王　帥， 桂　兵 ，王紅紅，吳修光， 劉　浩

(1.山東科技大學 礦業(yè)與安全工程學院，山東 青島 266590；2.兗州煤業(yè)股份有限公司 濟寧三號井煤礦，山東 濟寧 272169 )

基本頂巖層斷裂位置對沿空掘巷影響分析

王帥1， 桂兵2，王紅紅1，吳修光2， 劉浩1

(1.山東科技大學 礦業(yè)與安全工程學院，山東 青島 266590；2.兗州煤業(yè)股份有限公司 濟寧三號井煤礦，山東 濟寧 272169 )

[摘要]為研究基本頂斷裂位置對窄煤柱和沿空巷道穩(wěn)定性的影響，建立了沿空巷道基本頂斷裂結構力學模型，通過UDEC非線性數(shù)值模擬軟件，對3種模型進行了模擬研究。研究表明：當基本頂斷裂線位于巷道正上方時，巷道圍巖變形和煤柱應力較大，不利于沿空巷道的維護；當基本頂斷裂線位于煤柱外側時，沿空巷道實體煤幫變形較小，是巷道維護的有利位置。

[關鍵詞]基本頂；斷裂位置；沿空掘巷；數(shù)值分析；窄煤柱

近年來沿空巷道技術得到廣泛應用，已經成為井工開采較為普遍的巷道留設方式。然而，沿空巷道兩幫煤體容易發(fā)生彈性變形和塑性破壞，綜采大采高開采條件下容易片幫傷人?；卷敂嗔盐恢糜种苯佑绊懼锏篮驼褐姆€(wěn)定性，因此，急需針對此問題展開研究。筆者以兗州煤業(yè)濟寧三號井53下12工作面為依托研究了基本頂不同斷裂位置對巷道及煤柱穩(wěn)定性的影響。

1工程概況

兗州煤業(yè)濟寧三號井53下12工作面煤層為3下煤層，平均厚度為5.63m，切眼處靠近3下煤層風氧化帶，煤層變薄至1.3m左右，內生裂隙發(fā)育，f=1～2。直接頂為粉砂巖及泥巖，厚度平均1.1m，深灰色，致密，性脆，含多量植物化石碎片，上部含少量黏土質，f=4～6；基本頂厚度平均29.33m，主要為中砂巖及細砂巖，鈣質膠結，堅硬，具水平波狀層理，f=8～10；煤層直接底為泥巖和粉砂巖，平均厚度2.67m；基本底主要為細砂巖及中砂巖，平均厚度為6.31m。

53下12工作面采用后退式走向長壁綜采一次采全高采煤法，全部垮落法管理頂板。53下12膠帶巷西鄰53下11工作面(已回采)，東臨53下12輔巷，南部進入3下煤層風氧化帶。53下12膠帶巷沿53下11采空區(qū)掘進，受側向支承壓力及掘進動壓擾動影響，高應力狀態(tài)下的圍巖容易失穩(wěn)。

2基本頂斷裂結構與窄煤柱穩(wěn)定性分析

沿空掘巷上覆基本頂斷裂結構模型如圖1[1-3]所示。即基本頂斷裂線位置分別位于煤柱外側(模型1)、巷道正上方(模型2)及實體煤內側(模型3)。

圖1　沿空掘巷圍巖結構力學模型

上覆直接頂巖層垮落，基本頂巖塊B回轉下沉，其上覆巖層和巖塊B的重量較大部分轉移到采空區(qū)的矸石上，部分轉移到直接頂和煤層上。當基本頂斷裂線位于煤柱外側時，巖塊B回轉下沉穩(wěn)定后部分載荷又轉移到了采場直接頂上，采場頂板壓力增大，對煤柱影響較?。划敾卷敂嗔丫€位于巷道上方時，在水平擠壓力和摩擦力作用下，巖塊B緩慢下沉，當矸石壓實穩(wěn)定后，巖塊B及其上覆巖層載荷同樣轉移到了采場直接頂和窄煤柱上，承受較大應力的煤柱由彈性進入塑性階段，煤柱水平和垂直位移增大，沿空巷道頂板下沉量和兩幫移近量變化明顯，成為影響煤柱穩(wěn)定性和巷道變形的危險狀態(tài)；當基本頂斷裂線位于實體煤上方時，基本頂巖塊的載荷除了采空區(qū)矸石、窄煤柱支撐外，一部分載荷轉移到實體煤上，對巷道實體煤側幫部水平位移影響最大，應加強實體煤幫支護強度[4]。

