白志云，徐青云，王愛國，趙 濤

（1.山西大同大學(xué) 煤炭工程學(xué)院，山西 大同 037003；2.晉能控股山西科學(xué)技術(shù)研究院有限公司，山西 大同 037003；3.晉能控股煤業(yè)集團(tuán) 太原煤氣化龍泉能源發(fā)展有限公司，山西 太原 030303）

隨著煤礦開采技術(shù)的不斷發(fā)展與完善，為了提高煤炭資源回采率及降低掘進(jìn)費(fèi)用，在大多數(shù)煤礦中，回采巷道布置在煤層中[1-4]。在特厚煤層、厚煤層進(jìn)行開采過程中，大部分煤礦的回采巷道多為托頂煤巷道，在煤礦實(shí)際應(yīng)用中，大斷面托頂煤巷道由于斷面較大、頂煤較厚、支護(hù)范圍有限的情況下，出現(xiàn)了巷道頂板變形嚴(yán)重、煤幫部位塑性區(qū)范圍較大的問題。因此，對(duì)大斷面托頂煤巷道進(jìn)行有效的支護(hù)有利于煤礦在實(shí)現(xiàn)安全回采工作的基礎(chǔ)上，提高煤礦開采資源的回收率，對(duì)推動(dòng)井工煤礦的安全生產(chǎn)和高質(zhì)量、高標(biāo)準(zhǔn)、高效益發(fā)展有著重要意義[5-9]。在礦井開采安全生產(chǎn)中如何保障大斷面托頂煤巷道圍巖穩(wěn)定是學(xué)者們多年研究的重點(diǎn)，國內(nèi)學(xué)者對(duì)大斷面托頂煤巷道做了許多研究工作。孫小巖等[10]根據(jù)常村礦21170 工作面大斷面托頂煤巷道問題，采用梯次支護(hù)理論設(shè)計(jì)支護(hù)方式，提出了基于巷道頂角內(nèi)縮、頂部巖層聯(lián)合、巷幫深部高應(yīng)力化解及底板大變形解圍控制對(duì)策的深部大斷面托頂煤巷道主動(dòng)修復(fù)技術(shù)，使得巷道頂板及兩幫圍巖變形較低，保證了巷道圍巖穩(wěn)定性；張?jiān)品宓萚11]對(duì)托頂煤巷道的變形特點(diǎn)及圍巖控制因素研究分析，采用數(shù)值模擬方法對(duì)比不同支護(hù)體長度、預(yù)應(yīng)力下巷道支護(hù)效果，提出了長短錨索聯(lián)合支護(hù)方式，在現(xiàn)場(chǎng)實(shí)際應(yīng)用中，巷道圍巖控制效果得到了大幅改善；田柯等[12]采用頂板鉆孔窺視的方法，研究大斷面托頂煤巷道頂板圍巖內(nèi)部結(jié)構(gòu)狀況，確定頂板不穩(wěn)定區(qū)域，提出不穩(wěn)定區(qū)域注漿改性與強(qiáng)力錨（桿）索聯(lián)合加固的圍巖控制技術(shù)，并取得一定經(jīng)濟(jì)社會(huì)效益。以上研究促進(jìn)了大斷面托頂煤巷道支護(hù)方式的發(fā)展，但對(duì)托頂煤巷道頂板及幫煤之間的力學(xué)分析研究甚少，而大斷面托頂煤巷道與非托頂煤巷道變形破壞對(duì)比有其特殊性，因此對(duì)其大斷面托頂煤巷道有待于進(jìn)一步研究分析。為此，以龍泉煤礦4203 工作面回風(fēng)巷實(shí)際情況為研究對(duì)象，通過建立巷道巖層穩(wěn)定性力學(xué)分析模型，研究巷道頂煤破碎位置及原因，同時(shí)采用數(shù)值模擬UDEC-Trigon 模型分析不同頂煤厚度下圍巖應(yīng)力分布特征、塑性區(qū)發(fā)育規(guī)律及巷道變形情況，對(duì)比分析確定頂煤留設(shè)厚度，應(yīng)用高預(yù)應(yīng)力、高強(qiáng)度錨桿索及時(shí)支護(hù)巷道的圍巖綜合控制技術(shù)對(duì)巷道圍巖變形進(jìn)行有效控制。

