巨厚煤层大断面临空煤巷综放矿压规律模拟研究

贾 彪

(宁夏大学土木与水利工程学院，宁夏银川750021)

随着信息技术的发展，煤矿事故在社会上引发的效应越发扩大，而事实上，由于煤体赋存环境的复杂性，巷道冒顶事故等并未得到根本控制，根据《中国煤炭工业年鉴》，2000～2008年平均每年约1920人在顶板事故中丧生，占总死亡人数的40%，并有进一步上升的趋势[1－9]。

众所周知，巷道支护的最终目的为有效抵抗煤层回采过程中显现的矿山压力，包括围岩变形满足生产要求、作用在支护构件上的应力小于其承受能力等，而在此过程中，弄清各种开采条件下的矿压分布规律，对指导巷道的支护设计具有十分重要的意义，为此，许多学者也做的相应的研究[10-13]，但现有的研究多集中于薄煤层或巷道断面较小的沿空巷道，对巨厚煤层大断面临空煤巷综采放顶煤开采的矿压规律研究的较少，本文以山西塔山矿3#～5#层5203为研究对象，采用岩土工程专用数值模拟软件FLAC3D[14-18]研究其回采过程中的矿压分布规律，为巨厚煤层综放开采大断面临空煤巷的支护设计提供参考，为其他类似工程提供借鉴。

1 工程概况及模拟设计

1.1 工程概况

5203巷道断面为矩形，宽高尺寸为5.5m×3.9m，断面面积达 21.5m2，是典型的大断面煤巷[9]，其所在 3#～5#煤层厚 13.6 ～18.4m，平均 16.0m，属于巨厚煤层，平均埋藏深度为400m，单轴抗压强度为27.5M～37.6MPa;直接顶厚度为2.57～6.43m，岩性为黄白、灰白、灰绿色岩浆岩、灰黑色炭质泥岩、深灰色泥岩、黑色硅化煤交替赋存，赋存不稳定，厚度不均匀，氏系数为5.7～6.2之间;老顶为深灰色粉砂岩、灰、灰白色细砂岩与含砾粗砂岩，厚度为11.8 ～39.55m，平均为 22.93m;直接底为灰褐色、浅灰色高岭质泥岩，含有炭化体及煤屑，局部为深灰色砂质泥岩，厚度为1.50～9.18m，平均厚度为4.87m，普氏系数 4.9 ～6.8;老底为灰白、浅灰色细砂岩、中粒砂岩、粗砂岩、含砾粗砂岩，成分以石英、长石为主，坚硬，厚度为4.22～11.69m，平均厚度5.12m。

5203巷为8203面的轨道巷，该面西侧为未开采的8205工作面，东侧为回采结束的8201工作面采空区，5203巷所在煤柱宽38m，其平面位置如图1所示，煤层采用综合机械化放顶煤开采，采高5m，剩余的一次全部放顶。

图1 5203巷平面布置

1.2 模拟设计

以5105巷底板中心为坐标原点，垂直巷道轴向的水平方向为X方向、巷道轴向为Y方向、高度方向为Z方向建立数值计算模型坐标系。模型X方向坐标原点左右各取100m，正Z方向取100m，负Z方向取80m，因要模拟实际的回采过程，沿巷道轴向(Y方向)取240m，模型共58825个单元，66855个节点，为尽可能准确地考察巷道围岩变形和受力情况，模型中巷道附近单元格较密，远离巷道处单元划分较疏。

采用摩尔库伦准则进行计算，通过现场取芯后的室内试验获得各岩层的物理力学参数，见表1，在模型的底面加滑动支座以约束垂直自由度，在平行巷道走向的两侧施加滑动支座，只约束Y方向的自由度而释放X、Z方向上的自由度，垂直于巷道走向的两侧施加X方向的约束，以模拟岩体的沉降。模型上部施加垂直载荷模拟上覆岩层的重量。

表1 围岩力学参数测试结果

计算过程为:①一次性开挖x=40.75～100m内煤层，计算至平衡，模拟采空区;②开挖5203巷，应力释放50步后，添加锚杆、锚索、钢带等支护构件，计算至平衡;③在实际回采宽度范围内，沿回采方向一次开挖y=200～250m内煤层，删除支护构件，计算至平衡，模拟工作面后方的塌落区;④从y=200m沿y轴负方向开始回采，每次回采6m，计算平衡后记录y=50m断面的表面位移和相应支护构件尾部受力，共回采24次，148米，最终回采完成时模型如图2所示;⑤运用EXCEL等其他软件对数据进行分析处理。

2 模拟结果分析

计算过程中，监测巷道表面位移，锚杆、锚索轴力，围岩应力等矿压显现规律，锚杆监测编号如图3所示，左帮为正在开采的实体煤层，右帮为临采空区的煤柱。

图2 回采结束模型

图3 监测锚杆编号

2.1 围岩位移分布规律

巷道回采过程中，围岩表面位移变化规律如图4所示。

图4 围岩表面位移变化规律

由图4可知，巷道回采过程中，围岩表面位移的变化可以分为三个阶段。

1)无影响:当围岩距回采工作面的距离超过120m后，采动引起的超前支承压力在锚网和岩体共同组成的承载结构的承受范围之内，采动压力对围岩的变形基本没有影响。

2)微影响:该阶段主要表现在围岩距工作面距离小于120m、大于50m时，随着工作面的不断推进，围岩表面位移增加的幅度逐渐增加，整个阶段两帮和顶底板位移量分别为66.7mm和54.0mm。

