高建華， 龐現(xiàn)軍

(淮北青東煤業(yè)有限公司， 安徽 淮北 235143)

隨著煤炭資源開發(fā)力度的加大，條件較好的近水平、緩傾斜煤層的現(xiàn)有量也急劇減少。為了滿足國家經濟的發(fā)展需求，大傾角煤層的開采問題逐漸引起國家的高度重視。大傾角煤層開采過程中需要掘進大量巷道，而巷道圍巖穩(wěn)定問題是保證大傾角煤層高效安全開采的先決條件，是確保礦井可持續(xù)發(fā)展的必要前提，巷道圍巖的穩(wěn)定狀況和維護質量好壞直接關系到礦井安全生產和社會經濟效益[1-2]。合理、有效的支護形式不僅能控制巷道的變形，保持巷道穩(wěn)定，還可以大大提高巷道掘進速度以及降低工程成本費用。

對于大傾角煤巷而言，由于煤巖層理方向與重力方向所成夾角變小，重力沿層理方向的作用力大大增加，與近水平巷道相比，大傾角煤巷表現(xiàn)出不同的圍巖破壞特征，其變形破壞機理也不盡相同。常規(guī)的支護手段難以控制此類巷道的有害變形，通常大傾角煤巷的支護成本較近水平巷道高出約30%，若不了解巷道圍巖的變形破壞機理，盲目設計支護參數(shù)，巷道將發(fā)生嚴重的失穩(wěn)破壞，直接威脅生產安全，故開展大傾角煤巷圍巖穩(wěn)定性及控制技術研究是為確保大傾角煤層礦井安全生產和降低工程成本費用的迫切需求。

鑒于此，以青東礦837機、風巷為工程背景，通過數(shù)值模擬對不同巷道布置位置和不同巷道掘進工藝條件下的圍巖穩(wěn)定性進行研究分析，對比巷道圍巖破壞范圍和變形量，以期為工程實踐提供參考。

1 837工作面地質概況

1.1 巖層分布條件

淮北青東礦837煤巷掘進工作面位于三采區(qū)上山階段，部分巷道跟底板掘進。所處煤層厚度為4.63～7.08 m，平均厚度6.00 m，煤層傾角18°～27°，平均22°，直接頂為2.1 m的泥巖，基本頂為砂巖，直接底為2.2 m的泥巖，基本底為砂巖，該處巷道屬于典型的大傾角三軟煤巷，圍巖強度低，巷道穩(wěn)定性差，易發(fā)生大變形，支護難度大。煤層頂?shù)装迩闆r見表1。

表1 煤層頂?shù)装迩闆r

1.2 水文地質條件

工作面掘進期間不僅受到8煤層頂板砂巖裂隙水、斷層水的影響，還受到“四含”水的影響。8煤層頂板砂巖裂隙水作為工作面的直接充水水源以靜儲量為主，且富水不均一，掘進期間表現(xiàn)為滴、淋水現(xiàn)象，對巷道掘進無明顯影響。如果遇到構造或裂隙較為發(fā)育的區(qū)域，淋水現(xiàn)象可能會較為嚴重，恐對巷道掘進造成一定影響。

2 不同掘進工藝巷道圍巖穩(wěn)定性數(shù)值模擬

2.1 煤層頂?shù)装鍘r石力學參數(shù)實驗室測試

目前，在巖石抗拉強度的測試方法中，直接法和間接法應用最為廣泛。但是直接法是有局限性的，因為該方法對于加載方式的要求較為苛刻，且加載方法對試驗結果影響較大。而間接試驗方法名為巴西劈裂試驗，也可測試巖石抗拉強度。該方法制樣簡單，對于加載方式要求不高，因此是目前普遍用來確定巖石抗拉強度的方法。

對837煤巷頂板圍巖取芯，以確定較為詳細的頂板巖性，并且對取樣巖心進行試樣加工，隨后測定其物理、力學參數(shù)，測試結果可以作為后續(xù)數(shù)值模擬和支護參數(shù)的重要數(shù)值依據。

試樣破壞情況如圖1所示，從圖中可以看出，試件破壞形式以劈裂破壞為主，徑向一分為二，試樣的破壞裂痕是由軸線開始向外擴展的。若重新拼接已經破壞的砂巖試樣可以發(fā)現(xiàn)，拼接后的整體巖樣形態(tài)完整，并且劈裂所產生的裂隙也緊密貼合。

圖1 試樣破壞情況

圖2 抗拉強度理論計算

抗拉強度理論計算方法如圖2所示，在外載荷F作用下，經過彈性力學的理論解答得到任意一點A處巴西劈裂試件的正應力計算式：

(1)

(2)

