徐 薇 劉 波,2 閆振東 李 鵬 高 雷

(1. 中國礦業(yè)大學(北京)力學與建筑工程學院，北京市海淀區(qū)，100083；2. 深部巖土力學與地下工程國家重點實驗室，北京市海淀區(qū)，100083；3. 晉城煤業(yè)集團金鼎煤機礦業(yè)有限責任公司，山西省晉城市，048006)

★ 煤炭科技·開拓與開采★

大采高壁式鉆采工作面圍巖穩(wěn)定性數(shù)值分析與監(jiān)測研究

徐 薇1劉 波1,2閆振東3李 鵬1高 雷1

(1. 中國礦業(yè)大學(北京)力學與建筑工程學院，北京市海淀區(qū)，100083；2. 深部巖土力學與地下工程國家重點實驗室，北京市海淀區(qū)，100083；3. 晉城煤業(yè)集團金鼎煤機礦業(yè)有限責任公司，山西省晉城市，048006)

以晉煤集團趙莊2號井鉆采工作面為例，采用有限差分數(shù)值模擬和現(xiàn)場監(jiān)測相結(jié)合的方法，對使用鉆采法采煤工藝的大采高壁式鉆采工作面的礦壓顯現(xiàn)特征進行了研究。模擬計算結(jié)果表明，圍巖豎向應(yīng)力的分布呈現(xiàn)雙峰型；在工作面前方的應(yīng)力升高區(qū)，超前支承壓力峰值范圍平均為7.2 m，影響范圍為55 m?；仫L平巷頂板下沉、兩幫移近的現(xiàn)場監(jiān)測值與模擬計算值吻合較好。綜合模擬計算得出的超前支承壓力影響范圍，建議在工作面平巷超前55 m的范圍內(nèi)，同時需注意頂板、兩幫的活動變化，加強巷道支護。

鉆采法 大采高 數(shù)值模擬 圍巖豎向應(yīng)力

大量的資源整合礦井由于缺少相應(yīng)的采煤工藝和高效機械化綜采設(shè)備，仍采用簡易機采或炮采的方式進行生產(chǎn)，安全性差、生產(chǎn)效率低、產(chǎn)量低、工作環(huán)境惡劣、資源丟失嚴重，這一問題在厚煤層中小型礦井中更為突出。晉煤集團研發(fā)了一種能滿足厚煤層中小型礦井安全高效生產(chǎn)的新型一次采全高鉆采法采煤機。該采煤工藝和配套綜采設(shè)備，適應(yīng)于10 m以上的短工作面，不僅可用于常規(guī)壁式大采高工作面開采，還可用于回收小塊段資源和大型煤柱，將解決大型綜采設(shè)備無法應(yīng)用于資源相對分散、儲量相對較少的中小型礦井的開采難題，促進我國中小型礦井安全高效生產(chǎn)與機械化程度提高。

本文通過有限差分法數(shù)值模擬和現(xiàn)場實測相結(jié)合的方法，以晉煤集團趙莊2號井短壁大采高鉆采工作面為依托，對新型一次采全高鉆采法采煤工藝的實例應(yīng)用及礦壓顯現(xiàn)特征進行研究，指導(dǎo)大采高壁式鉆采工作面的安全生產(chǎn)，為該采煤工藝的推廣應(yīng)用和安全保障提供技術(shù)支撐。

1 工程概況

1.1 工作面簡介

趙莊2號井短壁大采高工作面采用一次采全高的采煤工藝，開采3#煤層，煤層厚5.3～6 m，平均厚度5.36 m；煤層傾角1°～8°，平均3°；普氏硬度0.4～1.3；埋深413～437 m，平均421 m。直接頂為厚1.8 m的泥巖，老頂為厚1.6 m的粉砂巖，直接底為厚1.0 m的泥巖，老底為厚2.4 m的粉砂巖。工作面采用傾斜短壁、全部垮落、后退式綜合機械化一次采全高采煤工藝，工作面傾向長度90 m，走向長度298 m，采高5.0 m，循環(huán)進尺1.2 m。工作面配置1部MG120/181-NWD型單滾筒采煤機和61組ZY5500/24/52型兩柱掩護式輕型液壓支架，工作面布置如圖1所示。