1 工程概況

4203 工作面位于礦井的第一水平的二采區(qū)第3個(gè)工作面，所采煤層為4#煤（埋深455 m 左右），煤層厚度范圍為6.2～7.4 m，平均厚度為6.8 m。4203工作面煤層傾角為4°～8°，煤層形態(tài)較穩(wěn)定，結(jié)構(gòu)比較復(fù)雜，夾矸含有含炭泥巖、砂巖，該煤層平均硬度為1.36。4203 綜放工作面共布置有3 條巷道，在工作面北側(cè)布置有4203 運(yùn)輸巷，工作面南側(cè)布置4203 回風(fēng)通道和4203 瓦斯抽放巷道，工作面由東向西開采。工作面示意圖如圖1，4#煤層綜合柱狀圖如圖2。

圖1 工作面位置示意圖Fig.1 Schematic diagram of working face position

圖2 4#煤層綜合柱狀圖Fig.2 Comprehensive column chart of No.4 coal seam

2巷道力學(xué)模型

針對(duì)非托頂煤巷道頂板進(jìn)行力學(xué)研究分析時(shí)，將頂板巖層可以直接簡化為簡支梁進(jìn)行分析，不需要考慮頂幫一體化問題。而托頂煤巷道沿底掘進(jìn)，頂煤較厚，將巷道頂板圍巖視為均質(zhì)巖體，先將頂煤看成固定的梁進(jìn)行受力分析，然后把頂煤和幫煤成一體化研究分析[13-14]，將托頂煤巷道頂板與非托頂煤巷道頂板結(jié)構(gòu)對(duì)比，托頂煤與非托頂煤巷道巖層穩(wěn)定性分析模型如圖3 和圖4。

圖3 托頂煤巷道巖層穩(wěn)定性分析模型Fig.3 Stability analysis model of roadway with top coal

圖4 非托頂煤巷道巖層穩(wěn)定性分析模型Fig.4 Stability analysis model of roadway with non-top coal

把受水平應(yīng)力作用下出現(xiàn)有彎矩的煤體視作等效煤幫，此時(shí)上覆巖層壓力作用在巷道幫煤體淺部，因此可以假設(shè)把巷道頂板當(dāng)作彈性體研究，從而對(duì)上覆巖層對(duì)頂煤的作用忽略，在此基礎(chǔ)上對(duì)頂煤進(jìn)行受力分析。通過Mohr-Coulomb 準(zhǔn)則，得到剪切面與最大主應(yīng)力的作用線呈±)的夾角。

將式（3）代入式（2）中，得：

整理得：

得出頂板發(fā)生剪切破壞的條件為：

式中：F 為摩擦力，N；N 為剪切力，N；φ 為巖石內(nèi)摩擦角，（°）；G 為巖層自重，N；φ0為剪切面內(nèi)摩擦角，（°）。

把頂煤與底板作為邊界形成等效煤幫固支梁結(jié)構(gòu)，等效煤幫與頂煤區(qū)分開是為了巷道應(yīng)力分析。由于垂直應(yīng)力對(duì)彎矩幾乎無影響，因而忽略，現(xiàn)假定巷道幫部存在水平均布載荷q1。根據(jù)力學(xué)公式[15-16]進(jìn)行計(jì)算，固支梁結(jié)構(gòu)產(chǎn)生的彎矩為：

式中：M1為固支梁結(jié)構(gòu)產(chǎn)生的彎矩，kN·m；q1為水平方向均布載荷，kN/m；h 為巷道高度，m。

由（7）得到固支梁所受固定約束端的彎矩，巷道幫部彎矩示意圖如圖5。

圖5 巷道幫部彎矩示意圖Fig.5 Schematic diagram of bending moment of roadway side

將頂煤視作以幫煤為支點(diǎn)的簡支梁并對(duì)頂煤產(chǎn)生的形變分析，梁的兩端受到反向作用彎矩M2時(shí)，考慮煤梁的變形是由均布載荷q 引起的，在均布載荷q 單獨(dú)作用下，作用于煤梁上的總載荷為ql，l 為煤梁的長度，m。根據(jù)對(duì)稱性，每一端的約束反力為ql/2。煤梁的彎矩M2為M2=。由于對(duì)稱性，煤梁的最大撓度值發(fā)生在中點(diǎn)部位。