式中：D為圓盤的直徑；L為圓盤的厚度。由式(1)，式(2)和圖2可知，在與載荷方向平行的直徑上，拉、壓應力同時達到最大值。同時在此方向上的拉應力大小不變，壓應力在圓心處取得最小值，圓心處的壓、拉應力可以由(3)、式(4)計算得到，巖石受拉應力和壓應力的影響，隨著壓應力的增加巖石的抗拉強度逐漸變低，在圓心位置抗拉強度達到最小值，所以在理想的巴西劈裂狀況下，圓盤在中心處最先破裂。已知巖石的抗壓強度遠大于抗拉強度，前者通常是后者的8～12倍，而圓盤中心的壓應力僅為拉應力大小的3倍，故巴西劈裂是拉破壞，且圓盤中心點處的壓應力和拉應力為

(σx)x=0=-2F/πDL

(3)

(σy)x=0,y=0=6F/πDL

(4)

式中：F為試驗載荷；D為巴西圓盤試件直徑；L為巴西圓盤試件厚度。

圖3是由實驗數(shù)據結果繪制的巴西劈裂試件的拉應力-拉應變曲線，各樣本對應的應力-應變曲線總體上都表現(xiàn)出壓密、彈性和塑性3個階段。在加載初期，樣本試件與加載平面接觸后產生壓密變形，載荷加大時，應力-應變曲線近似呈現(xiàn)直線上漲的趨勢，表現(xiàn)出彈性特征，達到加載載荷峰值時，拉應力達到最大值，樣本試件發(fā)生拉裂破壞，試件破壞前沒有明顯的屈服階段，試件脆性較強使得破壞在瞬間產生，所有沒有明顯的峰后曲線。

圖3 巴西劈裂試件的拉應力-拉應變曲線

根據巴西劈裂試驗，測得頂板砂巖單軸抗拉強度為3.922～4.593 MPa，平均單軸抗拉強度為4.293 MPa，泥巖單軸抗拉強度為1.715～2.321 MPa，平均單軸抗拉強度為2.018 MPa。

圖4 巴西劈裂試件的壓應力-壓應變曲線

圖4是由實驗數(shù)據結果繪制的巴西劈裂試件的壓應力-壓應變曲線，巖石取芯樣本具有不可避免的離散性，同巖性的不同樣本其壓應力-壓應變曲線也有較大差異，現(xiàn)在分別取6組樣本壓應力-壓應變曲線中的彈性階段部分，由式(5)近似計算樣本的彈性模量E。

(5)

計算得到兩組泥巖樣本的彈性模量分別為14.8、16.1 GPa，泥巖樣本平均彈性模量E1=14.45 GPa，4組砂巖樣本的彈性模量分別為24.4、41.2、22.37、33.9 GPa，砂巖樣本平均彈性模量E2=30.46 GPa。

2.2 力學模型與參數(shù)

為研究軟弱特厚煤層巷道分別在跟頂板掘進、全煤層掘進、破底掘進(不同破底深度)條件下巷道圍巖破壞范圍和變形特征，本節(jié)以青東煤礦837工作面煤巷為模擬對象，采用FLAC3D軟件建立三維精細化數(shù)值計算模型，如圖5所示。

圖5 計算模型

為重點研究軟弱特厚煤層巷道安全高效掘進技術，在建立模型時考慮到巷道開挖時巷道邊界線附近圍巖變形較大，應力變化活動較為劇烈，在提高計算精準度的同時提高計算速度，減少模型計算時間，因此整個模型尺寸選擇x向寬20 m，y向長20 m，z向高50 m，三維模型單元網格共計285 000個。巷道寬5 940 mm，高3 600 mm。在837工作面煤巷附近六面體網格尺寸較小，網格呈放射狀向其余部分發(fā)散。

模型的xoy、xoz和yoz面為法向位移約束，其余邊界均為應力邊界，其中x、y、z方向的應力分別為16、19.2、16 MPa。基于煤巖體破壞特征，選取Mohr-Coulomb模型開展相關模擬，分別計算分析不同掘進工藝條件下巷道圍巖變形規(guī)律及破壞機理。

計算時，整體模型先被賦予統(tǒng)一的彈性參數(shù)，然后計算至平衡，得到初始的地應力分布，之后將砂巖、泥巖和煤賦予各自的力學參數(shù)并采用應變硬化/軟化本構模型，接著開始分步開挖計算，水平方向每開挖1.2 m，施加一次相應的支護，接著計算6 000步，然后進行下一次開挖，共開挖14.4 m。支護結構中，U型棚和shell結構單元均使用各項同性的彈性本構模型，為了使shell單元在應力作用下能夠產生較大的變形量，將其彈性模量設置為較低的值。為了簡化模型，迎頭端面臨時支護使用5 000 N均布力代替，錨索和管棚結構使用cable結構單元建立。