3)强影响:当距工作面50m以内时，在巨大超前支承压力的作用下，围岩裂隙发育，碎胀破坏迅速发生，围岩位移呈2次函数增加，该阶段两帮收敛和顶底板移近量的量值分别为367mm和266mm，占总位移的84.6%和83.1%，因此，应该重视该段范围内巷道的补强支护。

2.2 支护构件受力分析

回采过程中，锚杆、锚索轴力变化规律如图5和图6所示。

图5 锚杆轴力变化规律

图6 锚索轴力变化规律

由图5和图6可知如下方面。

1)采动对锚杆、锚索轴力的影响与表面位移类似，同样可以分为无影响、微影响和强影响三个阶段。

2)随着工作面的临近，锚杆、锚索轴力逐渐增加，且增加幅度逐渐增大，但当工作面距离小于14m后，上述轴力迅速降低，究其原因，主要是由于超前支承压力的影响使煤体裂隙发育，围岩破碎，进而使得锚杆锚索锚固力的迅速降低。

3)无采动影响时，顶板中部锚杆(3#)受力最大，为81.2kN，随着工作面的推进，锚杆轴力迅速增加，顶板锚杆最大峰值强度仍未3#锚杆，225.7kN，但与无采动时相比，1#～3#锚杆采动前后最大轴力比分别为 2.5、3.1 和2.9，可见，采动对临空侧顶板锚杆的影响较大，两帮4#和5#锚杆上述比值分别为3.5和3.8，较顶板的大，可见与顶板相比，采动对两帮的影响较大。

4)由于5203巷为矩形巷道，顶板中部变形最大，故无采动影响时锚索中部受力最大，为119.7kN，采动影响后，锚索受力迅速增大，6#～8#锚索最大峰值为采动前的2.8倍、2.7倍和2.9倍，采动对锚索的影响较为均匀，主要原因是由于锚索长度较大，抵抗采动变形的延性大，在不利力学环境中自身调节能力较强。

2.3 围岩应力分布规律

回采后，沿巷道中部水平面做剖面，其竖向应力分布如图7所示。

图7 采场应力分布规律

由图7可知如下内容。

1)随距工作面距离的减小，煤体内部应力先增加后减小，与锚杆、锚索等支护构件轴力的应力分布规律相似。

2)巷道开挖后，围岩竖向应力迅速增加，现有支护能有效的抵抗应力重分布形成的集中应力，使得切面周围应力并没有因围岩的破坏而降低，沿巷道径向方向，应力逐渐降低，最大集中应力为17MPa，约为原岩应力的1.89倍;而在煤柱内部，受到相邻工作面采矿区的影响，采空区测煤柱发生破坏，应力降低，使煤柱内部竖向应力呈现两个峰值。

3)煤层回采后，强大的超前支承压力使煤体被压碎，应力得到释放，最大超前支承压力出现在距工作面10m的位置，为22.6MPa，而在煤柱内部，沿煤柱走向则出现多个驼峰应力，最大值为28MPa，为工作面峰值超前支承压力的1.24倍。

3 结论

1)采动对围岩表面位移、锚杆锚索轴力以及煤体内部围岩应力的影响可以分为无影响、微影响和强影响三个阶段，距工作面的距离分别为:大于120m、120～50m和小于50m，支护设计时应该重视对工作面前50m范围内巷道的补强支护。

2)随着工作面的临近，锚杆、锚索轴力逐渐增加，且增加幅度逐渐增大，但当距工作面距离小于14m后，上述轴力迅速降低，且采动对煤柱侧锚杆的影响较实体煤侧大，而对锚索的影响较为均匀。

3)巷道开挖后，现有支护能有效的抵抗应力重分布形成的集中应力，使得巷道周围应力并没有因围岩的破坏而降低，最大集中应力为17MPa，约为原岩应力的1.89倍;煤层回采后，强大的超前支承压力使煤体被压碎，应力得到释放，使得煤柱或煤体内出现多个应力峰值。

[1]国家煤矿安全监察局.中国煤炭工业年鉴(2000)[M].北京:中国统计出版社，2001.

[2]国家煤矿安全监察局.中国煤炭工业年鉴(2001)[M].北京:中国统计出版社，2002.

[3]国家煤矿安全监察局.中国煤炭工业年鉴(2002)[M].北京:中国统计出版社，2003.

[4]国家煤矿安全监察局.中国煤炭工业年鉴(2003)[M].北京:中国统计出版社，2004.

[5]国家煤矿安全监察局.中国煤炭工业年鉴(2004)[M].北京:中国统计出版社，2005.

[6]国家煤矿安全监察局.中国煤炭工业年鉴(2005)[M].北京:中国统计出版社，2006.

[7]国家煤矿安全监察局.中国煤炭工业年鉴(2006)[M].北京:中国统计出版社，2007.

[8]国家煤矿安全监察局.中国煤炭工业年鉴(2007)[M].北京:中国统计出版社，2008.

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