綜放工作面圍巖變形機理及控制研究

路紅日

(潞安化工集團 溫莊煤業公司，山西 朔州 043700)

目前采煤技術發展日新月異，大集團的千萬噸煤礦都是在厚煤層大規模生產的條件下得以開展的，但厚煤層開采由于其開采條件的影響，其礦壓顯現規律明顯[1]，并且大量研究表明厚煤層開采其采空區側煤巷圍巖的力學環境產生不均勻分布，并表現出特定的非對稱破壞狀態[2]。

我國煤礦巷道圍巖控制的難點是軟巖強行開采導致的變形。巷道圍巖的控制與塑性區有很大關系，巷道圍巖塑性區的發育程度直接關系到巷道支護結構的形態、剛度和強度[3]。楊增強等人對巷道圍巖塑性區理論進行研究，分析了巷道圍巖應力的非均勻演化規律和塑性區分布特征。閆大鶴等人從應力和圍巖破壞的不均勻性角度，對巷道的礦井壓力進行了有效的研究，特別是針對采空區邊煤巷的變形問題，也采用了各種有效的研究方法[4-5]。本文以采空區側煤巷為研究對象，通過對巷道圍巖的變形特征、力學環境和非對稱變形進行分析，對采空區邊煤巷圍巖不對稱控制的理論和實際應用進行研究和探索。

1 工程背景

本文的研究背景是潞安溫莊煤業15202綜放工作面，該工作面位于15號煤二采區，煤厚4.83 m，放頂煤開采，采高3 m，放1.83 m。工作面開采方式為放頂煤開采，巷道沿煤層底板掘進，基本頂與直接底由泥巖組成，強度均較弱。

工作面在開采過程中，巷道變形沿垂直和水平方向均呈現“雙向”不對稱破壞特征，主要表現為頂板沉陷和底鼓。具體變形特性如下：①沿垂直方向，煤柱側頂板的下沉量遠大于實體煤側，煤柱側頂板的破碎嚴重，從最大底鼓的分布位置來看，主要分布在煤柱側，②沿水平方向，水平頂板的擠壓運動導致鋼帶嚴重彎曲。鋼梯出現彎曲，錨索脫落，形成明顯的擠壓斷裂區。兩側沿水平方向出現大面積移動，煤柱側肩角區域煤體異常破碎，鋼絲網明顯失效。

2 巷道圍巖應力環境分析

2.1 頂板破裂位置與頂煤層厚度的相關性分析

根據開采條件，巷道的不對稱變形特征與頂板煤層厚度有直接關系。隨著前盤區回采，主頂板周期性破碎、旋轉、下陷，導致采空區形成橫向的斜梁結構。這種結構很容易受到采礦的影響。由于該地區頂煤層厚度變化較大，主頂板裂隙對煤柱巷道的影響呈指數增大。

為了分析兩者之間的關系，采用鉆孔觀測裝置對主頂板破裂位置進行監測。

2.1.1 觀測方案及站場布置

在煤巷的4個典型斷面設置觀測站，這些斷面圍巖變形分別是較好、較差、中等和嚴重，前盤區的垮落帶厚度分別為10.4 m、6.2 m、8.1 m和9.2 m，各觀測點分布如圖1所示。

以巷道中心線為頂板邊界，將邊界兩側的頂板定義為煤柱頂板和實心煤頂板，根據巷道中心線等間距鉆孔，分別在煤柱側頂面和實體側頂面設置5個鉆孔。受采礦的影響，頂板破裂或下沉時，其破裂面不會變得光滑平整。在水平剪力、垂直壓力和頂板巖層各方向運動的作用下，縱向和橫向裂縫演化為裂隙帶、離層、徑向位錯和裂隙組，從而確定頂板主裂縫位置。

圖1 頂板鉆孔布置示意

2.1.2 觀察結果分析

當垮落帶高度為10.4 m時，頂板主破裂線位于采空區側，距離煤柱邊緣-0.75 m；當垮落帶高度為6.2 m時，頂板主破裂位置在固體煤側，距離煤柱邊緣30.35 m；當垮落帶高度為8.1 m時，主頂板破裂線位于巷道上方，距離煤柱邊緣27.68 m；當垮落帶高度為9.2 m時，主頂板破裂線位于煤柱上方，距煤柱邊緣12.3 m。從以上數據可以看出，隨著前盤區的垮落帶厚度增加，主頂板斷裂線位置向采空區側移動，在一定的垮落帶厚度范圍內，隨著垮落帶厚度的增加，巷道變形越來越嚴重。