為了監(jiān)測不同開挖階段的圍巖變形與破壞的演化規(guī)律與支護結構支護阻力的演化規(guī)律，在5.2 m處布置監(jiān)測斷面，如圖6所示，3個監(jiān)測點分布在硐室周圍，其中在巷道頂板中間和底板中間各布置1個監(jiān)測點，記錄該位置垂直方向上的位移，在巷道幫部中間布置的1個監(jiān)測點用于監(jiān)測該位置的水平位移。此外監(jiān)測所有頂板及幫部錨桿的軸力變化，分析其支護阻力的演化規(guī)律。

根據青東礦837工作面煤巷取樣的實驗室測定結果，參考礦井相關地質資料，模型中各巖層的基本力學參數(shù)以及施加各支護構件的力學參數(shù)見表2～表5。

圖6 數(shù)值模擬監(jiān)測方案

表2 模型中各巖層參數(shù)

表3 模型中錨索單元參數(shù)

表4 U29型鋼支架幾何參數(shù)與力學參數(shù)

表5 模型中shell結構單元參數(shù)

2.3 跟頂板掘進時巷道圍巖變形規(guī)律及破壞機理

塑性區(qū)的發(fā)育范圍表征了圍巖體的受力和承載狀態(tài)，圍巖塑性區(qū)范圍受圍巖體自身巖性、支護結構強度、采動支撐壓力等因素的影響。支護滯后開挖面的距離增大，采動支撐壓力增大，幫頂協(xié)同變形，圍巖塑性區(qū)的發(fā)育深度就會逐漸增加。跟頂板掘進時巷道監(jiān)測斷面圍巖塑性區(qū)如圖7所示。

圖7 跟頂板掘進時巷道監(jiān)測斷面圍巖塑性區(qū)

從圖7中可以看出，工作面在經過監(jiān)測斷面之后，巷道淺部圍巖發(fā)生破壞，圍巖塑性區(qū)首先向底板下方煤層擴展，圍巖的塑性破壞主要表現(xiàn)為剪切破壞，隨著巷道開挖的繼續(xù)進行，工作面采場支撐壓力不斷增大，塑性區(qū)由巷道圍巖淺部向深部擴展，最終底板塑性區(qū)深度為5.54 m，頂板塑性區(qū)深度為2 m，幫部塑性區(qū)深度為3.4 m，巷道底板塑性破壞區(qū)明顯大于頂板和幫部的塑性破壞區(qū)，圍巖的塑性破壞主要發(fā)生在巷道底板下方，說明跟頂板掘進方式下，需要特別注意加強對底板的支護，底鼓之后應及時臥底。

跟頂板掘進時巷道監(jiān)測斷面圍巖變形演化規(guī)律如圖8所示。

圖8 跟頂板掘進時巷道監(jiān)測斷面圍巖變形演化規(guī)律

從圖8中可以看出，在跟頂板掘進條件下，工作面推至監(jiān)測斷面位置后，監(jiān)測點的位移均迅速增加，巷道底板發(fā)生顯著變形，巷道底鼓量最終達到98.25 mm，頂板最大下沉量為27.2 mm，頂?shù)鬃畲笠七M量為125.45 cm，巷道圍巖水平位移主要集中在巷幫部位以及底板靠近幫腳處位置，右?guī)鸵七M量為67.98 mm，巷道頂板、兩幫明顯向巷道中心運動，巷道底板的垂直位移一直高于巷道頂板的垂直位移，造成這種現(xiàn)象的主要原因是巷道在煤層中沿頂板掘進，采場支撐壓力不斷增大，底板和測幫的煤體強度低于頂板泥巖強度，在巷道圍巖應力釋放產生變形的過程中，軟弱的底板和側幫承擔了大部分變形，而且底板也沒有進行針對性的支護，巷道幫腳處也表現(xiàn)出明顯的內擠，幫腳和底板變形破壞嚴重。

2.4 跟底板掘進時巷道圍巖變形規(guī)律及破壞機理

跟底板掘進時巷道監(jiān)測斷面圍巖塑性區(qū)如圖9所示。

圖9 跟底板掘進時巷道監(jiān)測斷面圍巖塑性區(qū)

從圖9中可以看出，在跟底板掘進條件下，塑性破壞區(qū)主要位于巷道頂板及幫部煤體中，塑性破壞主要表現(xiàn)為剪切破壞，巷道頂板塑性區(qū)深度為5.55 m，說明在跟底板掘進條件下，現(xiàn)有的支護不能對巷道頂部的破壞進行有效的控制，底板塑性區(qū)深度為2 m，幫部塑性區(qū)深度為3.3 m，巷道頂板和幫部的塑性破壞區(qū)明顯大于底板的塑性破壞區(qū)，說明在跟底板的掘進方式下，現(xiàn)有的支護條件不能有效的控制巷道頂板和幫部。

