巷硐式短壁開采巷道穩定性的數值模擬分析

呂兆恒，王 東

（山西大同大學煤炭工程學院，山西大同037003）

巷硐式短壁開采巷道穩定性的數值模擬分析

呂兆恒，王 東

（山西大同大學煤炭工程學院，山西大同037003）

依據山西晉城王臺鋪礦的典型地質條件，針對一種巷硐式短壁工作面回采方案，通過三維數值方法模擬復合錨桿支護下巷硐圍巖應力、位移、塑性區等參數，研究該短壁開采方案的合理性和其巷道的穩定性，為該類短壁工作面的掘進施工、安全回采及支護形式的選擇提供理論依據，擴展了短壁開采的應用范圍，具有良好的推廣價值。

巷硐式；三維數值；短壁開采；塑性區

近年來，專門為研究巖土工程問題開發的數值分析軟件（如FLAC3D），應用效果非常好。數值模擬計算無需投入過多人力物力，周期短，效率高[1-3]。數值原型嚴格依據現場實際，模型巖體的力學特征、地應力場等參數來自現場和實驗室試驗，結果能體現巖體工程實際規律[4]。

1 模擬工程背景

依據山西晉城王臺鋪煤礦的典型地質條件，模擬設計短壁工作面回采方案[5]。

該掘進工作面煤層較為穩定，黑色，亮煤，碎塊狀，半金屬光澤，裂隙較發育，夾矸為黑色泥巖，煤層厚度2.70 m，硬度f＝2～4，煤層傾角1～3°，一般呈水平延伸，煤層頂底板狀況，見表1。

表1 煤層頂底板巖性表

2 模型構建

2.1 巖體參數

由實驗室巖塊強度參數結合地質力學評價關系得到巖體的強度參數[6]，見表2。

表2 巖體強度參數

2.2 巷道布置及支護參數

2.2.1 巷硐式短壁工作面連采方案

方案采用兩條支巷，支巷寬4.6 m，采硐寬3.3 m，采硐長8.8 m，進刀角度45°,采硐間（進兩刀）小煤柱寬2.0 m，煤柱寬度20.0 m，煤柱核區寬度12.46 m，采出率經計算約為40.6%，見圖1，

圖1 連采方案布置圖

2.2.2 支巷支護參數

錨桿和錨索的支護參數由表3，表4得到，用beam梁單元來模擬單體支柱[7]。兩種方案支護參數，見圖2，圖3。

表3 錨桿參數

表4 錨索參數

1）頂板支護

錨桿形式和規格：桿體直徑為20 mm，長度為2 m。

錨桿布置：錨桿排距1 m，每排4根錨桿，2根錨索，方式及角度，見圖2。

錨索形式和規格：直徑15.24 m高強預應力鋼絞線，長度8.0 m。

2）巷幫支護

錨桿形式和規格：桿體直徑為18 mm，長度為1.8 m。

錨桿布置：錨桿排距與頂板一致1 m，每排3根錨桿，間距1 m，右幫角度與水平線呈45°，排距為12.16 m（包含兩個采硐的寬度），方式及角度，見圖3。

圖2 支巷支護斷面圖

圖3 支巷支護平面圖

2.3 邊界條件

地表平均標高為+853 m，工作面平均標高為+635 m，得出工作面埋深為218 m。模型尺寸為：長×高×厚=70 m×40 m×100 m。巖層平均容重約2 500 kg ∕m3。

數值模型采用平面應變模型[8]。模型邊界條件，見圖4。模型地質網格，見圖5。模型內部剖面，見圖6。模型上邊界施加應力為：

圖4 模型邊界條件

圖5 模型地質網格

圖6 內部剖面

3 數值模擬結果分析

數值模擬限于軟件單位設置采用比例尺為1:1 000，故位移值以及錨桿錨索所受的軸力等值均要乘以103才是真實值，以下各云圖中對于最大主應力、水平位移及塑性區采用XOY平面截取剖面云圖作為測面，對于垂直位移采用XOZ平面截取剖面云圖作為測面。

