厚煤层沿空掘巷围岩稳定结构主控因素研究

张京民，孟凡林

(库车县科兴煤炭实业有限责任公司，新疆 库车 842000)

我国厚煤层资源丰富，在我国山西、内蒙古、陕西、新疆等矿区大量赋存，已成为大批千万吨级矿井的主采煤层。近年来，为了减少厚煤层煤炭资源浪费，沿空掘巷技术已在厚煤层开采中得到了广泛的推广应用[1-4]。沿空巷道作为矿井运输、行人及通风的主要通道，一旦产生大变形甚至失稳，将直接影响矿井的安全生产。现场实践表明，厚煤层沿空巷道围岩结构失稳是覆岩结构、开采布置因素与地质条件等多种因素共同作用的结果[5-7]。因此，探讨不同因素影响下厚煤层沿空掘巷围岩变形破坏规律对实现厚煤层条件下沿空掘巷围岩稳定性控制具有重要意义。

近年来，国内外学者利用数值模拟、现场探测与理论分析等手段，对厚煤层沿空巷道围岩结构稳定性方面进行了大量有益探索。刘垚鑫[8]等学者认为受关键块破断回转的影响，厚煤层沿空巷道煤柱的变形破坏主要发生在中上部区域；与水平煤层不同，倾斜煤层沿空掘巷煤柱帮易出现斜切破坏和失稳。查文华[9]等学者探讨了侧向基本顶破断位置对其影响规律，认为基本顶断裂线位于煤柱上方时，沿空煤柱载荷最大，需要强化沿空巷道围岩承载结构。郅荣伟[10]采用理论计算推导出采空区侧向基本顶破断位置计算公式，利用FLAC3D模拟软件分析沿空巷道不同煤柱宽度、不同工作面采高、不同巷道跨度的巷道应力特征，揭示了大采高沿空掘巷围岩变形破坏机理。朱翔斌[11]等采用理论分析和现场实测的方法，在研究工作面回采后煤柱应力的分布规律的基础上，确定了沿空掘巷煤柱的留设宽度，并提出了新的巷道支护方案。相关学者[12-14]认为沿空掘巷侧向悬顶结构对沿空巷道围岩稳定性具有消极作用，应主动切顶以减少悬露岩梁载荷传递。此外，随着我国中东部矿区逐渐进入千米深井开采，埋深因素在生产中的影响也逐步加大[15，16]。

上述研究成果主要注重于单一因素对沿空掘巷围岩稳定影响，但如何量化上述多因素共同作用下对沿空掘巷围岩结构稳定性的影响程度，并获得典型条件下影响因素的主次顺序，则需要更深入探讨。以榆树泉煤矿1014工作面地质及开采条件为背景，利用UDEC数值模拟软件分析多因素影响下厚煤层沿空掘巷围岩变形破坏规律，量化巷道埋深、沿空煤柱宽度、侧向岩梁悬臂长度、基本顶破断位置距实体煤帮的距离、煤体完整性程度等因素对沿空掘巷围岩结构稳定性的影响程度，获得影响厚煤层沿空掘巷围岩变形破坏的主控因素，为相似条件下的沿空巷道围岩控制提供理论参考。

1 工程背景及数值模拟

1.1 工程背景数值模型建立

1014综采工作面是榆树泉煤矿下10煤层第3个综采工作面，工作面煤层赋存稳定，厚度为5.6～6.5m，平均为6m，属厚煤层；煤层倾角9°～16°，平均为12°，平均埋深237m。

以1014工作面地质及开采条件为背景，利用UDEC数值分析软件建立厚煤层沿空掘巷数值模型。考察到沿空掘巷采动边界条件，设定UDEC模型尺寸为长×高=220m×119m，模拟煤层厚度6m。为了消除边界效应，模型左右边界留设20m宽边界煤柱。模型左右边界限制水平位移，底部限制垂直位移，上部为自由边界，上边界施加6.0MPa的均布载荷。同时为了模拟沿空掘巷条件，在模型中开挖120m作为上一工作面的回采，回采结束后，在采空区的左侧开挖尺寸为净宽×净高=4m×3m的巷道模拟沿空掘巷。数值模型如图1所示。

1.2 本构模型与岩体参数

煤系地层在地质力学作用下节理裂隙发育，具有显著的力学性质，即岩体在剪应力下屈服或破坏，而抗拉强度很小或基本不具备抗拉性能[17]。因此选用摩尔-库伦模型，其强度准则为：