跟底板掘進模型經過計算平衡后的巷道監(jiān)測斷面垂直位移云圖、巷道監(jiān)測斷面水平位移云圖、巷道總體位移矢量圖如圖10所示。

圖10 跟頂板掘進時巷道監(jiān)測斷面圍巖變形演化規(guī)律

從圖10中可以看出，在跟底板掘進條件下，巷道頂板及幫部變形量相對較大，巷道頂板下沉量為81.06 mm，幫部移進量為97.72 mm，由于巷道跟底板掘進，底板泥巖強度比頂板和側幫煤體強度更強，最終巷道底鼓量為51.23 mm，明顯小于巷道頂板和側幫的位移量，由于U型棚對上覆煤體載荷的傳遞較好且自身強度較高，在巷道幫腳處對底板有明顯的擠壓作用，在底板中靠近幫腳的小范圍內產生嚴重底鼓，可見只施加U型棚和在幫腳處的鎖腿錨桿不能控制幫腳擠壓底板產生的底鼓，所以跟底板掘進時應當針對該問題加強對幫腳和巷幫的支護。

2.5 在全煤層中掘進時巷道圍巖變形規(guī)律及破壞機理

在全煤層中掘進時巷道監(jiān)測斷面圍巖塑性區(qū)如圖11所示。

圖11 在全煤層中掘進時巷道監(jiān)測斷面圍巖塑性區(qū)

全煤層掘進條件下，巷道開挖后，隨著巷道開挖距離的不斷增加，采動支撐壓力不斷增大，塑性區(qū)由淺部圍巖逐漸向深部擴展，頂?shù)装逅苄詤^(qū)分布范圍較為對稱，底板塑性區(qū)范圍為3.15 m，頂板塑性區(qū)范圍為3.27 m，幫部塑性區(qū)范圍最大為4.04 m，全煤層掘進條件下巷道圍巖塑性區(qū)范圍明顯大于跟頂板掘進條件和跟底板掘進條件下的圍巖塑性區(qū)范圍，說明現(xiàn)有的支護方式在全煤層掘進條件下不能對巷道圍巖的破壞進行有效的控制，巷道整體都發(fā)生較大范圍的塑性破壞，該巷道布置方式下塑性區(qū)的破壞情況較為嚴重，不利于維持巷道穩(wěn)定。在全煤層中掘進時巷道監(jiān)測斷面圍巖變形演化規(guī)律如圖12所示。

圖12 在全煤層中掘進時巷道監(jiān)測斷面圍巖變形規(guī)律

由圖12可見，全煤層掘進條件下巷道頂板、兩幫和底板均發(fā)生顯著變形，巷道圍巖產生整體向內收縮的趨勢，底板底鼓量達到92.74 mm，頂板下沉量達到92.72 mm，頂?shù)鬃畲笠七M量為185.66 mm，側幫移進量達到84.81 mm。巷道在厚煤層中掘進，巷道圍巖軟弱，導致開挖后巷道頂板、底板和側幫均向巷道中心運動，主要變形為巷道底鼓與頂板下沉，頂?shù)装迤茐膰乐亍?/p>

3 結 論

為研究大傾角煤層開采過程中巷道圍巖的穩(wěn)定狀況，以青東礦837機、風巷為工程背景，綜合利用實驗室試驗、理論分析與數(shù)值模擬等方法對不同巷道布置位置、不同巷道掘進工藝條件下的圍巖變形與破壞進行研究，得到以下結論：

1)通過巴西劈裂試驗，測得泥巖平均單軸抗壓強度為2.018 MPa，平均彈性模量E1=14.45 GPa；頂板砂巖平均單軸抗壓強度為4.293 MPa，平均彈性模量E2=30.46 GPa。

2)利用FLAC3D軟件建立了不同掘進工藝條件下的數(shù)值計算模型，分析了軟弱特厚煤層巷道分別在跟頂板掘進、全煤層掘進、破底掘進條件下巷道圍巖破壞范圍和變形特征。結果表明：①跟頂板掘進條件下，圍巖的變形和塑性破壞主要發(fā)生在底板，說明跟頂板掘進方式下，需要特別注意加強對底板的支護，底鼓之后應及時臥底；②跟底板掘進條件下，巷道塑性破壞和變形主要位于巷道頂板及幫部煤體中，故應加強對巷道頂板和幫部的支護；且由于U型棚的擠壓作用，在底板中靠近幫腳的小范圍內產生嚴重底鼓，所以跟底板掘進時應當針對該問題加強對幫腳和巷幫的支護；③全煤層掘進條件下，頂?shù)装逅苄詤^(qū)分布范圍較為對稱，且明顯大于跟頂板掘進和跟底板掘進條件下的圍巖塑性區(qū)范圍，并出現(xiàn)道底鼓與頂板下沉現(xiàn)象，說明原支護方式在全煤層掘進條件下不能對巷道圍巖的破壞進行有效的控制。