基于FLAC 3D的动压巷道应力场演化特征数值模拟分析

摘  要：在煤矿开采中，工作面推进引起的围岩应力场变化是导致巷道破坏、围岩变形的重要因素之一，分析动压巷道应力场演化对安全生产有着重要意义。根据工程实例，对受采动影响的巷道使用FLAC 3D软件进行了数值模拟，并从应力场、位移场演化以及塑性区分布特征进行了分析，通过实地监测的数据对数值模拟分析进行了验证，由此针对安全生产给出了上山保护煤柱尺寸应在100 m的建议。

关键词：工作面；围岩变形；应力场；数值模拟

中图分类号：TP391.9  文献标识码：A  文章编号：2096-4706（2023）04-0157-06

Numerical Simulation Analysis of Stress Field Evolution Characteristics of Dynamic Pressure Roadway Based on FLAC 3D

LI Yexu

（School of Mining Engineering， Anhui University of Science & Technology， Huainan  232001， China）

Abstract： In coal mining， the change of surrounding rock stress field caused by working face advance is one of the important factors leading to roadway failure and surrounding rock deformation， and making an analysis on dynamic pressure roadway stress field evolution is of great significance for safe production. According to the engineering example， the numerical simulation of a roadway affected by mining is carried out by FLAC 3D software， and the characteristics of stress field， displacement field evolution and distribution of plastic zone are analyzed. The numerical simulation analysis is verified by the on-site monitoring data. Therefore， it is suggested that the size of the uphill protective coal pillar should be 100 m for safe production.

Keywords： working face; surrounding rock deformation; stress field; numerical simulation

0  引  言

研究動压巷道的应力场演化特征，在判断受采动影响的巷道稳定性、巷道破坏形式以及安全生产等多方面都有积极的意义[1-5]。本文结合祁南煤矿1017工作面实际情况，在现场地质勘察、力学试验的基础上，基于FLAC 3D软件进行数值模拟[6-8]，分析该工作面在回采推进过程中应力场演化特征，并结合实地监测数据给安全生产提供了建议。

1  工程概况

1.1  工作面概况

1017工作面位于祁南煤矿水平101采区，地面标高22.5～23.2 m，工作面标高-393.0～-447.3 m。1017工作面位于101采区左翼第四区段，走向长795 m，倾斜长101/99 m。

1.2  煤层顶底板情况

老顶：细～中粒砂岩，0～4.2 m，浅～深灰色，块状结构，夹有薄层粉砂岩，具水平层理。

直接顶：泥岩，0.5～2.2 m，深灰色，碎块状～块状，富含植物化石碎片。

直接底：泥岩，0～3.5 m，灰黑色～黑色，含炭质泥岩，含有植物化石碎片。

老底：粉砂岩，6.5～9.7 m，灰～灰黑色，块状结构，水平层理发育，含有植物化石碎片。1017工作面地质条件如表1所示。

1.3  地质构造

工作面所在段整体地层为一单斜构造，走向为SN，倾向为E，煤层倾角为4～20°，平均倾角为10°局部煤层有一定的起伏变化。根据三维地震勘探资料和1015工作面揭露的地质情况分析，工作面内及其周围小构造较为发育，H＜2 m断层8条；2 m≤H＜5 m断层3条，煤层有一定起伏变化，切岩附近约200 m受火成岩侵蚀影响，破坏了煤层的完整性。

2  动压巷道应力场演化特征数值模拟分析

2.1  数值计算模型

数值计算模型参数依据祁南煤矿101采区1017工作面顶底板实际地质条件，模拟工作面开采过程中对前方巷道影响特征；数值计算模型尺寸：长×宽×高=250×400×220 m，共划分185 688单元，模型网格划分如图1所示。

