近距离采空区下大断面巷道顶板稳定分析

孙梦迪, 刘增辉, 王帅帅, 黄凯

(安徽理工大学矿业工程学院， 淮南 232000)

近距离采空区下巷道顶板受上覆煤层开采和巷道掘进两次采掘扰动，这两次扰动不仅会改变采空区下煤岩体的应力分布情况，还会对煤层底板产生塑性破坏，直接影响到下覆巷道顶板的安全，特别是断面大而且采用一次成巷施工工艺的巷道。而顶板是否安全直接影响着煤炭资源能否安全高效开采[1-2]。

目前，中外学者针对采空区下巷道顶板安全的问题开展了大量研究。在失稳机理研究方面，郝登云等[3]运用多种研究方法提出了近距离采空区下特厚煤层回采巷道顶板失稳机理；汪北方等[4]利用理论分析与相似实验的方法对采空区下煤层顶板破断失稳规律进行研究。在研究采空区对下部岩体扰动规律方面，刘增辉等[5]、张向阳等[6]利用数值模拟和理论计算的方法研究了采空区对下部岩体应力扰动特征，总结了采空区下巷道掘进与回采对卸压范围内岩体的扰动规律。在研究回采巷道顶板稳定方面，冯国瑞等[7]、董宇等[8]利用数值模拟和现场实测的方法提出近距离采空区下回采巷道顶板变形机理；王震等[9]通过数值模拟和现场试验的方法，对极近距离采空区下回采巷道顶板应力及位移变化特征进行了研究，并提出了合理的支护方案。

回采巷道一次成巷具有施工速度快、节约成本的优势，但是巷道跨度和截面面积大，对顶板的稳定性要求高。目前，前人研究多集中在采空区下一次成巷其支护技术[10-11]，而关于煤层开采与巷道掘进对顶板的稳定性影响的研究较少。为此，以任楼煤矿Ⅱ8224切眼巷道为工程背景，利用理论分析、数值模拟和现场实测的方法对采空区卸荷影响深度及大断面巷道一次成巷对顶板的应力分布规律进行研究。

1 工程概况

Ⅱ8224切眼巷道位于平均埋深为520 m的82煤层内，82煤层平均厚度为2.2 m，煤层上方73煤层采空区高2.3 m，与82煤层的平均距离为11.2 m，距离较近。切眼巷道高3.6 m，宽7.6 m，断面面积为27.36 m2，断面相对较大，且采用一次成巷施工工艺。Ⅱ8224切眼巷道与上方73煤层采空区的空间位置关系如图1所示。

图1 工程地质图Fig.1 Engineering geological map

2 煤层开采卸荷扰动破坏深度分析

2.1 煤层底板塑性破坏深度理论分析

在煤层开采过程中，支承压力会通过实体煤向煤层底板传递，当底板承受的压力大于岩层底板所能承受的临界值后，会产生塑性变形，形成底板塑性区；当支承应力的大小达到使岩体发生完全破坏的极限载荷后，底板处于塑性区的岩体将会连成一片，塑性区范围内的岩体向采空区移动，形成1个连续的滑移面，这时煤层的采动效应对底板岩体的影响最大。此时可以把煤层底板的破坏区分为：Ⅰ主动极限区、Ⅱ过渡区、Ⅲ被动极限区[12]。底板屈服破坏深度计算模型如图2所示。

Ⅰ为主动极限区；Ⅱ为过渡区；Ⅲ为被动极限区；α为底板任意破坏点与煤壁连线和底板最大破坏点与煤壁联线的夹角；x0为塑性区宽 度；h为塑性破坏深度图2 煤层底板塑性破坏计算模型Fig.2 Calculation model of coal seam floor failure

依据滑移线场理论可得出采空区卸荷后底板破坏深度h的表达式为

(1)

依据极限平衡理论计算煤壁塑性区宽度x0，计算公式为

(2)

(3)