2.2 巷道圍巖不對稱變形的內在原因

典型斷面的鉆孔觀測結果表明，圍巖的非對稱變形破壞與頂板煤層厚度密切相關。其主要原因是不同的頂煤層厚度導致采空區充填程度不同，主頂板巖層旋轉程度不同，導致巷道圍巖應力環境不均勻。這種不均勻的圍巖應力環境是巷道不對稱變形破壞的內在原因。如圖2(a)所示，當前盤區垮落帶厚度較小時，頂板主破裂線位于實體煤上方。由于直接頂板巖層的破碎和膨脹作用，可以對采空區進行充填，減小主頂板巖層的破碎和撓度。隨著頂煤層厚度的增大，頂板斷裂線位置向采空區側移動，如圖2(b)和2(c)所示，采空區充填程度較差，主頂巖層旋轉程度較大，煤壁支撐關鍵塊體的影響越來越小，圍巖變形加劇。屈服厚度增加到一定程度時，如圖2(d)所示，主要巖層旋轉程度增加，導致局部應力集中在巖石塊鉸鏈，創建塑性狀態的巖石，導致整體的不穩定結構，此時斷裂線在采空區側，巷道圍巖已恢復到初始應力狀態。

圖2 不同頂煤層厚度下的主頂板斷裂線位置

3 非對稱變形機理的數值模擬分析

3.1 數值模型的建立

為了更直觀地了解非對稱變形破壞的形成原理，采用FLAC3D數值模擬軟件對煤柱巷道周圍的應力環境進行建模和分析。垮落帶的高度分別為5 m、7 m、9 m和11 m的巷道圍巖進行了數值模擬。巖石力學參數的獲取過程如下：首先，對煤體和巖體進行物理力學試驗。由于巖樣是在實驗室中進行處理，與原始地質環境完全分離，所測力學參數與實際情況不符，需要進行修正。單軸抗壓強度為實驗室試驗結果的0.284倍；煤巖巖體的彈性模量、黏合力和抗拉強度約為室內試驗結果的0.1～0.25倍，泊松比約為室內試驗結果的1.2～1.4倍。綜合以上研究結果，煤巖體的彈性模量、黏合力和抗拉強度為室內試驗結果的0.2倍，泊松比為室內試驗結果的1.2倍。在室內試驗結果的基礎上，得到了數值模擬所需的煤巖體參數。

考慮到開采過程中支承壓力的影響范圍，確定模型左側至巷道的邊界為50 m，根據右側工作面長度建立模型。模型采用Mohr-Coulomb破壞準則，展示出采空區側煤巷的非對稱應力分布特征和圍巖變形特征。

3.2 數值結果模擬分析

圍巖不對稱變形與頂煤層厚度和頂巖層的旋轉水平擠壓有關。為了研究水平應力的不對稱分布規律，沿巷道頂板向上1 m間隔設置水平測線，巷道頂板水平應力分布規律如圖3所示。

圖3 頂煤層厚度巷道頂板水平應力的分布規律

分析如下：

1) 在一定的崩落厚度范圍內，水平應力降低，淺屋頂部分的煤柱實體煤、深水平應力基本上呈現降低的趨勢，屋頂煤柱一側的壓力總是高于實體煤一側的壓力，應力分布不均勻。隨著垮落帶厚度的增加，巷道圍巖應力分布的不均勻性越來越明顯。在不均勻水平應力的連續作用下，容易造成煤柱側頂板的破碎，如圖2(a)所示。當超過極限崩落厚度時，如圖2(d)所示，巷道頂板應力減小，頂板應力分布不明顯。

2) 從巷道頂板向上，水平應力發生突變，突變位置隨著頂煤層厚度的變化而變化。當垮落帶高度為5 m時，水平應力突變點距頂板5～6 m；垮落帶高度為7 m時，突變點距頂板7～8 m；垮落帶高度為9 m時，突變點距頂板9～10 m；垮落帶高度為11 m時，頂板水平應力突變點距頂板11～12 m。當垮落帶高度增加時，突變位置逐漸轉移到屋頂位置，突變位置均在煤巖界面附近，上下接口的水平應力差異在突變位置增大，導致上下地層的運動是沿著夾層水平滑動，使得不對稱頂煤層壓力作用在巷道對稱支護上，必然導致巷道的不對稱破壞。

4 結 語

1) 綜放開采煤柱巷道圍巖變形受到強行開采時是不對稱的，圍巖應力的不均勻性是造成不對稱變形破壞的主要原因。

2) 在一定的垮落帶厚度范圍內，隨著垮落帶厚度的增加，主頂斷裂線位置由實體煤側向采空區側移動，但當達到頂煤層最大厚度時，主頂板沿煤柱邊緣發生失穩，巷道圍巖應力恢復到初始應力狀態。

3) 巷道原有支護結構具有一定的對稱性。對稱支護結構受到的非對稱外力時，極大地降低了其承載能力，不能保證圍巖的協調變形。