楊緒東

（山東科技大學(xué)礦業(yè)與安全工程學(xué)院，山東 青島 266590）

煤炭開采過(guò)程中常遇到不同空頂距離影響巷道頂板穩(wěn)定性從而造成安全事故的情況，為了更好地了解空頂距離對(duì)巷道頂板穩(wěn)定性的影響，本文主要針對(duì)不同的空頂距離對(duì)頂板穩(wěn)定性的影響進(jìn)行數(shù)值模擬，得出不同空頂距離對(duì)頂板穩(wěn)定性影響規(guī)律，從而給回采巷道安全施工提供理論依據(jù)，給后續(xù)的回采巷道頂板穩(wěn)定性支護(hù)提供借鑒。

1 工程概況

泉溝煤礦開采的煤層為較為穩(wěn)定的山西組下段煤層，煤厚3.45～3.75 m，平均為3.6 m，煤層傾角0～6°，平均為3°，煤層為近水平煤層，煤層內(nèi)含厚度約為0.15 m的泥巖夾矸，煤層整體結(jié)構(gòu)較為簡(jiǎn)單。該煤層基本頂為厚度3.34 m的粉細(xì)砂巖，直接頂為厚度8 m的砂礫巖，頂板類型屬于穩(wěn)定型頂板。該煤層在開采過(guò)程中采用后退式開采方法，采用全部垮落法處理頂板，根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)，在工作面快速推進(jìn)的過(guò)程中，空頂區(qū)頂板隨著空頂距離的增大頂板垮落越來(lái)越劇烈，垮落變化量逐漸減小。

2 空頂距離對(duì)圍巖應(yīng)力影響特征

在回采巷道掘進(jìn)過(guò)程中，出現(xiàn)了一種橢圓體應(yīng)力區(qū)域，對(duì)圍巖的應(yīng)力分布造成了很大影響，并在水平方向上出現(xiàn)了應(yīng)力下降區(qū)域、應(yīng)力高壓區(qū)域、應(yīng)力回復(fù)區(qū)域，在垂直方向上出現(xiàn)了應(yīng)力下降區(qū)域和應(yīng)力回復(fù)區(qū)域。

空頂區(qū)的距離變化對(duì)不同部分的應(yīng)力分布會(huì)產(chǎn)生影響，尤其對(duì)兩幫產(chǎn)生較大的影響，但對(duì)頂板影響比較小?？枕斁嚯x為1m增加到空頂距離10m時(shí)進(jìn)行比較，兩幫的應(yīng)力高壓區(qū)域距迎頭的距離由13m下降到5m，垂直應(yīng)力由25.5MPa上升到27.6MPa，應(yīng)力集中系數(shù)由1.25上升到1.36，由此反映出增大空頂距離，會(huì)使兩幫的應(yīng)力分布集中，環(huán)境條件更加惡劣[1]。

巷道兩幫的承載力主要體現(xiàn)在幫部的應(yīng)力高壓區(qū)域，頂板的壓力主要通過(guò)此區(qū)域傳遞到底板。當(dāng)增加空頂距離時(shí)，會(huì)使應(yīng)力高壓區(qū)域不斷向迎頭靠近，并使深部?jī)蓭桶l(fā)生應(yīng)力集中現(xiàn)象，表明：（1）淺部?jī)蓭蛧鷰r強(qiáng)度較低，應(yīng)力集中位置需要向深部移動(dòng)才能有效承載頂板的載荷；（2）由于淺部?jī)蓭偷膰鷰r強(qiáng)度低，使得其雖處于低應(yīng)力區(qū)域，但仍然出現(xiàn)較大的變形，影響了錨桿等支護(hù)本應(yīng)發(fā)揮的效果。

3 空頂距離對(duì)空頂區(qū)頂板穩(wěn)定性影響規(guī)律

當(dāng)巷道進(jìn)行掘進(jìn)時(shí)，巷道中兩幫和迎頭巖體同時(shí)對(duì)巷道穩(wěn)定起支撐作用，同時(shí)它們共同組合形成了一種“U”型的支護(hù)布局，這種“U”型支護(hù)布局與迎頭區(qū)域的巖體對(duì)頂板共同起穩(wěn)定作用，所以空頂區(qū)的穩(wěn)定性取決于迎頭巖體的穩(wěn)定性和兩幫對(duì)頂板的支撐力。

圖1為支護(hù)滯后迎頭不同距離時(shí)頂板垂直位移模擬云圖，可以看出，隨著滯后距離的增加，滯后支護(hù)與“U”型支持架構(gòu)組成的組合在空頂區(qū)頂板有三個(gè)不同的垂直位移演化階段：

（1）疊加支持階段，此時(shí)滯后迎頭間隔在0到2 m，在這個(gè)階段中，頂板穩(wěn)定主要取決于迎頭“U”型支護(hù)，滯后支護(hù)在此階段內(nèi)發(fā)揮的作用較小，同時(shí)因?yàn)檩S向支護(hù)強(qiáng)度的不斷減弱，導(dǎo)致頂板軸向垂直位移分布曲線有上升的趨向。