3模型建立和結果分析

3.1模型建立

為了研究沿空巷道圍巖變形和煤柱穩(wěn)定性，參照濟寧三號井53下12工作面鉆孔揭露地層情況建立模型，采用離散元UDEC數(shù)值模擬軟件，由于模擬采空區(qū)開采對巷道的影響，所以取模型長度368.5m，高150m，煤層巷道埋深600m，寬5m，高4m。圍巖本構關系采用Mohr-Coulomb準則，節(jié)理和層理面采用Coulomb滑移準則。

3.2模擬結果

3.2.1垂直位移分析

掘進期間頂板垂直位移量如圖2所示。

圖2　巷道頂板下沉量

由圖2可知，沿空掘巷巷道上方斷裂結構(模型2)導致最大下沉量位于煤柱上，為284mm，模型3最大值為241mm，位于巷道頂板肩部，模型1下沉量最小；總體變形情況為基本頂斷裂在巷道上方時導致的垂直位移大于斷裂線位于實體煤上方，斷裂線于實體煤上方情況大于斷裂線位于小煤柱外側的情況，同時小煤柱的變形量大于巷道上方變形量。

基本頂斷裂后，打破了之前形成的砌體梁平衡結構，在巖塊承接上覆巖層傳遞的力學聯(lián)系通過直接頂巖層傳遞在煤體和巷道上，由于模型2斷裂線在巷道正上方，斷裂巖塊帶有其較多能量作用在巷道右側和窄煤柱上，一部分作用在采空區(qū)矸石上，在強大能量作用下，煤體吸收部分能量被壓縮甚至壓酥，因此，模型2結構導致的垂直位移較大。模型1部分能量進入采空區(qū)，模型3部分能量被實體煤和圍巖吸收傳遞到遠處。

3.2.2水平位移分析

掘進期間數(shù)值模擬沿空巷道實體煤側圍巖變形情況如圖3所示。

圖3　巷道實體煤幫變形

由圖3可知：

(1)實體煤側巷道左幫0.5～1.0m范圍內水平位移類拋物線降低，1m成為拋物線極值，1～1.5m范圍內水平位移類拋物線增大，1.5～3.0m范圍內變形持續(xù)較高，最大值為654.9mm，3.0m以上部分移動量驟然減小，巷幫上部3.6m處水平位移最小，只有最大值的30%，在合理移動范圍內，在無底煤的情況下，巷道中下部是圍巖控制的重點區(qū)域。因此，為保證正常生產，應加強支護密度。

(2)從3條曲線可以看出，基本頂巖塊斷裂位置在巷道上方時(模型2)，巷道左幫水平移動量較其他2種情況大，其中，斷裂位置在實體煤上方時(模型3)，水平位移量大于斷裂在小煤柱上方(模型1)的情況，因為基本頂斷裂后，其主要應力向下方傳遞，模型2和模型3的巖塊B在回轉下沉過程中都將在巷道實體煤側傳遞能量，然而模型1的能量部分釋放在了窄煤柱，因此，模型2和模型3對巷道實體煤壁影響較模型1大。

巷道煤柱側圍巖變形變化曲線圖4所示。

圖4　沿空掘巷煤柱幫變形

由圖4可知：

(1)小煤柱幫下部2m處變形最大，因此，靠近煤柱一側沿空巷道下幫1.5～2.5m范圍內是變形的重點區(qū)域；圍巖最大變形量達到2500mm，無法滿足巷道的使用要求，此時需要采取必要的支護措施。如在距離巷道頂板1m位置處補打長度為3500mm的斜拉錨索，將其錨固在上覆穩(wěn)定巖層中。

(2)基本頂斷裂結構對于煤柱幫水平位移影響差異不大。

3種基本頂斷裂結構下煤柱底板垂直應力分布規(guī)律如圖5所示?？傮w來看煤柱所受垂直應力不顯著，靠近巷道一側(0～1.4m)應力較高，平均5.2MPa；1.4～2m應力急劇下降，最小為3.1MPa，是最大值的60%；2～2.2m應力微增，2.2m至煤柱邊緣應力穩(wěn)定，平均為3.275MPa。對比3條曲線發(fā)現(xiàn)，斷裂線位于煤柱外側和實體煤柱側應力差別不大，而斷裂線位于巷道正上方時，在巷道一側1.5m范圍內，應力值都高于其他2種情況，巷道維護難度最大，在其他位置與兩者應力相對略小。

