畢業(yè)武，　范秀利

(黑龍江科技大學 安全工程學院， 哈爾濱 150022)

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“三軟”煤層回采巷道圍巖災變機理

畢業(yè)武，范秀利

(黑龍江科技大學 安全工程學院， 哈爾濱 150022)

為解決“三軟”煤層回采巷道圍巖控制難題，以大雁礦區(qū)典型 “三軟”煤層回采巷道為例，采用理論分析和數(shù)值模擬的研究方法，分析“三軟”煤層回采巷道圍巖災變影響因素，研究了圍巖災變機理。結(jié)果表明：掘進期間，回采巷道兩幫破壞程度大于頂?shù)装?，兩幫以剪切破壞為主，最大破壞深度約1.2 m，頂?shù)装灏l(fā)生拉伸破壞，最大破壞深度約0.6 m；回采期間，回采巷道頂板破壞程度大于兩幫，底板破壞程度最小，頂?shù)装逡岳羝茐臑橹?，頂板最大破壞深?.0 m左右，兩幫以剪切破壞為主，最大破壞深度2.0 m；掘進及回采期間，兩幫初始最大破壞深度均位于幫角部位，頂板初始最大破壞深度均位于幫角附近，掘進期間應重點加強兩幫幫角圍巖災變控制，回采期間應重點加強幫角附近頂板圍巖災變控制。

“三軟”煤層； 回采巷道； 圍巖災變機理

大雁礦區(qū)屬于我國北方典型軟巖礦區(qū)。大雁礦區(qū)回采巷道圍巖災變問題較為突出，巷道斷面收斂過度，例如，某回采工作面回采期間，由于上順槽受動壓及地質(zhì)條件影響，頂板下沉、底板底鼓及兩幫收斂變形異常明顯，上順槽巷道凈高由原設(shè)計的2.8 m降至1.5 m，巷道凈寬由原設(shè)計的3.5 m收斂至1.8 m，不僅嚴重制約正常生產(chǎn)，同時對施工安全也造成很大威脅。因此，為解決“三軟”煤層回采巷道圍巖災變問題[1-4]，開展“三軟”煤層回采巷道圍巖災變機理研究已迫在眉睫。

1　工程概況

大雁礦區(qū)巖性以砂巖及泥巖為主，該煤巖層賦存多為軟弱巖層，巖體強度低，膠結(jié)性較差，松散且遇水膨脹，主采煤層為典型“三軟”煤層。煤層回采巷道斷面形狀為矩形，上順槽凈寬3.8 m，凈高3.0 m，下順槽凈寬4.0 m，凈高3.0 m，采用錨網(wǎng)索帶聯(lián)合支護；煤層平均厚度6.15 m，直接頂巖性為細粒砂巖，較松散，膠結(jié)性較差，厚度為1.83 m；基本頂巖性為泥巖，膠結(jié)性較差，厚度為4.60m；底板巖性為灰黑色泥巖，固結(jié)性較好，遇水膨脹變軟，厚度為7.0 m。

2　“三軟”煤層回采巷道圍巖災變機理2.1　圍巖災變影響因素

圍巖的性質(zhì)由實驗研究可知，“三軟”煤層巖性以砂巖及泥巖為主，煤、巖石層理較發(fā)育，強度低，松散，膠結(jié)性較差，遇水膨脹泥化、松軟；實驗測得煤體強度只有9.27～12.85 MPa，平均11.23 MPa，巖體強度只有20.15～36.39 MPa，平均26.96 MPa。煤巖體中含有伊利石和高嶺石等親水性礦物，對回采巷道的穩(wěn)定性產(chǎn)生不利影響。

“三軟”煤層為厚煤層，平均厚度為6.15 m，煤層結(jié)構(gòu)復雜，有1～4層軟弱夾層，夾層最厚0.50 m，煤層賦存不穩(wěn)定，厚度變化較大，由于軟弱夾層的影響，導致煤體性質(zhì)弱化，因此，回采巷道在原巖應力及次生應力等多因素影響下，煤體會沿著軟弱夾層發(fā)生剪切破壞,致使回采巷道圍巖變形破壞失穩(wěn)。