（2）協(xié)同支持階段，此時(shí)滯后迎頭間隔在3到7 m，雖然此時(shí)頂板的穩(wěn)定依然受迎頭“U”型支護(hù)的影響，但卻受頂板支護(hù)和“U”型支護(hù)的協(xié)同支持，其效果相互疊加。在軸向垂直位移分布曲線上的特性，重點(diǎn)體現(xiàn)為出現(xiàn)了在空頂區(qū)的極大值和滯后支護(hù)上的最大值，并且由此看出頂板下沉量較為顯著。

（3）自力支持階段，此時(shí)滯后迎頭間隔在0到8 m，而且不處于頂板“U”型支持架構(gòu)的影響范圍內(nèi)，空頂區(qū)穩(wěn)定狀況受“U”型支持架構(gòu)和錨桿支護(hù)的疊加影響，但產(chǎn)生的效果較差。此時(shí)在軸向垂直位移分布曲線的特性上空頂區(qū)和滯后支護(hù)階段出現(xiàn)了兩種不同的趨向：空頂區(qū)階段的曲線有先上升后下降的趨勢(shì)，而在滯后支護(hù)階段的曲線只出現(xiàn)上升趨勢(shì)，因此曲線會(huì)出現(xiàn)一個(gè)相同位置的極大值和最大值，證明了空頂區(qū)下沉的變形量大于后方。

圖1 支護(hù)滯后迎頭不同距離時(shí)頂板垂直位移云圖

由于錨桿支護(hù)處的剛度與周圍無(wú)錨桿支護(hù)處存在差異，且它的支護(hù)與迎頭支撐相比其強(qiáng)度較弱，因此容易使頂板發(fā)生畸形變形，從而使頂板發(fā)生階梯式下沉。當(dāng)滯后支護(hù)距離很小時(shí)，會(huì)出現(xiàn)錨桿支護(hù)與迎頭煤體支護(hù)的范圍共同作用于一個(gè)區(qū)域，使得頂板彎曲的程度在軸向上不斷呈上升趨向。當(dāng)滯后支護(hù)距離較大時(shí)，錨桿支護(hù)與迎頭煤體支護(hù)的影響范圍錯(cuò)開，從而出現(xiàn)因兩者支護(hù)力度的不同而出現(xiàn)的不穩(wěn)定性，導(dǎo)致頂板出現(xiàn)稍偏向滯后支護(hù)區(qū)域的變形。

圖2 支護(hù)滯后迎頭不同距離時(shí)巷道頂板軸向撓度變化

表1 空頂區(qū)頂板最大下沉量及其差值與支護(hù)滯后迎頭距離關(guān)系

如圖2，當(dāng)逐漸增加支護(hù)滯后迎頭的距離時(shí)，空頂區(qū)最大下沉量呈單調(diào)遞增的趨勢(shì)，且增長(zhǎng)的幅度逐漸下降，由此可以得出當(dāng)增加支護(hù)滯后迎頭距離時(shí)，會(huì)使頂板彎曲程度明顯增大，增加相同距離時(shí)不同跨度的巖梁彎曲程度也存在差別；當(dāng)逐漸增加支護(hù)滯后迎頭的距離時(shí)，頂板的最大下沉量變化值雖然逐漸降低，但變化不明顯，此時(shí)拉應(yīng)力超過(guò)強(qiáng)度極限易發(fā)生斷裂，對(duì)安全生產(chǎn)造成隱患。

圖3 不同空頂距離時(shí)兩幫移近量及迎頭移近量的演化

由圖3可以看出不同的支護(hù)滯后迎頭距離導(dǎo)致不同位置圍巖的變形位移量也出現(xiàn)不同。

迎頭巖體主要對(duì)其附近巖體起支撐作用，基本不作用于巷道中心區(qū)域，并且由于巷道在煤層中掘進(jìn)，變形最大的地方在巷道中心，不受支護(hù)滯后迎頭距離的影響，因此變化曲線的位移量基本保持不變，約為120 mm。

幫部位移和頂板位移的位移量受支護(hù)滯后迎頭距離的影響較大，隨著支護(hù)滯后迎頭距離的不斷增大，兩條曲線呈增幅不斷減小的單調(diào)遞增趨勢(shì)，且?guī)筒课灰频淖冃挝灰屏看笥陧敯逦灰屏?，可以看出支護(hù)滯后迎頭距離對(duì)兩幫的影響較大，對(duì)頂板穩(wěn)定影響較小[2]。

4 結(jié)論

（1）空頂區(qū)頂板最大下沉量隨著支護(hù)滯后迎頭距離的增大而顯著增大，最大下沉量變化值在支護(hù)滯后距離較小時(shí)較大，隨著支護(hù)滯后距離的增加變化幅度越來(lái)越小，說(shuō)明了頂板逐漸達(dá)到新的應(yīng)力平衡。

（2）掌握了空頂區(qū)頂板隨著支護(hù)滯后迎頭距離變化的下沉規(guī)律給煤礦回采巷道安全施工提供了重要的理論依據(jù)，給后續(xù)的回采巷道穩(wěn)定性支護(hù)提供了力學(xué)基礎(chǔ)。