1.2 工作面來壓情況

工作面從開始開采到推進至155 m共發(fā)生8次周期來壓。老頂來壓影響時間為3 d左右，老頂初次來壓步距為45.0～46.9 m，平均45.9 m；動載系數(shù)最大值為1.72，最小值為1.46，平均值為1.59。周期來壓期間，垮落步距最大值為19.4 m，最小值為6.1 m，平均值為13.2 m；動載系數(shù)最大值為1.77，最小值為1.17，平均值為1.42，強度較小。周期來壓呈現(xiàn)來壓步距小、頻率高、強度低的特點。

圖1 大采高壁式鉆采工作面布置圖

2 工作面圍巖穩(wěn)定性數(shù)值模擬

2.1 數(shù)值模型的建立

為分析工作面圍巖應(yīng)力場演化及豎向應(yīng)力的變化，運用FLAC3D軟件進行三維數(shù)值模擬。計算模型x方向外擴展2倍工作面傾向長度，為270 m；y方向外擴展1倍工作面走向長度，為600 m；z方向老底、直接底、煤層、直接頂、老頂厚度和為12 m，沿老頂向上取73 m、沿老底再向下取55 m，以消除尺寸效應(yīng)。采用理想彈塑性Mohr-Coulomb本構(gòu)模型。在開挖區(qū)域采用六面體單元劃分。所有邊界均為位移邊界條件，其中模型上表面為自由邊界，下表面為z方向位移固定，左右邊界為x方向位移固定，前后邊界為y方向位移固定。三維模型如圖2所示，各巖層的物理力學參數(shù)見表1。

表1 巖層的物理力學參數(shù)表

圖2 數(shù)值模型示意圖

2.2 圍巖應(yīng)力場演化分析

模擬時，按照正常工作面的布置順序進行。當老頂完全屈服時，停止計算。工作面直接頂開始大面積垮落時，工作面進尺為12 m；老頂開始垮落時，進尺為36.5 m，初次垮落基本結(jié)束時，工作面進尺為38.4 m。由于切眼的寬度為8.5 m，計算取整后，直接頂垮落步距取21 m，老頂初次垮落步距取48 m，隨后按3 m/次的開挖步距模擬開采過程，計算得在工作面推進過程中沿走向方向的部分豎向應(yīng)力云圖如圖3、圖4和圖5所示。

由圖3、圖4和圖5可知，隨著工作面的推進，自開切眼起煤層上覆巖層開始形成壓力拱，豎向應(yīng)力云圖演示了上覆巖層壓力拱的形成、向上發(fā)育至最高部位、不再向上發(fā)展而繼續(xù)向水平方向發(fā)展的過程。在工作面的推進過程中，上覆巖層豎向應(yīng)力的演變有以下特征：

圖3 工作面推進至21 m時直接頂垮落前豎向應(yīng)力云圖

圖4 工作面推進至48 m時老頂初次垮落前豎向應(yīng)力云圖

圖5 工作面推進至120 m時老頂周期垮落前豎向應(yīng)力云圖

(1)模型開挖邊界至回采工作面控頂距末端為應(yīng)力降低區(qū)，即支架后方采空區(qū)，隨著采空區(qū)頂板的及時垮落，豎向應(yīng)力迅速降至零(或接近零)；

(2)工作面控頂距內(nèi)上部為應(yīng)力釋放區(qū)，在該區(qū)域內(nèi)煤層面上的應(yīng)力很小，其應(yīng)力分布形式與數(shù)值計算模型中支架施加給頂板的支護強度相對應(yīng)；

(3)垮落前工作面煤壁前方應(yīng)力急劇升高并在某個距離內(nèi)達到峰值應(yīng)力為應(yīng)力升高區(qū)，即煤體的塑性區(qū)。該區(qū)域內(nèi)應(yīng)力急劇增加，煤層發(fā)生壓縮和破壞，是煤壁片幫破壞的關(guān)鍵區(qū)域；

(4)應(yīng)力峰值點至模型右邊界為應(yīng)力恢復(fù)區(qū)，該區(qū)域內(nèi)遠離應(yīng)力峰值點煤巖層受開挖的采動影響越來越小，應(yīng)力分布規(guī)律一般按負指數(shù)規(guī)律遞減，并逐漸恢復(fù)到原巖應(yīng)力；