煤梁由于幫部影響產(chǎn)生的彎矩為M1，煤梁的彎矩為M2，所以煤梁受煤幫與垂直方向上均布載荷下的疊加彎矩M 為：

通過力學(xué)分析該結(jié)構(gòu)在疊加彎矩M 作用下的最大撓度值Wmax為：

式中：M 為煤梁受煤幫與垂直方向上均布載荷下的疊加彎矩，kN·m；Em為煤梁的彈性模量，MPa；Im為煤梁的截面慣性矩，m4；M2為梁的兩端受到反向作用彎矩，kN·m。

通過公式計(jì)算可得到頂煤梁在疊加彎矩作用下最大撓度值為：

式中：q 為垂直方向均布載荷，kN/m。

通過綜合分析可知：頂煤梁與上覆巖層巖性不同使得幫部的反作用彎矩對(duì)煤梁中部產(chǎn)生的作用不大，造成了煤梁中部位置的下沉速率大于上覆巖層的下沉速率，使得巷道頂中容易產(chǎn)生離層。幫煤對(duì)頂煤的反作用彎矩M 減緩頂煤巖梁的下沉速率，但是幫煤的反作用彎矩對(duì)頂板穩(wěn)定性起穩(wěn)定作用的同時(shí)，也增加了幫頂一體處煤體破碎的可能性，促使頂板頂角發(fā)生剪切破壞，同時(shí)由于巖層自重G、巖石內(nèi)摩擦角φ 和巖塊（面）之間的摩擦角φ0的關(guān)系也是巖層發(fā)生剪切破壞的影響因素，且剪切應(yīng)力大于摩擦應(yīng)力時(shí)，最大剪應(yīng)力的位置均位于巷道兩端頂角，容易使巖層破斷造成煤巷發(fā)生冒頂現(xiàn)象。

3 回風(fēng)巷道支護(hù)數(shù)值模擬

為深入分析厚煤層大斷面托頂煤巷道圍巖穩(wěn)定機(jī)理與錨桿支護(hù)系統(tǒng)加固措施，利用UDEC-Trigon數(shù)值模擬方法，以龍泉礦二采區(qū)4203 工作面回風(fēng)巷為工程背景進(jìn)行模擬計(jì)算與分析。頂?shù)装宓牧W(xué)參數(shù)見表1。

表1 頂?shù)装宓牧W(xué)參數(shù)Table 1 Mechanical parameters of roof and floor

UDEC 在進(jìn)行數(shù)值運(yùn)算非連續(xù)介質(zhì)中靜載荷或動(dòng)載荷作用下的響應(yīng)具有一定的優(yōu)越性，非常適合模擬塊狀系統(tǒng)（如研究開采巖層移動(dòng)規(guī)律等)的大運(yùn)動(dòng)和大變形。采用數(shù)值模擬軟件UDEC 研究大斷面巷道托不同頂煤厚度支護(hù)效果，根據(jù)龍泉煤礦4203綜放工作面地質(zhì)生產(chǎn)條件，建立數(shù)值模型。所建模型寬度和高度均為60 m。在模型頂部施加11 MPa 的垂直應(yīng)力，兩邊施加梯度水平應(yīng)力，兩側(cè)及下部邊界用位移約束。通過使用UDEC 中的節(jié)理（Trigon）劃分，巖石塊體可以將巖層細(xì)分成大小均勻的Trigon子塊，可以更真實(shí)的在進(jìn)行運(yùn)算及分析覆巖裂隙產(chǎn)生、發(fā)育、擴(kuò)展情況[17-20]。UDEC-Trigon 塊體的本構(gòu)模型如圖6。