式中：m为采高，m；K为应力集中系数，2.5；ρ为采场上覆岩层的平均密度，kg/m3；C为煤体的黏聚力，Pa；f为煤层与顶底板接触面的摩擦系数；ξ为三轴应力系数；φf为底板岩层的内摩擦角；φ为煤体的内摩擦角；H为煤层埋深，m；g为重力加速度，m/s2。

(4)

依据任楼煤矿Ⅱ8224切眼巷道工程地质报告，73煤层平均采高为2.3 m，平均埋深507.3 m，上覆岩层的平均密度ρ=2.2 t/m3；煤体与煤层顶底板接触摩擦系数f取值为0.14，依据表1中的数据将73煤层及底板相关参数代入式(4)中，计算得出73煤层的底板最大塑性破坏深度为5.34 m。

表1 各岩层的物理参数Table 1 Mechanical parameters of rock stratums

2.2 煤层底板塑性破坏深度数值模拟分析

运用FLAC3D建立三维模型对采空区卸荷扰动破坏进行模拟计算，依据任楼煤矿Ⅱ8224切眼巷道工程地质报告，82煤层底板及上方部分岩层的物理参数如表1所示。依据表1中岩层物理性质，对各层岩石进行赋参，如图3所示。模型尺寸大小取x×y×z=107.6 m×100 m×46.4 m。对模型前后、左右和底部设为固定边界，采取零位移边界条件处理，模型上部为自由边界。

计算模型采用Mohr-Coulomb强度屈服准则，在模型的顶部垂直方向上施加大小等于模型上部地层自重的载荷，10 MPa。为消除边界效应煤层与巷道沿y轴方向进行开挖，煤层开采边界与模型边界的距离为30 m，为增加计算结果的准确性，将巷道上方的网格进行加密处理。计算至各个单元初始应力平衡后，在不影响计算结果的情况下，对73煤层进行开采。每20 m设置为一个开采步距，每个步距开挖后再次计算至应力平衡，依次计算。模型塑性屈服破坏计算结果如图4所示，可以看出，73煤层开采后对底板的塑性破坏深度为5.3 m。

图3 几何模型图Fig.3 Geometric model

None为无；shear为剪切破坏；tension为拉伸破坏；n为现在；p为过去图4 塑性特征分布Fig.4 Plastic zone distribution

2.3 RQD法对底板塑性破坏深度分析

在Ⅱ8224切眼巷道与采空区之间的岩层取岩芯，在取芯过程中使试样原有的结构和状态尽可能不受破坏，利用RQD(rock quality designation)法对岩石质量进行评价。选用坚固完整的，其长度大于或等于10 cm[15]的岩芯总长度与钻孔长度之比，即RQD，可按式(5)计算。

(5)

式(5)中：l为单节岩芯大于或等于10 cm的长度，m；L为同一岩层中钻孔长度，m。

Ⅱ 8224切眼直接顶粉砂岩区岩芯总长度为2.55 m，老顶细砂岩取岩芯总长度为6.6 m，泥岩的取芯长度为2.2 m。单节大于或等于10 cm的岩芯、岩层的RQD值及岩层工程分级结果，如表2所示。

从表2中的分级结果可知，粉砂岩工程分级为中等的Ш级岩体，73煤底板泥岩在工程上被分为极差的Ⅴ级岩体，靠近73煤层采空区的部分细砂岩也被分为极差的Ⅴ级岩体。由于采空区对底板的卸荷扰动破坏，使细砂岩在同一个工程条件下，上、下两部分在工程分级结果上有所差别。采空区下被分为Ⅴ级的岩体深度为5.2 m，所以73煤开采后，采空区底板受卸荷扰动塑性破坏深度为5.2 m。