式中，σ1、σ3分别为最大、最小主应力，MPa；φ为岩石的内摩擦角，(°)；c为岩石的内聚力，MPa。当fs<0时，材料将发生破坏。

模型使用的岩石力学参数参考榆树泉煤矿地测资料，通过整理，各岩层的力学参数见表1。

表1 岩层力学参数

2 沿空巷道围岩结构稳定主控因素模拟分析

2.1 影响因素对沿空巷道结构稳定性影响程度的量化指标

研究表明，巷道埋深、煤体完整性、基本顶破断位置距实体煤帮的距离、小煤柱宽度、侧向悬臂长度，巷道宽度与高度等因素影响沿空巷道结构稳定性[18-20]。为了追寻单一变量的原则，模拟分析中保证巷道宽高不变，分别模拟其余五个因素对巷道结构的影响。模拟过程中，在巷道两帮布置测线，分别监测两帮的水平位移变化，模拟结束后在两帮均匀取60个监测点的水平位移进行统计分析，从中可以得出各因素对巷道结构的稳定性影响。

在数值模拟中为了量化各影响因素对结构稳定的影响程度，定义“幅度差”，其计算公式可由下式表示。幅度差大，说明某一因素的变化会引起小煤柱侧水平位移的较大变化，对巷道的结构稳定性影响加大，相反对巷道的结构稳定性影响较小。

式中，η为幅度差，mm；I为正整数；N为影响因素的变化次数；xi为某一影响因素模拟中第i次模拟煤柱侧的水平位移，mm；ξ1为某一影响因素第一次变化的步距，mm；ξi为某一影响因素第i次变化的步距，mm；x为水平位移变化的平均值，mm。

2.2 不同因素下厚煤层沿空掘巷围岩稳定性分析

2.2.1 基本顶破断位置距实体煤帮的距离对巷道结构的影响

为模拟基本顶破断位置距实体煤帮的距离对巷道结构的影响，通过对模型基本顶块体设置不同尺寸参数，使基本顶破断线距实体煤帮距离分别为2m、4m、6m、8m，其他因素取特定值，来模拟基本顶破断位置距实体煤帮的距离对巷道结构的影响。

通过模拟计算，可以得到不同基本顶破断位置距实体煤帮距离下沿空巷道围岩塑性区分布情况如图2所示。由图2可知，巷道两帮发生屈服变形，巷帮中部发生张拉破坏(图中紫色区域)，随破断位置与实体煤帮距离的增加，基本顶的挠曲变形逐渐增大，但增大的趋势不明显，说明基本顶破断位置距实体煤帮的距离对巷道结构的影响不大。

不同基本顶破断位置距实体煤帮距离条件下巷道两帮水平位移分布如图3所示。由图3可知，实体煤侧的水平位移明显小于小煤柱侧，随着与煤帮距离的增加，小煤柱侧的水平位移逐渐增大，最明显的位置位于巷道的顶角处。实体煤侧位移减小，但减小的幅度很小，说明在实体煤侧破断形态下巷道结构的稳定性影响主要取决于小煤柱的稳定性。依据图3数据可知，i=1、2、3，ξi=2m，x1=117.8mm，x2=169.2mm，x3=223.5mm，x4=286.6mm，根据式(2)可以计算得出幅度差为4.975mm。

2.2.2 煤柱宽度对巷道结构影响

分别取煤柱宽度为5m、7m、9m、11m来模拟其对巷道结构的影响。

不同煤柱宽度条件下巷道塑性区分布如图4所示。由图4可知，随着煤柱宽度的增加，巷道帮部发生张拉破坏的区域(图中紫色区域)减少，巷道的完整性增强。巷道周边的屈服区域(图中红色区域)在巷道宽度为5m的时候最小，说明在保证巷道整体结构稳定的前提下，巷道宽度为5m时可以使巷道周边的屈服区域保持在较小的范围。不同煤柱宽度条件下巷道两帮水平位移分布如图5所示。由图5可知，随着煤柱宽度的增加，变形量迅速减小，但当煤柱宽度增加至9m后，变形不再明显，说明煤柱宽度在9m左右时，巷道的变形效果满足安全生产需求；另外，巷道宽度为5m时巷道帮部水平位移较大，但左帮的整体变形量不大，可以满足实际需要。

利用图5数据计算可知，i=1、2、3，ξi=2m，x1=133.8mm，x2=58.1mm，x3=34.5mm，x4=26.8mm，把上述参数带入式(2)，得幅度差为29.027mm。

2.2.3 悬臂长度对巷道结构影响

为了模拟侧向悬臂长度对巷道结构的影响，通过对模型块体设置不同的尺寸参数，使悬臂长度为0m、2m、4m、6m来模拟其对巷道结构的影响。

不同悬臂长度条件下巷道塑性区分布如图6所示。由图6可知，随着上区段工作面侧向基本顶悬臂长度的增加，实体煤侧的屈服区域(图中红色区域)减小，小煤柱侧屈服区增加。由图7可知，悬臂长度为6m时，两帮水平位移最大，说明上区段工作面侧向基本顶悬臂越长，特别是在坚硬顶板条件下，其回转变形使沿空煤柱结构产生破坏越大。不同悬臂长度条件下巷道两帮水平位移分布如图7所示。由图7可知，i=1、2、3，ξi=2m，x1=117.1mm，x2=129.7mm，x3=139.7mm，x4=175.5mm，代入式(2)计算可得幅度差为11.598mm。