典型“三軟”煤層位于大雁煤田的西部，屬向斜構(gòu)造南翼，走向為北緯66°東，傾向西北，區(qū)內(nèi)斷層比較發(fā)育，共有大小斷層36條，由于受構(gòu)造應力的影響，“三軟”煤層回采巷道壓力顯現(xiàn)明顯，主要表現(xiàn)為頂板下沉、底鼓、兩幫收斂變形明顯。

回采巷道支護方式普遍采用錨網(wǎng)索帶聯(lián)合支護，巷道頂板及兩幫均采用φ22×2 200 mm等強螺紋錨桿支護，間排距均為800 mm×800 mm，頂板采用φ17.8×6 000 mm的高強度高延伸率預應力錨索補強支護，間排距為1 600 mm×1 600 mm；巷道頂板每排布置5根錨桿、2根錨索，巷道兩幫各布置4根錨桿，錨桿錨索布置形式如圖1所示。錨桿預緊力不低于50 kN，錨索預緊力不低于100 kN。由于“三軟”煤層頂板巖層比較松軟、破碎，現(xiàn)有支護錨桿、錨索不能錨固到穩(wěn)定巖層中，并由現(xiàn)場松動圈測試可知，上順槽圍巖松動范圍平均為2.39 m，現(xiàn)有支護錨桿長度不能滿足要求。由此可見，現(xiàn)有支護方式及參數(shù)不合理是導致回采巷道圍巖災變的關(guān)鍵因素[5]。

a

b

2.2回采巷道圍巖災變機理數(shù)值模擬

2.2.1數(shù)值模擬模型的建立

數(shù)值模擬把典型“三軟”煤層回采工作面及回采巷道作為研究對象，建立數(shù)值模擬模型[6-8]。巷道斷面形狀為矩形，斷面凈寬×凈高=4.0 m×3.0 m，距地表400 m，垂直應力為10 MPa，最大水平應力為14 MPa；煤層厚度6.15 m，采高3.0 m，采煤方法為綜采放頂煤，采用“二采一放”，放煤步距為1.2 m。

數(shù)值模擬整體模型為y向1/2對稱模型，整體模型尺寸：x(-50，150)，y(-50，100)，z(-50，400)；回采巷道尺寸：x(0，4)，y(0，100)，z(0，3)；x(196，200)，y(0，100)，z(0，3)；煤層開挖尺寸：x(0，200)，y(0，100)，z(0，6)。

煤巖體采用理想彈塑性模型，拉剪復合破壞準則，煤巖物理力學參數(shù)見表1。邊界條件：模型四個側(cè)面和底面法向位移約束，豎直z向為巖體自重，水平兩向側(cè)壓力系數(shù)均為1.4。上下回采巷道同時掘進，開挖支護至y=50 m，一次性推進至y向模型邊界，然后煤層回采，回采至y=50 m，一次性回采至y向模型邊界。回采巷道模型如圖2所示。

圖2　回采巷道數(shù)值模擬模型

名稱E/GPaσc/MPaσt/MPaμρ/g·cm-3c/MPaγ/(°)泥巖3.8221.580.980.372.63.4428.4°細粒砂巖4.3835.461.870.392.65.7230.5°28-2煤層2.111.230.730.271.41.3626.7°泥巖3.5523.850.710.312.64.827.6°

2.2.2圍巖災變機理數(shù)值模擬

(1)回采巷道掘進期間圍巖

回采巷道掘進期間圍巖破壞情況如圖3所示。當巷道掘進50 m時，由圖3a可知,巷道兩幫整體發(fā)生破壞，整體破壞深度約0.6 m，兩幫頂?shù)捉瞧茐淖顕乐?，最大破壞深?.2 m，頂?shù)捉瞧茐膶挾?.6 m。巷道頂板只在幫角附近發(fā)生破壞，破壞深度0.6 m，破壞寬度0.6 m。巷道底板大部分發(fā)生破壞，破壞深度0.6 m。巷道頂?shù)装灏l(fā)生拉伸破壞，兩幫發(fā)生剪切破壞，兩幫破壞程度大于頂?shù)装濉?/p>

當巷道掘進100 m時，由圖3b可知,圍巖塑性區(qū)不斷向深部煤(巖)體擴展，巷道兩幫破壞深度增加，兩幫整體破壞深度達到1.2 m。巷道頂板破壞范圍增大，頂板大部分發(fā)生破壞，破壞深度約0.6 m。底板破壞范圍未發(fā)生變化。巷道頂?shù)装灏l(fā)生拉伸破壞，兩幫發(fā)生剪切破壞和拉伸破壞，以剪切破壞為主，隨著掘進工作面推進距離增大巷道圍巖破壞范圍不斷增大。