表2 顶板岩层工程分级结果Table 2 Results of rock grade evaluation

3 巷道开挖对顶板的扰动分析

3.1 巷道开挖对顶板垂直应力的影响

利用FLAC3D数值模拟软件对巷道顶板所受应力变化规律进行分析。当73煤开采计算至应力平衡后，在巷道开采方向的中间点取剖面，垂直应力计算结果的分布云图如图5(a)所示，依据计算结果对巷道顶板内的垂直应力进行分析。切眼巷道开挖后，垂直应力计算结果如图5(b)所示。

在巷道中点设置监测点并提取监测点的计算结果，为直观地表示出切眼巷道上方岩层内的垂直应力与切眼距离两者之间的关系变化，如图6所示。

从图6中可以看出，73煤开采后，采空区下巷道顶板内的垂直应力与切眼的距离越大，应力越小；切眼开挖后顶板内岩石受到的垂直应力与顶板的距离呈“^”字形关系，先增加后减小。0～6 m为应力升高区，6～11 m为应力降低区。在第6 m处应力值最大，为1.05 MPa。切眼巷道开挖后，巷道受到的垂直应力小于开挖前。

图5 垂直应力分布云图Fig.5 Vertical stress distribution graph

图6 顶板内垂直应力分布Fig.6 Vertical stress distribution of roadway’s roof

3.2 巷道开挖对顶板水平应力的影响

在计算模型的中间点取x-x剖面，对模型中的水平应力计算结果进行分析。模型水平应力计算结果如图7所示。

从图7中可以看出，采空区下巷道顶板既有压应力又有拉应力，切眼巷道开挖虽然改变了顶板中水平应力的大小，但应力的拉、压状态没有改变。

提取巷道中心线上顶板内的水平应力并绘制折线图，如图8所示。可以看出，切眼巷道没有开挖时，巷道顶板0～3 m范围水平应力波动较大，切眼巷道的开挖几乎不影响3～11 m范围的顶板所受应力。0～5.5 m范围的巷道顶板一直处于受压状态，5.5～11 m范围顶板一直处于受拉状态，巷道顶板的应力状态不受巷道开挖的影响。

图7 水平应力分布云图Fig.7 Horizontal stress distribution graph

图8 顶板内水平应力分布Fig.8 Horizontal stress distribution of roadway’s roof

3.3 巷道顶板下沉量实测

在巷道中点后60 m、巷道中点前60 m和巷道中点设置3个巷道监测断面，对巷道顶板下沉速度进行监测，得出顶板下沉速度随时间的变化关系如图9所示。

从图9中可以看出，巷道顶板的最大下沉速度为15 mm/d，下沉速度较小。巷道顶板的下沉速度在第14天降为0，停止收敛。3个断面中顶板最大下沉量为97 mm，平均下沉量为90.3 mm。与其他回采巷道相比，下沉时间和下沉量相对较小。

图9 巷道顶板下沉速度Fig.9 Convergence rate of roof and floor

3.4 顶板离层变化

采用多点位移计对顶板离层情况进行监测，将多点位移计布设在巷道中心线上。监测4个基点，分别为切眼巷道顶板内1、3.5、6.5、8 m处。顶板离层监测结果如图10所示。

从图10中可以看出，1、3.5、6.5 m这3个基点测得的数据没有发生变化，巷道上方0～6.5 m的岩层没有发生离层，而顶板深处8 m的基点监测数据发生变化，与下方岩层的相对位移量为2 mm，离层量不同步。所以是8 m处的岩层向采空区内隆起而形成离层。

图10 顶板离层量Fig.10 Separation amount of roof

4 结论

(1)上覆煤层底板塑性破坏范围的结合理论计算结果、数值模拟计算结果和RQD法分析结果三者一致，可得出采空区卸荷对底板扰动的塑性破坏深度为5.2 m。

(2)采空区下巷道开挖，主要影响巷道顶板垂直应力的变化。巷道开挖后，顶板的垂直应力小于开挖前。

(3)巷道顶板受上方采空区卸荷影响，下沉速度、下沉时间和下沉量都比较小，且卸荷扰动破坏范围内的岩层会向采空区内隆起而形成离层。