(5)切眼后方亦存在一個應(yīng)力較高區(qū)域，在沿整個走向方向上，豎向應(yīng)力分布呈現(xiàn)雙峰型。

2.3 各階段豎向應(yīng)力變化分析

工作面推進至各階段時，豎向應(yīng)力變化曲線如圖6所示。由圖6可知，工作面前方始終有一個應(yīng)力升高區(qū)，且隨著工作面的逐步推進，該應(yīng)力升高區(qū)在沿工作面走向方向是一個不斷前移的動態(tài)過程。工作面前方的應(yīng)力升高區(qū)，超前支承壓力峰值范圍平均為7.2 m，峰值介于16.32～19.04 MPa，而原巖應(yīng)力為10.05 MPa，則應(yīng)力集中系數(shù)為1.62～1.9；得出工作面超前支承壓力影響范圍為55 m。

圖6 工作面推進不同距離時的豎向應(yīng)力曲線

2.4 工作面采場圍巖的豎向應(yīng)力分析

為更好地分析工作面開采后的支承壓力分布變化，在工作面傾向左擴展至-75 m、向右擴展至175 m，在工作面走向向前擴展至350 m，進行豎向應(yīng)力分析。模擬當工作面推進至300 m時，工作面采場圍巖的豎向應(yīng)力分布如圖7所示。

同理于工作面走向方向的豎向應(yīng)力分布，在沿工作面整個傾向方向上，其豎向應(yīng)力分布也呈現(xiàn)雙峰型。在進風平巷、回風平巷中，靠近采煤體幫面上的應(yīng)力隨著工作面的推進迅速降至為零。而向進風平巷、回風平巷外側(cè)的煤柱延伸，即不斷接近未開采煤層的屈服區(qū)時，應(yīng)力迅速增加，并隨著煤層內(nèi)巖石性質(zhì)的變化，在某個距離上達到峰值應(yīng)力，之后逐漸降低至原巖應(yīng)力。

圖7 工作面采場圍巖的豎向應(yīng)力分布

2.5 工作面巷道圍巖表面位移分析

在模擬工作面推進的過程中，對回風平巷超前70 m范圍內(nèi)的頂板下沉、兩幫移近量進行分析，如圖8所示。由圖8可知，頂板下沉量累積最大值為69 mm，兩幫移近量累積最大值為182 mm。在距離工作面55 m以外時，巷道頂板與兩幫變形量很小；在距離工作面55 m以內(nèi)時，二者的變形量開始急劇增加。

圖8 巷道頂板下沉、兩幫移近

3 巷道圍巖表面位移工程監(jiān)測

巷道表面位移是評價巷道支護效果的重要指標，包括頂?shù)装逡平亢蛢蓭鸵平??？紤]到現(xiàn)場實際情況，在回風平巷工作面超前70 m處設(shè)置收斂監(jiān)測斷面，布置頂板、左幫、右?guī)?個觀測基點，采用JSS30A型數(shù)顯收斂計進行測讀，通過幾何計算，對超前70 m范圍內(nèi)的頂板、兩幫變形量進行分析。

在回采過程中，隨著工作面的向前推進，當回風平巷監(jiān)測點位置距工作面的距離只有14m時，受超前液壓支護設(shè)備的影響，位移監(jiān)測結(jié)束，回風平巷頂板、兩幫變形量的a、b兩組實測值與模擬計算值對比如圖9所示。由圖9可知，監(jiān)測期間回風平巷頂板下沉量累積最大值為38 mm，兩幫移近量累積最大值為144.4 mm。觀測點在距離工作面50 m以外時，巷道頂板與兩幫變形量很??；回采過程中，隨著工作面逐步靠近觀測點，當觀測點距離工作面50m以內(nèi)時，二者的變形量開始急劇增加。實測得出的變形量急劇增加范圍與模擬計算的結(jié)果基本吻合，驗證了模擬計算的準確性。在工作面超前55 m的范圍內(nèi)，應(yīng)注意頂板、兩幫的活動變化，加強巷道支護。

圖9 巷道頂板下沉、兩幫移近實測值與模擬計算值的對比

4 結(jié)論

(1)大采高壁式鉆采工作面老頂初次來壓步距平均為45.9 m；周期來壓期間垮落步距最大值為19.4 m，最小值為6.1 m，平均值為13.2 m；周期來壓呈現(xiàn)來壓步距小、頻率高、強度低的特點。

(2)在沿工作面走向方向和工作面傾向方向上，圍巖豎向應(yīng)力的分布均呈現(xiàn)雙峰型。模擬計算得出工作面前方的應(yīng)力升高區(qū)，超前支承壓力峰值范圍平均為7.2 m，峰值介于16.32～19.04 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為1.62～1.90；工作面超前支承壓力影響范圍為55 m。