3.1 應力場分析

應力場分布，見圖7。圖7(a)中，左邊支巷不在模型中央，最大主應力分布不均勻，巷道左幫圍巖應力降低區范圍明顯小于右幫，說明左幫頂角處斜向上錨桿很好地控制了圍巖的變形，使軟弱煤體與錨桿形成較好的錨固體，提高了煤層所能承受的主應力。

圖7(b)中，回采左邊支巷采硐后，最大主應力向采硐深處轉移，留設小煤柱所受集中應力為2.0 MPa，煤柱壁上打的45°斜錨桿形成的錨固體一定程度上增強了煤柱的強度，承受能力有所增大，在離巷道不遠的小煤柱上形成一個輔助鉸接支承點，可承受一部分采動轉移過來支承壓力。

圖7(c)中，開掘右側支巷并進行錨桿支護，計算平衡后，最大主應力向模型中心較寬煤柱轉移，集中應力為6.495 MPa，應力集中系數1.19，中心不規則大煤柱依然具有很好的穩定性。

圖7(d)中，回采右側采硐后，煤柱的穩定性受到一定的破壞，中心不規則大煤柱兩臂的小煤柱有所失穩，兩臂的小煤柱絕大部分可以受力2.0～3.0 MPa，說明巷道幫側的錨桿發揮了其主動支護的能力。

圖7 圍巖最大主應力變化

3.2 位移場分析

水平位移場變化云圖，見圖8；選取模型里巷道軸線中心的垂直剖面內部情況的垂直位移云圖，見圖9。

3.2.1 水平位移變化規律

圖8(a)中，水平位移量隨距巷道中心距離遞減，左側巷道支護后，巷道左幫移近量3.45 mm，右幫最大移近量30.51 mm，兩幫相對移近量33.96 mm。圖8(b)中，對巷道右側回采采硐后，支巷和短壁工作面位移量有一定程度增大，左幫移近量10.0 mm，右幫移近量30.57 mm，集中于短壁面的尖角部分，兩幫相對移近量40.57 mm，右幫小煤柱移近量絕大部分25～30 mm，小煤柱內側靠近短壁工作面由于應力集中移近量為14.23 mm；圖8(c)中，再掘進一條巷道加錨桿錨索支護后，大煤柱中心部分位移變化不是很大；圖8(d)中，右側采硐應用連采機回采，錨桿錨索支護后，左邊位移稍大為77.45 mm，右邊基本為10 mm左右，左側小煤柱壁面水平位移40～50 mm，內側位移場集中范圍進一步有所擴大，為24.78 mm。

圖8 水平位移云圖

3.2.2 垂直位移變化規律

圖9(a)中，垂直位移量也隨距巷道中心距離遞減，左側巷道支護后，巷道頂板移近量6.81 mm，底板最大移近量26.80 mm，頂底板相對移近量33.61 mm；圖9(b)中，對巷道右側回采采硐后，頂底板位移量由于空區的增大有一定程度增大，頂板移近量8.91 mm，靠近巷道右側，底板移近量29.19 mm，頂底板相對移近量38.10 mm；圖9(c)中，再掘進一條巷道加錨桿錨索支護后，頂板最大移近量11.46 mm，底板最大移近量39.68 mm，頂底板相對移近量51.14 mm，位移量的增大趨勢逐漸向巷道右側轉移；圖9(d)中，右側巷道采硐應用連采機回采，加錨桿錨索支護后，這樣兩側的采硐均已回采完畢，巷道周邊及煤柱垂直位移進一步增大，左側空區頂板最大下沉量12.39 mm，并進一步向煤柱中心偏移，底板移近量44.03 mm，有向左偏移的趨勢，這說明中心矩形煤柱中已形成穩定的受壓支承鉸接點，支承壓力通過煤柱向左側空區轉移過程中增大了其底鼓量；中心矩形煤柱上層垂直向下位移10.0 mm，下層向上20 mm，這也說明了在矩形煤柱區域內形成了壓應力的集中；右側空區頂板下層10.0 mm，底板大部分移近量10.0～20 mm，小部分20～30 mm。