圖5　煤柱底板垂直應力分布規(guī)律

根據(jù)基本頂斷裂線位于巷道上方的情況作為支護的依據(jù)，提高巷道安全高效，為煤礦生產和安全提供保障。巷道實體煤側和頂板采用錨桿、錨索聯(lián)合支護，頂部布置3根錨索，4根錨桿，實體煤壁在1～4m范圍內布置2根錨索，5根錨桿，沿空側布置5根錨桿。頂部錨桿規(guī)格為：φ22mm×2500mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，間排距為800mm×800mm；幫部錨桿為：φ20mm×2200mm左旋等強全螺紋鋼錨桿，間排距為750mm×800mm。

4結論

運用UDEC離散元數(shù)值軟件模擬了3種不同斷裂結構對沿空巷道變形及其煤柱應力的影響，得出以下幾點結論：

(1)基本頂巖層斷塊在巷道正上方斷裂時(模型2)頂部下沉大于模型1和模型3兩種情況，其中，模型3大于模型1。

(2)基本頂巖層斷裂位置對巷道實體煤幫變形影響程度為：巷道正上方斷裂結構(模型2)>實體煤上方斷裂結構(模型3)>煤柱上方斷裂結構(模型1)。3種情況對巷道煤柱幫水平位移影響差別不大。

(3)巷道中下部是錨桿支護的重點區(qū)域，增加了小煤柱幫部錨索的支護條件下，巷道煤柱側幫水平位移得到有效改善。

(4)斷裂線位于巷道正上方時，在巷道一側1.5m范圍內，煤柱垂直應力都高于其他2種情況，巷道維護難度最大。

[參考文獻]

[1]]王紅勝，張東升，李樹剛，等.基于基本頂關鍵巖塊B斷裂線位置的窄煤柱合理寬度的確定[J].采礦與安全工程學報，2014，31(1)：10-16.

[2]查文華，李雪，華心祝，等.基本頂斷裂位置對窄煤柱護巷的影響及應用[J].煤炭學報，2014，39(S2)：332-338.

[3]張士嶺，秦帥.沿空巷道變形與基本頂斷裂位置關系數(shù)值模擬[J].煤炭技術，2014，32(11)：97-99.

[4]錢鳴高，石平五，徐家林.礦山壓力與巖層控制[M].徐州：中國礦業(yè)大學出版社，2010.

[責任編輯：王興庫]

Influence on Gob-side Entry Driving by Strata Fracture Position of Basic Roof

WANG Shuai1，GUI Bing2，WANG Hong-hong1，WU Xiu-guang2，LIU Hao1

(1.Mining & Safety Engineering College，Shandong University of Science & Technology，Qingdao 266590，China；2.Jining Three Number Shaft Coal Mine，Yanzhou Mine Co.，Ltd.，Jining 272169，China)

Abstract：In order to studying influence on narrow coal pillar and gob-side entry stability by fracture position of basic roof，fracture mechanic model of gob-side entry was built，then three different models were studied on the basis of UDEC nonlinear numerical simulation software.The results showed that surrounding rock deformation of entry and coal pillar stress were all large，when fractured line of basic roof located up on the roadway，its disadvantage for god side entry maintenance，but coal side of god side entry deformation was smaller when fractured line of basic roof located out of coal pillar scope，its better for entry maintenance.

Key words：basic roof；fracture position；god side entry driving；numerical simulation；narrow coal pillar

[收稿日期]2015-12-03[DOI]10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2016.03.018

[基金項目]國家自然科學基金項目(51374139)；山東省自然科學基金項目(ZR2013EEM018)

[作者簡介]王帥(1990-)，男，山東章丘人，碩士研究生，主要從事礦山壓力與支護和礦山開采方面的學習研究。

[中圖分類號]TD322.1

[文獻標識碼]A

[文章編號]1006-6225(2016)03-0068-03

[引用格式]王帥， 桂兵 ，王紅紅，等.基本頂巖層斷裂位置對沿空掘巷影響分析[J].煤礦開采，2016，21(3)：68-70.