開采厚度對沿空掘巷圍巖穩定性的影響分析

楊真， 楊永亮， 郭瑞瑞， 郭愛偉， 趙楊陽

(1.國家能源集團 神東煤炭集團布爾臺煤礦， 內蒙古 鄂爾多斯 017209； 2.中交(西安)鐵道設計研究院有限公司， 陜西 西安 710065)

0 引言

沿空掘巷技術可以極大地增加煤炭資源的利用率，減少巷道維修成本，被廣泛應用于我國煤礦巷道掘進中[1-4]。影響沿空掘巷圍巖穩定性的因素主要有煤體賦存條件、掘巷位置(合理煤柱寬度)、圍巖控制措施等，為了實現安全高效開采，專家學者從不同角度對沿空掘巷圍巖穩定性進行了大量研究[5-9]。王紅勝[10]通過建立沿空掘巷圍巖結構的力學模型，分析了基本頂斷裂結構對煤柱穩定性的影響，確定了巷道掘進的合理位置；彭林軍等[11]對礦山災害原因進行了分析，指出采場覆巖穩定時間和沿空掘巷位置是沿空掘巷開采技術能否成功的關鍵因素；馮吉成等[12]結合理論計算和現場工程實測，研究了采動應力和塑性區分布狀態對沿空巷道變形的影響，認為煤柱合理寬度不僅要考慮煤柱自身穩定性，還要考慮巷道圍巖受采動影響的變形量；郭金剛等[13]結合現場實際工程條件，得出采動影響范圍大、煤柱穩定性差和圍巖本身的裂隙是特厚煤層綜放沿空掘巷的主要特點，第一次實現了對12 m厚的厚煤層沿空掘巷圍巖的有效控制；楊米加等[14]針對沿空巷道圍巖強度弱化規律進行分析研究，提出了一種新型的巷道支護方法。

目前大多煤礦根據平均開采厚度來確定煤柱寬度，進而指導沿空掘巷。然而，煤層在形成過程中受各種因素影響，存在同一煤層厚度變化較大的情況。工作面不同的開采厚度對沿空掘巷圍巖變形及破壞的影響存在差異，而現有研究涉及煤體自身賦存條件對沿空掘巷圍巖穩定性影響的較少。因此，本文基于甘肅靖遠煤電股份有限公司魏家地煤礦東1100工作面的地質條件，分析平均開采厚度下的圍巖變形和破壞規律，并確定合理的煤柱寬度；在煤柱寬度確定的情況下，研究開采厚度對沿空掘巷圍巖穩定性的影響。

1 工程概況

東1100綜放工作面位于東一采區上部一煤層，埋深為447～473 m，傾向長度為130 m，走向長度為1 718 m。煤層總厚度為9.41～24.84 m，平均總厚度為18.38 m，有益厚度為8.51～22.03 m，平均有益厚度為14.8 m，可采厚度為7.61～19.12 m，平均可采厚度為12 m。煤層傾角為5～17°，平均煤層傾角為11°。煤層抗壓強度約為1.60 MPa，煤體性質極軟，基本頂以粉砂巖為主，屬于中硬巖層，基本底以粉砂巖、泥巖為主，工作面巖層柱狀圖如圖1所示。研究區工作面的煤層厚度變化大，對沿空掘巷工程提出了較高的要求。因此，有必要對其圍巖變形及破壞規律展開研究。

圖1 巖層柱狀圖Fig.1 Rock histogram

2 平均開采厚度下的圍巖變形和破壞規律

2.1 模型建立

根據魏家地煤礦地質和開采技術條件，基于巖層柱狀圖，采用FLAC3D軟件進行建模，煤層及頂底板巖層均采用摩爾-庫倫本構關系模型。為降低邊界效應對研究側向支承應力及巷道圍巖破壞的影響，設模型上下邊界距巷道10倍巷寬，左右邊界距巷道20倍巷寬，模型尺寸為200 m×200 m×100 m(長×寬×高)，取模型中部的截面進行分析。模型共劃分為538 000個單元和539 068個節點。FLAC3D數值模型如圖2所示。