3.3 塑性區分析

巷道圍巖塑性區大小可以從反映出巷道圍巖松動圈的大小[9-10]，見圖10。

圖10(a)～圖10(d)顯示，塑性區范圍漸次增大。圖10(a)中，塑性區邊界距巷道兩幫距離約為2.2 m，塑性區內單元大部分均受剪切而屈服；圖10(b)，中距左側巷道右幫幫距離7.2 m左右，塑性區內大部分為受剪單元，小部分受拉單元，對于煤體受剪屈服后的殘余抗壓強度要大于受拉屈服后的殘余強度；圖10(c)中，右側開挖巷道并支護后，新增加的塑性區很小，支護效果較為理想；圖10(d)中，右側支巷的采硐也開挖完之后，中心煤柱塑性單元增加，煤柱兩臂絕大部分受剪，應力向煤柱核區集中，且中心煤柱仍有一定范圍的煤體未被集中應力所屈服，煤體完好，能夠形成鉸接點，可以承受較大的壓應力，這對于采硐安全回采和空區管理是較為有利的。

圖9 垂直位移云圖

圖10 圍巖塑性區分布

4 結論

綜合分析圍巖應力場、位移場、塑性區的變化情況，可以得出以下結論：

1）從應力變化規律來看，支護結構改善了圍巖的受力狀況，使圍巖能夠抵抗較大的壓力。圍巖應力集中范圍較小，將應力集中區弱化為兩個區域，同時還減小了應力降低區的范圍，圍巖的完整性較好，并且煤柱的穩定性高，為巷道的穩定支護和采硐的安全回采創造了有利條件。

2）從位移變化規律上來說，未采掘采硐時的圍巖表面位移小于50 mm，同時位移的分布更加均勻；采掘采硐后，煤柱位移17～33 mm，可以有效防止煤柱的變形失穩，同時有利于巷道維護和采空區頂板管理。

3）巷道支護及采硐回采等各階段塑性區的范圍都很小，中心煤柱仍有一定范圍的煤體保持完好，可以承受較大的支承壓力，煤柱兩壁絕大部分受剪，殘余強度也較高，圍巖整體塑性變形量小。

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[2]李壽君,陳洋.支護強度和采空區留煤垛對綜放工作面礦壓顯現影響規律模擬研究[J].煤炭科技,2015(2):20-23.

[3]王家臣,楊勝利,楊寶貴,等.長壁矸石充填開采上覆巖層移動特征模擬實驗[J].煤炭學報,2012,37(8):1256-1262.

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[5]楊仁樹,薛華俊,何天宇,等.深部大巷破碎圍巖注漿支護技術[J].煤炭安全,2015,46(7):105-108.

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〔責任編輯 王東〕

Numerical Simulation Analysis on the Stability of Roadways in the Roadway-chambe Type of Shortwall Face Mining

LV Zhao-heng,WANG Dong
（School of Coal Engineering,Shanxi Datong University，Datong Shanxi，037003）

According to the typical geological condition of Wangtaipu coal mine of Jinchen in Shanxi,based on a shortwall face mining scheme of roadway-chamber,we simulate the stress,displacement and plastic region on composite bolting using three dimensional numerical method,and study the stability of roadways and the rationality of the shortwall face mining scheme.The results show that:the supporting structure fully coupled with surrounding rock,which can effectively reduced the zone of stress decreasing and turned surrounding rock to three dimensional stress state,and improved bearing strength of rock-to-support;pillar deformation lied on reasonable interval,so it can not appeared deformation instability;the nuclear zone in central pillar still ared in state of elastic stress,and had the high supporting strength,and other sites bearing shear-stress had higher residual strength.The research provided theoretical basis for tunneling construction,mining safety and selection of support forms on the similar shortwall face mining schemes,and also extended application range of shortwall face mining,which had well extended value.

roadway-chambe;three dimensional numerical method;shortwall face mining;plastic region

TD823

A

1674-0874(2015)06-0057-06

2015-09-20

呂兆恒（1985-），男，山西大同人，碩士，助教，研究方向：巷道礦壓理論與技術。