(3)在工作面開采推進過程中，進行了回風平巷頂板下沉、兩幫移近的監(jiān)測。監(jiān)測結(jié)果表明：回風平巷頂板下沉、兩幫移近的實測值與模擬計算值結(jié)果吻合較好。結(jié)合模擬得出的超前支承壓力影響范圍，建議在工作面平巷超前55 m的范圍內(nèi)，同時需注意頂板、兩幫的活動變化，加強巷道支護。

[1] 鄧小鵬. 大采高工作面覆巖運移規(guī)律及礦壓顯現(xiàn)特征特殊性研究 [J]. 中國煤炭，2017(3)

[2] 李子豪. 大采高工作面開采技術(shù)研究 [J]. 中國煤炭，2014(6)

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(責任編輯 陶 賽)

山西省上半年新增煤炭產(chǎn)能16810萬t

山西省煤炭工業(yè)廳發(fā)布《山西省煤炭工業(yè)廳關(guān)于2017上半年建設(shè)煤礦產(chǎn)能情況的公告》顯示，截至6月底，山西省共有建設(shè)煤礦343家，合計新增產(chǎn)能16810萬t/a。上述煤礦中，大部分屬于資源整合礦井，新建煤礦有5家，合計產(chǎn)能3520萬t/a；改擴建煤礦5家，新增產(chǎn)能800萬t/a，其余均為資源整合煤礦。上述煤礦中，進入聯(lián)合試運轉(zhuǎn)的有44家，合計產(chǎn)能2270萬t/a。隸屬五大集團的煤礦共有100家，其中焦煤集團共有建設(shè)煤礦38家，合計新增產(chǎn)能2756萬t/a；同煤集團共有建設(shè)煤礦8家，合計新增產(chǎn)能360萬t/a；陽煤集團共有建設(shè)煤礦12家，合計新增產(chǎn)能471萬t/a；潞安集團共有建設(shè)煤礦12家，合計新增產(chǎn)能1247萬t/a；晉煤集團共有建設(shè)煤礦30家，合計新增產(chǎn)能882萬t/a。

Numericalanalysisandmonitoringresearchonsurroundingrockstabilitywithlargeminingheightbydrilling-spallingmethod

Xu Wei1, Liu Bo1,2, Yan Zhendong3, Li Peng1, Gao Lei1

(1.School of Mechanics & Civil Engineering, China University of Mining & Technology, Haidian, Beijing 100083, China;2.State Key Laboratory for Geomechanics and Deep Underground Engineering, China University of Mining & Technology, Haidian, Beijing 100083, China;3. Jincheng Coal Mining Group Kingding Mining and Machinery Co., Ltd., Jincheng, Shanxi 048006, China)

Based on a drilling-spalling work face project of Zhaozhuang No.2 Mine of Jincheng Coal Mining Group, using numerical simulation and field monitoring, the characteristics of rock pressure appearance of large mining height work face by using drilling and mining method was studied. Numerical analysis results indicated that the distribution of vertical stress of surrounding rock displayed a double-peak curve. In the stress rising areas in front of work face, the average range of advancing support pressure peak value was 7.2 m, and the influence range was 55 m. Field monitoring results accorded with the numerical calculating results. Combined with the simulation influence range of advancing support pressure, the movement of roof and bolted walls needed to be focused on during construction and the roadway supporting should be strengthened within the advanced range.

drilling-spalling method, large mining height, numerical simulation, vertical stress of surrounding rock

國家自然科學基金(41472259)，“十三五”國家重點研發(fā)計劃重點專項(2016YFC0802505)

徐薇，劉波，閆振東等. 大采高壁式鉆采工作面圍巖穩(wěn)定性數(shù)值分析與監(jiān)測研究 [J]. 中國煤炭，2017,43(8)：56-60. Xu Wei, Liu Bo, Yan Zhendong, et al. Numerical analysis and monitoring research on surrounding rock stability with large mining height by drilling-spalling method [J]. China Coal，2017,43(8)：56-60.

TD326

A

徐薇(1989-)，女，安徽淮南人，在站博士后，現(xiàn)在中國礦業(yè)大學(北京)工程力學博士后流動站工作，從事地下工程方面的研究。