2.2  动压巷道应力场演化特征

工作面回采过程中，当煤壁距上山不同距离时工作面前方煤岩体支承压力分布及上山围岩垂直应力演化云图如图2所示，由图2可知：

（1）上山掘进后，其巷道两帮的垂直应力在3～15 m的范围内以1.3左右的系数集中；巷道顶底板的垂直应力在一定范围内上降低了，其煤岩体处于卸压状态。

（2）在工作面回采过程中，当工作面煤壁距离上山280～160 m时，因工作面回采而产生的超前支承压力对上山围岩应力分布几乎没有影响，上山围岩垂直应力与上山刚开掘后垂直应力分布相当；此时煤壁前方支承压力集中系数2.2左右。

（3）随着工作面不断向前推进，当工作面煤壁距离上山120 m时，因超前支承压力对上山围岩体应力分布产生影响，此时上山巷道两帮垂直应力集中系数为1.48左右，较上山掘进后其应力集中程度有所增加，但增加值较小。

（4）随着工作面的进一步推进，如当工作面距离上山100 m时，工作面超前支承压力已对上山应力分布产生较大影响，从图2（f）可见，此时上山靠近工作面一帮3～30 m范围内垂直应力集中系数为1.6～1.88。

（5）当工作面煤壁距离上山60 m时，此时上山帮部垂直应力集中系数达到2.0左右，工作面超前支承压力对上山巷道围岩应力分布产生较大影响。

2.3  动压巷道位移场演化特征

工作面回采过程中，上山巷道围岩变形曲线如图3所示，由图3可知：

（1）当工作面煤壁距离上山较远时（200 m以外），上山围岩变形量较小，此时巷道两帮累计移近量为38 mm，顶底板累计移近量为45 mm；即超前支承压力对上山的影响在距工作面煤壁较远时比较微小。

（2）当工作面持续向前推进时，煤壁前方超前支承压力影响范围也向前移动，由图中曲线斜率可知，当上山与工作面煤壁距离在200～110 m范围时，此时曲线斜率变陡峭，即上山巷道围岩变形增大，两帮累计移近量增大到188 mm，顶底板累计移近量增大到249 mm。

（3）随着工作面的进一步推进，图中曲线斜率变得更加陡峭，即巷道围岩变形速率增大，工作面回采产生的超前支承压力对上山巷道产生剧烈影响，此时巷道围岩破碎；工作面煤壁距上山巷道60 m时，上山巷道两帮累计移近量达397 mm，顶底板累计移近量达520 mm。

2.4  塑性区分布特征

工作面回采过程中，当煤壁距上山不同距离时工作面前方煤岩体塑性区分布及上山围岩塑性区云图如图4所示，由图4可知：

（1）上山掘进后，巷道顶部部分煤岩体处于剪切和拉伸状态，此时若支护强度满足要求，塑性区将不再扩展。

（2）随着工作面的推进，工作面顶底板由于受回采的影响，其顶底板煤岩体产生拉剪破坏，顶板塑性破坏区达60 m左右高度，底板塑性破坏区达35 m左右深度；工作面煤壁前方煤岩体拉伸破坏。

（3）工作面煤壁距离上山120 m以外范围时，由于工作面回采而产生的超前支承压力对上山围岩塑性区产生的影响较小；当工作面煤壁距离上山120 m以内范围时，上山巷道围岩的塑性区在工作面超前支承压力的影响下持续扩大，破坏形式为剪拉破坏，此时将导致巷道产生较大变形及破坏。

3  1017工作面超前支承压力实地监测数据与分析

在祁南煤矿1015轨道巷中布置4组钻孔应力计，用于监测与研究1017工作面超前支承压力的分布规律。

1#钻孔应力计安装在1015轨道巷煤体内，距离1#联巷下口平距7 m处，安装深度为8 m，测得巷道围岩应力变化曲线如图5所示，由图5可知：

（1）从1017工作面煤壁到1#应力计安装位置距离为305 m，当应力计和工作面之间的距离大于120 m时，测得的围岩应力值从9.4 Mpa上升到了11.31 Mpa，上升幅度为1.91 Mpa，变化速率为0.03 Mpa/d，这个时候工作面超前支承压力对围岩的影响很微小。

