与垂直应力差异开始降低,B 点达到 极小值,该阶段最大主应力发生反向回旋,与垂直 方向夹角减小。 B 点之后,最大主应力与垂直应力 差异再次增加,C 点达到峰值,该阶段最大主应力在 平行于工作面推进方向的竖直平面内向工作面前 方旋转。 C 点之后,最大主应力与垂直应力差异再 次降低,D 点消失,该阶段最大主应力方向再次向 垂直方向旋转,在 D 点恢复至垂直方向。 D 点之 后,最大主应力与垂直应力差异再次增加,该阶段 最大主应力在平行于工作面推进方向的竖直平面 内向再次采空区旋转。 最大主应力旋转角度在工 作面煤壁处E达到最大值,约为 18。 最小主应力与 x 轴方向水平应力x差异如图 12a所示,最小主应力旋转轨迹如图 12b所示。 超前工作面很远处O,最小主应力与 x差异很小, 图 11 煤层最大主应力方向旋转特征 Fig 11 Major principal stress rotation in coal seam 其方向保持初始 x 轴方向。 超前工作面距离减小,最 小主应力与 x差异缓慢增加,该阶段最小主应力沿 90 270方向缓慢旋转,倾角增大。 E 点之后,最小 主应力与 x差异快速增加,该阶段最小主应力快速 向平行于工作面推进方向的竖直平面内旋转,倾角减 小,B 点减小至0,但与 x 轴夹角增加至21。 B 点之 后,最小主应力与 x差异保持快速增长趋势,F 点达 到极大值,该阶段最小主应力继续向平行于工作面推 388 煤 炭 学 报 2020 年第 45 卷 进方向的竖直平面内旋转,但倾角增加。 F 点之后, 最小主应力与 x快速减小,两者差值同样呈现减小 的趋势,但最小主应力在赤平投影图中仍然保持向平 行于工作面推进方向的竖直平面内旋转的趋势,M 点旋转至该竖直平面内。 M 点之后,最小主应力在 平行于工作面推进方向的竖直平面内向垂直方向旋 转,旋转速度与最大主应力相同。 最小主应力旋转角 度在煤壁处达到最大值,倾角增加至 18,在水平面 内与 x 轴的夹角增加至 30。 图 12 煤层最小主应力方向旋转特征 Fig 12 Minor principal stress rotation in coal seam 赤平投影图中,数据点的密集程度同采动应力旋 转速度成反比,由图 11b,12b可知,超前煤壁距 离减小,采动应力旋转速度增大,这是由于煤体靠近 工作面越近,受到的采动影响程度越强造成的。 最大 主应力在平行于工作面推进方向的竖直平面内向水 平方向旋转,最小主应力首先向平行于工作面推进方 向的竖直平面内旋转,继而在该平面内向垂直方向旋 转,两者倾角变化量在煤壁处达到最大值,均为 18, 最小主应力在水平面内旋转角度等于工作面推进方 向与初始最小地应力方向之间的夹角。 3 5 覆岩采动应力旋转特征 在 121304 工作面覆岩 3 个层位岩层中沿工作面 走