2.2.4 巷道埋深对巷道结构影响

分别取巷道埋深为400m、600m、800m、1000m来模拟其对沿空巷道结构的影响。不同巷道埋深条件下巷道塑性区分布如图8所示，由图8可知，随着巷道埋深的增加，煤体的屈服区域(图中红色区域)明显增大，实体煤侧塑性区扩展至深部区域。此外，当巷道深度增加到某一值时，埋深的增加对煤柱的稳定性影响趋于平稳。不同巷道埋深条件下巷道两帮水平位移如图9所示。由图9可知，埋深的初始增加会使巷道的变形急剧增大，但埋深达到800m后，由于煤柱的破坏接近屈服，埋深继续增加不会使煤柱变形产生更明显的变化，而实体煤侧保持正常的增长趋势。由图9可获得，i=1、2、3，ξi=200m，x1=118mm，x2=272.6mm，x3=431.7mm，x4=463.8mm，幅度差为η=58.836mm。

2.2.5 煤体完整性程度对巷道结构影响

为了模拟煤体的完整性程度对巷道结构的影响，近似将数值模拟中煤体块体厚度代表煤体的完整性程度。如果煤体块体结构较厚，则认为煤体的完整性较好，相反则认为完整性较弱。为此，分别煤体块体厚度为0.25m、0.5m、1.0m与2.0m。

不同煤体完整性条件下巷道塑性区分布如图10所示。由图10可知，煤体的完整性较差时，沿空巷道帮部发生严重的屈曲变形，特别是靠近采空侧，煤体变形严重，巷道变形较大。随着煤体完整性的增强，巷道两帮的结构变化减小，基本可以保持巷道初始形状，所以煤体的完整性程度对巷道结构的稳定影响较大。此外，不同煤体完整性条件下巷道两帮水平位移如图11所示。由图11(a)、(b)可知，当煤体块体厚度为0.25m时，煤柱的最大水平位移达到325mm，而厚度增加到2.0m时，最大水平位移为79.8mm，说明煤体完整性对巷道结构的稳定性影响最大。同理，计算得幅度差为η=64.788mm。

2.3 主控因素分析

上述分析发现，上述五类因素不仅影响厚煤层沿空掘巷围岩破坏范围，而且对沿空煤柱的稳定性也有一定的影响。综合以上五种因素对巷道结构的稳定性影响分析，可得到各影响因素的幅度差：基本顶破断位置距实体煤帮的距离x0=4.975m，沿空煤柱宽度x1=29.027m，侧向岩梁悬臂长度x2=11.598m，巷道埋深H=58.836m，煤体完整性程度a=64.788。由以上结果可知，煤体完整性程度的幅度差最大，其次为巷道埋深的幅度差，最小为基本顶破断位置距实体煤帮的距离的幅度差。由此可知，煤体的完整性程度对小煤柱沿空巷道的稳定性影响最大，其次为巷道的埋深，基本顶破断位置距实体煤帮的距离影响最小，小煤柱的宽度与侧向悬臂长度影响程度相差不大。由此可知，在一定埋深条件下，为了保证沿空掘巷的稳定，需要重点加强对煤柱的完整性控制，例如可选择性采用注浆加固、对穿锚索支护等手段。

3 结 论

1)对于厚煤层沿空掘巷而言，巷道埋深、沿空煤柱宽度、侧向岩梁悬臂长度、基本顶破断位置距实体煤帮的距离、煤体完整性程度等因素均对其稳定性产生一定影响。其中，增加煤体完整性与沿空煤柱宽度，可强化沿空巷道围岩稳定性。上区段工作面侧向岩梁悬臂越大，岩梁回转变形产生的挤压力，沿空巷道围岩稳定性降低。

2)不同巷道埋深、沿空煤柱宽度、侧向岩梁悬臂长度、基本顶破断位置距实体煤帮的距离、煤体完整性程度等因素下，沿空巷道煤柱帮变形量始终大于实体帮，具有明显的非对称变形。

3)为了量化各影响因素对巷道结构的稳定性影响程度，定义“幅度差”公式并计算不同影响因素的幅度差，得到完整性程度对留小煤柱沿空巷道的稳定性影响最大，其次为巷道的埋深，煤柱宽度与侧向悬臂长度影响较小。