綜上，回采巷道掘進期間，隨著巷道掘進距離不斷加大，圍巖破壞深度及范圍不斷加大，巷道兩幫破壞程度大于頂?shù)装?，兩幫最大破壞深?.2 m，初始最大破壞深度發(fā)生在兩幫頂?shù)捉俏恢?，頂?shù)装遄畲笃茐纳疃?.6 m，頂板初始最大破壞深度發(fā)生在幫角附近。頂?shù)装灏l(fā)生拉伸破壞，兩幫發(fā)生剪切破壞和拉伸破壞，以剪切破壞為主。因此，回采巷道掘進期間，應加強巷道兩幫和幫角附近頂板圍巖災變控制，尤其兩幫幫角是巷道圍巖控制的關(guān)鍵部位。

a　掘進工作面開挖50 m

b　掘進工作面開挖100 m

Fig. 3Surrounding rock plastic zone contour map of mining roadway excavation at different distance

(2)回采期間回采巷道圍巖

在回采工作面回采期間，以回采工作面推進40 m位置為例，分析回采巷道圍巖破壞特征?；夭上锏绹鷰r破壞特征，如圖4所示。由分析可知：回采工作面前方5～10 m范圍內(nèi)，回采巷道圍巖破壞最嚴重，頂板破壞范圍最大，最大破壞深度4 m左右，底板破壞范圍較小，最大破壞深度約0.6 m?；夭晒ぷ髅媲胺?～10 m范圍內(nèi)，回采巷道頂板淺部1.2 m以內(nèi)以拉剪破壞為主，頂板深部1.2～40 m以剪切破壞為主，底板以拉伸破壞為主，局部發(fā)生剪切破壞?；夭晒ぷ髅媲胺?0 m范圍外，回采巷道圍巖破壞范圍較小，頂?shù)装遄畲笃茐纳疃?.6 m ，頂?shù)装迤茐囊岳炱茐臑橹?，局部出現(xiàn)剪切破壞。

圖4　回采工作面推進40 m回采巷道圍巖塑性區(qū)云圖

Fig. 4Surrounding rock plastic zone contour map of mining roadway when working face advancing 40 m

a　距離回采工作面5 m

b　距離回采工作面15 m

c　距離回采工作面25 m

Fig. 5Surrounding rock plastic zone contour map of mining roadway at different position of working face

回采工作面前方25 m范圍內(nèi)，回采巷道圍巖塑性區(qū)分布特征如圖5所示。由圖5 a～c 對比分析可知：距離回采工作面愈近，回采巷道圍巖破壞愈嚴重，圍巖穩(wěn)定性愈差；距離回采工作面15 m以內(nèi)，頂?shù)装灞葍蓭蛧鷰r破壞嚴重，距離回采工作面15 m以外，兩幫比頂?shù)装鍑鷰r破壞嚴重。距離回采工作面25 m位置，回采巷道兩幫圍巖破壞深度1.5～2.0 m，最大破壞深度發(fā)生在巷道幫角部位，以剪切破壞為主；頂?shù)装迤茐纳疃?.6 m左右，以拉剪破壞為主。距離回采工作面15 m位置，回采巷道兩幫破壞深度略有增加，以剪切破壞為主。頂板破壞范圍增大，破壞深度1.5～2.0 m，最大破壞深度發(fā)生在巷道幫角附近，頂板淺部0.6 m以內(nèi)以拉剪破壞為主，深部0.6～3.0 m以剪切破壞為主。底板破壞范圍基本不變，以拉剪破壞為主。距離回采工作面5 m位置，巷道兩幫破壞深度加大，最大破壞深度2.0 m，以剪切破壞為主。頂板破壞深度4.0 m，破壞位置由巷道幫角附近頂板逐漸向深部煤(巖)體擴展，以剪切破壞為主。底板破壞范圍基本不變，以拉伸破壞為主。