（2）工作面持续向前推进，直至应力计与工作面之间距离为120～60 m时，巷道围岩应力的上升幅度和变化速率均呈现出增大势头，围岩应力值从11.31 Mpa上升到了13.54 Mpa，上升幅度为2.23 Mpa，应力的变化速率为0.062 Mpa/d，说明工作面超前支承压力对前方120 m处的围岩已经产生了影响。

（3）当工作面继续向前推进至与应力计相距60～20 m时，围岩应力又从13.54 Mpa上升到了15.8 Mpa，变化速率为0.078 Mpa/d，说明工作面超前支承压力对前方60 m处的巷道围岩有了急剧的影响。

2#钻孔应力计安装在1015轨道巷煤体内，距离1#联巷下口平距27 m处，安装深度为8 m，测得巷道围岩应力变化曲线如图6所示；由图6可知：

（1）從1017工作面煤壁到2#应力计安装位置距离为325 m，当应力计和工作面之间的距离大于120 m时，测得的围岩应力值从8.96 Mpa下降到了8.72 Mpa，下降幅度为0.2 4Mpa，变化速率为0.003 Mpa/d，易知这个时候工作面超前支承压力对围岩的影响很微小。

（2）工作面持续向前推进，直至应力计与工作面之间距离为120～65 m时，巷道围岩应力的上升幅度和变化速率均呈现出增大势头，围岩应力值从8.72 Mpa上升到了9.89 Mpa，上升幅度为1.17 Mpa，应力变化速率为0.033 Mpa/d，说明工作面超前支承压力对前方120 m处的围岩已经产生了影响。

（3）当工作面继续向前推进至与应力计相距65～45 m时，围岩应力又从9.89 Mpa上升到了10.87 Mpa，变化速率为0.07 Mpa/d，说明工作面超前支承压力对前方65 m处的巷道围岩有了急剧的影响。

3#钻孔应力计安装在1015轨道巷煤体内，距离1#联巷下口平距57 m处，安装深度为8 m，测得巷道围岩应力变化曲线如图7所示，由图7可知：

（1）从1017工作面煤壁到3#应力计安装位置距离为355 m，当应力计和工作面之间的距离大于135 m时，测得的围岩应力值从8.84 Mpa下降到了8.6 Mpa，下降幅度为0.24 Mpa，变化速率为0.003 Mpa/d，易知这个时候工作面超前支承压力对围岩的影响很微小。

（2）工作面持续向前推进，直至应力计与工作面之间距离为120～75 m时，巷道围岩应力变化速率出现上升势头，围岩应力从8.6 Mpa上升至9.24 Mpa，上升幅度为0.64 Mpa，应力变化速率为0.016 Mpa/d，说明工作面超前支承压力对前方120 m处的围岩已经产生了影响。

总体来说，该段巷道受采动影响较小。

4#钻孔应力计安装在1015轨道巷煤体内，距离1#联巷下口平距82 m处，安装深度为8 m，测得巷道围岩应力变化曲线如图8所示，由图8可知：

（1）从1017工作面煤壁到4#应力计安装位置距离为380 m，当应力计和工作面之间的距离大于279 m时，测得的围岩应力值从8.01 Mpa下降到了5.82 Mpa，下降幅度为2.19 Mpa，变化速率为0.078 Mpa/d，该监测期间，巷道围岩压力减小。

（2）工作面持续向前推进，直至应力计与工作面之间距离为160～100 m时，巷道围岩应力变化速率有了上升势头，围岩应力从5.88 Mpa上升至6.83 Mpa，上升幅度为1.01 Mpa，应力变化速率为0.024 Mpa/d，说明工作面超前支承压力对前方160 m处的围岩已经产生了影响；工作面向前推进距离越大，采动影响逐渐增大。