圖2 FLAC3D數值模型Fig.2 FLAC3D numerical model

模型底部和四周邊界固定，頂部設置為自由邊界，施加上覆巖層載荷(7.29 MPa)。研究區的煤巖體物理力學參數見表1。

表1 煤巖體物理力學參數Table 1 Physical mechanics parameters of coal and rock

2.2 參數設置

根據煤層巷道分層明顯、非均質的特征，以煤柱寬度為x軸、煤柱厚度為y軸，建立煤體應力極限平衡力學模型(圖3)[15]，并得到極限平衡區(塑性區)寬度解析式：

(1)

(2)

(3)

式中：x0為塑性區寬度，m;M為開采厚度，m;λ為側壓系數；φ0為滑移面的內摩擦角，(°)；Kz為應力集中系數；P為上覆巖層壓力，MPa；φ為煤層傾角，(°)；C0為滑移面黏聚力，MPa；σy為塑性區內煤體支承壓力，MPa；Px為煤幫支護阻力，MPa；τxy為塑性區內煤體剪應力，MPa。

圖3 煤體應力極限平衡力學模型Fig.3 Mechanical model of coal stress limit equilibrium

依據東1100綜放工作面運輸巷道地質條件選取基本參數：煤層開采厚度M為18 m，滑移面內摩擦角φ0為34°，黏聚力C0為1.6 MPa，側壓系數λ為1.0；煤幫支護阻力Px為0.5 MPa；應力集中系數Kz為3；覆巖壓力P為10.5 MPa，煤層傾角φ取11°。用式(1)—式(3)計算得出，煤層平均開采厚度為18 m時，塑性區寬度為11.4 m。故沿空掘巷時，合理煤柱寬度范圍為≤11.4 m。

2.3 平均開采厚度下的支承壓力分布規律

當煤層平均開采厚度為18 m時，選取煤柱寬度為3～12 m，共設計10個模擬方案進行研究，煤柱內支承壓力(σ)云圖如圖4所示，支承壓力分布曲線如圖5所示。結合原巖應力(通過埋深求解)分析可得：當煤柱寬度由3 m增加到12 m時，煤柱內支承壓力集中系數(支承壓力集中系數=支承壓力/原巖應力)從1.2增大至3.1；實體煤幫支承壓力集中系數從2.3增大至2.8，受煤柱寬度影響較小。

隨著煤柱內的支承壓力峰值位置不斷向煤柱深部轉移，峰值逐漸增大。當煤柱寬度為7 m時，距煤柱幫0.8～1.5 m范圍內出現承壓區，但承壓區范圍相對較小；當煤柱寬度為8 m時，距煤柱幫0.8～2.5 m范圍內出現承壓區,承壓區寬度大于1.5 m，可滿足錨桿錨固的需要。在實體煤幫側，煤體內支承壓力峰值與煤柱寬度呈正相關，且煤柱寬度大于8 m后，支承壓力增長幅度變緩。因此，開采厚度為18 m時，合理的煤柱寬度應為8 m，承壓區如圖6所示。

(a) 煤柱寬度為3 m

(a) 煤柱內支承壓力

2.4 平均開采厚度下的破壞機理及變形分析

當煤層的開采厚度為18 m時，圍巖塑性區分布如圖7所示。沿空巷道靠近煤柱側頂板主要為拉剪破壞，靠近實體煤幫側頂板及實體煤幫主要為剪切破壞，煤柱幫主要為拉剪破壞。隨著煤柱寬度增加，煤柱內拉應力破壞區逐漸向巖層深部轉移，淺部圍巖受到剪切破壞，破壞面積逐漸增大；巷道淺部圍巖受到的拉應力增強，拉破壞面積逐漸增大；實體煤幫內拉破壞面積逐漸減小，剪破壞面積增大。