圖6 Trigon 塊體本構(gòu)模型關(guān)系圖Fig.6 Trigon block constitutive model diagram

在接觸面的垂直方向，應(yīng)力應(yīng)變變化關(guān)系由法向剛度ky大小決定：

式中：△σy為法向應(yīng)力的增量；△uy為法向應(yīng)變的增量；ky為接觸面法向剛度，GPa。

數(shù)值模型計(jì)算時(shí)，UDEC-Trigon 塊體間的接觸存在抗拉強(qiáng)度極限值，T。如果接觸面上承受的拉應(yīng)力超過抗拉強(qiáng)度的極限值T 時(shí)，法向應(yīng)力和應(yīng)變不適用于式（10），接觸面剪切方向上剪應(yīng)力和剪應(yīng)變的變化關(guān)系取決于kx的大小。τx為塊體間接觸面剪應(yīng)力與接觸面內(nèi)摩擦角φ0和黏聚力C 有關(guān)：

為對(duì)比研究不同頂煤厚度下巷道的穩(wěn)定性，在同一斷面的情況下，頂煤厚度從0～3 m 每次遞增0.5 m 的過程中進(jìn)行數(shù)值計(jì)算研究分析。

不同托頂煤厚度巷道應(yīng)力分布圖如圖7。不同托頂煤厚度巷道塑性區(qū)分布如圖8。

圖7 不同托頂煤厚度巷道應(yīng)力分布圖Fig.7 Stress distribution diagrams of roadway with different top coal thickness

圖8 不同托頂煤厚度巷道塑性區(qū)分布圖Fig.8 Plastic zone distribution diagrams of with different top coal thickness

由圖7 可知，兩幫的應(yīng)力集中是由于頂部和幫部一體化導(dǎo)致幫角上部應(yīng)力斜向下轉(zhuǎn)移造成的，因此控制幫部的關(guān)鍵是控制兩幫的肩角。當(dāng)巷道頂煤從0～3 m 變化過程中，圍巖支承壓力始終在巷幫錨桿支護(hù)的范圍內(nèi)，沒有明顯的遠(yuǎn)離，能夠緩解頂部角邊應(yīng)力轉(zhuǎn)移到巷道幫部帶來的應(yīng)力集中現(xiàn)象，控制大斷面托頂煤巷道圍巖變形，這說明盡管頂煤厚度增加，也沒有使巷幫和頂板形成大范圍的滑移變形，兩幫依然堅(jiān)實(shí)可靠，可以支承起3 m 厚的頂煤。

由圖8 可知，頂煤厚度從0～3 m 過程中，巷道圍巖塑性區(qū)形態(tài)沒有發(fā)生明顯變化，不同的是隨著頂煤厚度的增加，圍巖的剪切滑移逐漸從巷道底部向頂部轉(zhuǎn)移（紅色部分），且隨著頂煤厚度的增加，頂煤處于屈服破壞狀態(tài)，頂煤厚度的增加對(duì)底板塑性區(qū)的擴(kuò)張影響較小，但對(duì)巷道兩幫圍巖塑性區(qū)范圍影響較為明顯，幫部作為頂板承載傳遞結(jié)構(gòu)使其處于屈服狀態(tài)，在該掘進(jìn)情況下巷道兩幫塑性區(qū)受到一定限制，兩幫較為穩(wěn)定，說明4203 回風(fēng)巷道的頂煤增加確實(shí)引起了巷道頂板的塑性滑移，但范圍不大。

不同托頂煤厚度巷道垂直位移分布圖如圖9，不同托頂煤厚度巷道水平位移分布圖如圖10，不同頂煤厚度巷道圍巖變形量如圖11。

圖9 不同托頂煤厚度巷道垂直位移分布圖Fig.9 Vertical displacement distribution diagrams of roadway with different top coal thickness

圖10 不同托頂煤厚度巷道水平位移分布圖Fig.10 Horizontal displacement distribution diagrams of roadway with different top coal thickness

圖11 不同頂煤厚度巷道圍巖變形量Fig.11 Deformation of roadway surrounding rock with different top coal thickness