总体来说，该段巷道受采动影响较小。

4  1017工作面附近巷道群围岩变形监实地测数据与分析

在祁南煤矿1017工作面附近巷道布置顶板离层仪，用于监测巷道群围岩变形数据。

顶板离层仪安装时，距离工作面387 m。由图9曲线可得，随着工作面的推进，巷道围岩相对移近量逐渐增大。具体情况如下：距离工作面387 m到155 m时，围岩变形几乎没有变化，10 m、7 m、4 m、2 m测点各自下部岩层累计移近量分别为：0 mm、0 mm、0 mm、0 mm；最大相对移近速度分别为0 mm/d、0.83 mm/d、0. 67 mm/d、0.13 mm/d。距工作面155 m到113 m时，各测点相对于距离工作面387 m到155 m监测期间的测点移近速度变大，相对移近量明显增大。10 m测点下部岩层累计移近量为0 mm；7 m测点下部岩层累计移近量从0 mm增大到20 mm；4 m测点下部岩层累计移近量由0 mm增大到10 mm；2 m测点下部岩层累计移近量由0 mm增大到9 mm。整个监测期间得到10 m、7 m、4 m、2 m测点各自下部岩层最大相对移近量分别为2 mm、6 mm、6 mm、3 mm；最终累计移近量分别为0 mm、20 mm、10 mm、9 mm；最大相对移近速度分别为0.67 mm/d、1.5 mm/d、1.25 mm/d、1 mm/d。

5  结  论

综上所述，有以下结论与认识：

由基于FLAC 3D的数值模拟分析可知，工作面回采产生的超前支承压力影响范围为100 m左右，当工作面煤壁距离上山100 m范围内时，超前支承压力将对上山产生较大影响，巷道的破坏形式主要为拉剪破坏。

1015轨道巷钻孔应力计监测数据表明：1017工作面开采对101采区巷道群的影响范围可以波及回采工作面前方100～120 m；工作面推到距测点40～60 m时，巷道受工作面采动影响剧烈；采动影响剧烈期，测点处超前支承压力增长速度达到0.07～0.08 MPa/d，压力增长较明显。

实地监测的应力数据与数值模拟分析数据基本吻合，实地监测的应力数据支持数值模拟的分析。因此，为了保证上山巷道的稳定，不给安全生产带来影响，上山保护煤柱尺寸应在100 m左右。

参考文献：

[1] 郑西贵，姚志刚，张农.掘采全过程沿空掘巷小煤柱应力分布研究 [J].采矿与安全工程学报，2012，29（4）：459-465.

[2] 方新秋，郭敏江，吕志强.近距离煤层群回采巷道失稳机制及其防治 [J].巖石力学与工程学报，2009，28（10）：2059-2067.

[3] 李家卓，张继兵，侯俊领，等.动压巷道多次扰动失稳机理及开采顺序优化研究 [J].采矿与安全工程学报，2015，32（3）：439-445.

[4] 李臣，霍天宏，吴峥，等.动压巷道顶板非均匀剧烈变形机理及其稳定性控制 [J].中南大学学报：自然科学版，2020，51（5）：1317-1327.

[5] 刘建军.崔家寨煤矿近距离煤层群开采巷道稳定性分析 [J].煤炭科学技术，2009，37（3）：13-16.

[6] 李佳佳，高明中，王素军.近距离采动影响巷道稳定性数值模拟研究 [J].煤炭技术，2010，29（1）：79-81.

[7] 孙光中，王国际，郭军杰，等.采动影响下巷道群稳定性数值分析研究 [J].地下空间与工程学报，2009，5（S1）：1412-1417.

[8] 刘景儒，吴树仁，张永双，等.复杂断面洞室围岩应力数值模拟分析 [J].铁道建筑，2007（4）：38-41.

作者简介：李业旭（1996—），男，汉族，安徽宣城人，硕士研究生在读，研究方向：矿山资源开发与管理。

收稿日期：2022-09-29