圖6 煤柱寬度為8 m時的承壓區Fig.6 Pressure zone when pillar width is 8 m

(a) 煤柱寬度為3 m

圖7 開采厚度為18 m時圍巖塑性區分布Fig.7 Plastic zone distribution of surrounding rock when mining thickness is 18 m

當煤層開采厚度為18 m時，圍巖變形如圖8所示，頂板下沉量、兩幫移近量與煤柱寬度呈正相關。煤柱寬度取8 m時，頂板下沉量為0.499 m，兩幫移近量為0.352 m。

(a) 頂板下沉量

3 開采厚度對沿空掘巷圍巖穩定性的影響

3.1 不同開采厚度下的支承壓力分布規律

當煤柱寬度為8 m時，選取開采厚度為8～24 m進行模擬計算，煤柱內支承壓力云圖如圖9所示，巷道兩幫的支承壓力分布曲線如圖10所示。分析得出：① 煤層開采厚度小于18 m時，煤柱內支承壓力峰值與煤層開采厚度呈負相關，煤柱內支承壓力較大；開采厚度為8 m時，煤柱內支承壓力達32 MPa，如圖10(a)所示。② 煤層開采厚度大于18 m時，煤柱內支承壓力峰值與煤層開采厚度呈正相關，煤柱內支承壓力峰值較小，基本趨于穩定，易于進行煤柱幫控制；實體煤幫內的支承壓力峰值與煤層開采厚度呈正相關，如圖10(b)所示。

(a) 開采厚度為8 m

綜上，在開采厚度小于18 m的巷道內，要加強煤柱幫的控制;在開采厚度大于18 m的巷道內，要加強實體煤幫的控制。

3.2 不同開采厚度下的圍巖破壞機理及變形分析

當煤柱寬度為8 m時，巷道兩幫內塑性區分布情況有所不同，如圖11所示。巷道兩幫以剪破壞為主，隨著開采厚度增加，剪破壞面積逐漸減小，拉破壞面積逐漸增大，且煤柱側幫角所受拉剪混合破壞面積逐漸增大；巷道頂板以拉剪破壞為主，且頂板剪破壞面積增大，上覆巖層變形范圍增大。在巷道掘進過程中，對于煤層開采厚度較大的區域，要注意加強頂板控制。

(a) 煤柱內支承壓力分布

(a) 開采厚度為8 m

圖11 不同開采厚度下圍巖塑性區分布Fig.11 Plastic zone distribution of surrounding rock under different mining thickness

當煤柱寬度為8 m時，不同開采厚度下的圍巖變形如圖12所示。在8 m煤柱寬度下，頂板下沉量與煤層開采厚度呈正相關，兩幫移近量與煤層開采厚度呈負相關；當煤層開采厚度由8 m增加到24 m時，頂板下沉量增加了136.4%；兩幫移近量減少了47.6%。分析得出，煤層開采厚度的增大對沿空巷道兩幫的圍巖控制有一定的益處，但對頂板維護不利。

(a) 頂板下沉量

4 結論

(1) 結合魏家地煤礦東1100綜放工作面運輸巷道地質條件，采用理論分析和數值模擬的方法得出了煤層平均開采厚度為18 m時，合理的煤柱寬度為8 m。

(2) 煤柱寬度為8 m時，圍巖位移變形呈現出如下規律：開采厚度為8～24 m時，頂板下沉量與開采厚度呈正相關，兩幫移近量與開采厚度呈負相關。

(3) 開采厚度的增大對沿空巷道兩幫的圍巖控制有一定益處，但對頂板維護不利，對開采厚度較大的部位應及時補加錨桿進行強化支護。

(4) 在魏家地煤礦東1100工作面沿空巷道掘進實際過程中，對于開采厚度大于18 m的工作面，采用原支護方案時頂板下沉量較大。根據本文結論，在頂板跨度1/3及2/3處采用錨桿進行補強支護后，圍巖變形得到了較好的控制，驗證了本文研究的可靠性和有效性。