由圖9～圖11 可知，由于厚頂煤存在的情況，頂煤下沉速率一般大于上覆巖層下沉速率，從而發(fā)生離層破壞導(dǎo)致頂板變形嚴(yán)重。當(dāng)托頂煤厚度為1.5～2 m 時(shí)，頂板下沉量最大，隨著托頂煤厚度相對(duì)較薄或較厚時(shí)，頂板下沉量發(fā)生明顯變小趨勢(shì)，隨著頂煤厚度的增大，頂板下沉量出現(xiàn)增大后減小的趨勢(shì)，巷道兩幫移近量則出現(xiàn)減小趨勢(shì)，說明頂煤厚度較大時(shí)，有利于減小兩幫移近量，4203 工作面回風(fēng)巷留設(shè)厚度為3 m 頂煤時(shí)，圍巖變形量均滿足需求。

4 工程實(shí)踐

4.1 巷道支護(hù)參數(shù)

結(jié)合龍泉煤礦具體生產(chǎn)地質(zhì)條件，綜合理論分析、數(shù)值模擬和工程類比法確定4203 回風(fēng)巷道圍巖控制方案與參數(shù)，頂板錨索采用φ21.8 mm×L7 000 mm 預(yù)應(yīng)力鋼絞線，1 排6 根錨索，間排距為900 mm×1 000 mm，兩端頂錨索分布向兩邊傾斜且與垂直方向呈15°；巷道兩幫采用φ22 mm×L2 400 mm高強(qiáng)螺紋鋼錨桿，間排距1 000 mm×1 000 mm，每排每幫4 根錨桿，頂角和底角的錨桿分別向上和向下傾斜15°與水平方向。4203 回風(fēng)巷道支護(hù)布置如圖12。

圖12 4203 回風(fēng)巷道支護(hù)布置圖Fig.12 4203 supporting layout of return airway

4.2 支護(hù)效果分析

對(duì)巷道圍巖表面位移進(jìn)行連續(xù)監(jiān)測(cè)，4203 回風(fēng)巷道礦壓觀測(cè)結(jié)果如圖13。

圖13 4203 回風(fēng)巷道礦壓觀測(cè)結(jié)果Fig.13 Results of mine pressure observation in 4203 return airway

大斷面托頂煤巷道在留設(shè)3 m 頂煤掘進(jìn)過程中對(duì)圍巖變形進(jìn)行監(jiān)測(cè)，結(jié)果顯示在巷道圍巖變形趨于穩(wěn)定后頂板離層得到有效控制，頂?shù)装迮c兩幫移近量明顯減少，分別為104 mm 和86 mm，在允許變形的范圍內(nèi)，錨索載荷穩(wěn)定在75 kN 左右，錨桿載荷穩(wěn)定在62 kN 左右，錨桿索承受的最大載荷強(qiáng)度小于其極限載荷，錨桿索有很大的承載空間，巷道位移控制效果明顯。

5 結(jié) 語

1）理論分析表明，大斷面托頂煤巷道頂煤發(fā)生破碎是由于幫煤的反作用彎矩對(duì)頂板穩(wěn)定性穩(wěn)定作用的同時(shí)，增加了幫頂一體處煤體破碎的可能性，促使頂板頂角發(fā)生剪切破壞，同時(shí)由于巖層自重G、巖石內(nèi)摩擦角φ 和巖塊（面）之間的摩擦角φ0的關(guān)系也是是巖層發(fā)生剪切破壞的影響因素。

2）數(shù)值模擬研究得出大斷面托頂煤巷道隨著頂煤厚度不斷增加，頂板下沉量也隨之增加，巷道幫部塑性區(qū)顯示明顯，由拉伸破壞轉(zhuǎn)變?yōu)榧羟衅茐膽?yīng)適當(dāng)?shù)膶?duì)幫部肩角部分加強(qiáng)支護(hù)避免發(fā)生進(jìn)一步破壞。

3）頂板全錨索支護(hù)對(duì)于減小大斷面托頂煤巷道圍巖塑性區(qū)分布作用不明顯，主要作用在于控制頂板圍巖拉伸破壞的產(chǎn)生和肩角剪切變形的產(chǎn)生及貫通；錨索支護(hù)系統(tǒng)為頂板圍巖提供預(yù)應(yīng)力場(chǎng)有效的抑制頂板變形，避免應(yīng)力集中區(qū)形成，確保了圍巖的穩(wěn)定應(yīng)力狀態(tài)。