綜上所述，受回采工作面采動影響，距離回采工作面25 m范圍內(nèi)不同位置回采巷道圍巖變形破壞特征不同，隨著距離回采工作面距離減小，回采巷道圍巖塑性區(qū)增大，圍巖破壞愈加嚴重；巷道頂板破壞程度大于兩幫破壞程度，底板破壞程度最??；頂板最大破壞深度4.0 m，初始最大破壞深度發(fā)生在巷道幫角附近，兩幫最大破壞深度2.0 m，初始最大破壞深度發(fā)生在巷道幫角部位；頂?shù)装逡岳羝茐臑橹?，兩幫以剪切破壞為主；因此，回采期間，應加強回采巷道頂板和兩幫幫角部位的圍巖災變控制，尤其巷道幫角附近頂板是巷道圍巖控制的關(guān)鍵部位。

3　結(jié)　論

(1)掘進期間，回采巷道兩幫破壞程度大于頂?shù)装澹瑑蓭妥畲笃茐纳疃燃s1.2 m，初始最大破壞深度發(fā)生在兩幫頂?shù)捉遣课?，頂?shù)装遄畲笃茐纳疃燃s0.6 m。頂板初始最大破壞深度發(fā)生在幫角附近；巷道頂?shù)装灏l(fā)生拉伸破壞，兩幫發(fā)生剪切破壞和拉伸破壞，以剪切破壞為主；因此，掘進期間，應加強巷道兩幫和幫角附近頂板圍巖災變控制，尤其兩幫幫角是巷道圍巖控制的關(guān)鍵部位。

(2)回采期間，回采巷道頂板破壞程度大于兩幫，底板破壞程度最小，頂板最大破壞深度約4.0 m， 初始最大破壞深度發(fā)生在巷道幫角附近，兩幫最大破壞深度約2.0 m，初始最大破壞深度發(fā)生在巷道幫角部位；巷道頂?shù)装逡岳羝茐臑橹?，兩幫以剪切破壞為主；因此，回采期間，應加強回采巷道頂板和兩幫幫角部位的圍巖災變控制，尤其巷道幫角附近頂板是巷道圍巖控制的關(guān)鍵部位。

(3)該研究結(jié)果可以為“三軟”煤層回采巷道圍巖災變控制提供科學理論依據(jù)，對同類條件下巷道圍巖控制具有重要借鑒意義。

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(編輯徐巖)

Study on mechanism behind surrounding rock disasters in three soft coal seam mining roadways

BIYewu,FANXiuli

(School of Safety Engineering, Heilongjiang University of Science & Technology, Harbin, 150022, China)

This paper seeks to address the surrounding rock control problems of “three soft” coal seam mining roadway. The study building on the typical “three soft” coal seam mining roadway in da'yan mining area involves analyzing the affecting factors of surrounding rock disaster of “three soft” coal seam mining roadway, using the theoretical analysis and numerical simulation; and investigating the mechanism of surrounding rock disaster of “three soft” coal seam mining roadway. The mining roadway excavation is accompanied by the failure greater along the two sides of mining roadway than under roof and on floor,——a failure dominated by the shear mechanism along the two sides of mining roadway, with a maximal failure depth of 1.2 m approximately; the one dominated by tensile failure mechanism of roof and floor of mining roadway and having a maximal failure depth of 0.6 m. The mining operation is accompanied by the failure greater under the roof of mining roadway than along the two sides, with the least failure on floor of mining roadway, in which case, the failure occurring under roof and floor of mining roadway is dominated by tensile and shear failure mechanism, with a maximal failure depth of roof of 4.0 m approximately; the failure mechanism of two sides of mining roadway is mainly shear failure, with a maximal failure depth of two sides of 2.0 m approximately. During the period of mining roadway excavation and mining operation, an initial maximal failure depth of two sides both is located at theirs corners and the initial maximal failure depth of roof both are located near corners of two sides, suggesting that a priority should be given to mining roadway surrounding rock disaster control on the corners of two sides during the period of mining roadway excavation and a priority should be given to roof surrounding rock disaster control near corners of two sides during the period of mining.

“three soft” coal seam; mining roadway; mechanism of surrounding rock disaster

2016-06-07

畢業(yè)武(1978-)，男，黑龍江省安達人，講師，碩士，研究方向：礦井圍巖控制與災害防治、礦山應急救援、爆破安全等，E-mail：biyewu@163.com。

10.3969/j.issn.2095-7262.2016.04.002

TD322

2095-7262(2016)04-0358-04

A