吕兆恒，王 东

（山西大同大学煤炭工程学院，山西大同037003）

巷硐式短壁开采巷道稳定性的数值模拟分析

吕兆恒，王 东

（山西大同大学煤炭工程学院，山西大同037003）

依据山西晋城王台铺矿的典型地质条件，针对一种巷硐式短壁工作面回采方案，通过三维数值方法模拟复合锚杆支护下巷硐围岩应力、位移、塑性区等参数，研究该短壁开采方案的合理性和其巷道的稳定性，为该类短壁工作面的掘进施工、安全回采及支护形式的选择提供理论依据，扩展了短壁开采的应用范围，具有良好的推广价值。

巷硐式；三维数值；短壁开采；塑性区

近年来，专门为研究岩土工程问题开发的数值分析软件（如FLAC3D），应用效果非常好。数值模拟计算无需投入过多人力物力，周期短，效率高[1-3]。数值原型严格依据现场实际，模型岩体的力学特征、地应力场等参数来自现场和实验室试验，结果能体现岩体工程实际规律[4]。

1 模拟工程背景

依据山西晋城王台铺煤矿的典型地质条件，模拟设计短壁工作面回采方案[5]。

该掘进工作面煤层较为稳定，黑色，亮煤，碎块状，半金属光泽，裂隙较发育，夹矸为黑色泥岩，煤层厚度2.70 m，硬度f＝2～4，煤层倾角1～3°，一般呈水平延伸，煤层顶底板状况，见表1。

表1 煤层顶底板岩性表

2 模型构建

2.1 岩体参数

由实验室岩块强度参数结合地质力学评价关系得到岩体的强度参数[6]，见表2。

表2 岩体强度参数

2.2 巷道布置及支护参数

2.2.1 巷硐式短壁工作面连采方案

方案采用两条支巷，支巷宽4.6 m，采硐宽3.3 m，采硐长8.8 m，进刀角度45°,采硐间（进两刀）小煤柱宽2.0 m，煤柱宽度20.0 m，煤柱核区宽度12.46 m，采出率经计算约为40.6%，见图1，

图1 连采方案布置图

2.2.2 支巷支护参数

锚杆和锚索的支护参数由表3，表4得到，用beam梁单元来模拟单体支柱[7]。两种方案支护参数，见图2，图3。

表3 锚杆参数

表4 锚索参数

1）顶板支护

锚杆形式和规格：杆体直径为20 mm，长度为2 m。

锚杆布置：锚杆排距1 m，每排4根锚杆，2根锚索，方式及角度，见图2。

锚索形式和规格：直径15.24 m高强预应力钢绞线，长度8.0 m。

2）巷帮支护

锚杆形式和规格：杆体直径为18 mm，长度为1.8 m。

锚杆布置：锚杆排距与顶板一致1 m，每排3根锚杆，间距1 m，右帮角度与水平线呈45°，排距为12.16 m（包含两个采硐的宽度），方式及角度，见图3。

图2 支巷支护断面图

图3 支巷支护平面图

2.3 边界条件

地表平均标高为+853 m，工作面平均标高为+635 m，得出工作面埋深为218 m。模型尺寸为：长×高×厚=70 m×40 m×100 m。岩层平均容重约2 500 kg ∕m3。

数值模型采用平面应变模型[8]。模型边界条件，见图4。模型地质网格，见图5。模型内部剖面，见图6。模型上边界施加应力为：

图4 模型边界条件

图5 模型地质网格

图6 内部剖面

3 数值模拟结果分析

数值模拟限于软件单位设置采用比例尺为1:1 000，故位移值以及锚杆锚索所受的轴力等值均要乘以103才是真实值，以下各云图中对于最大主应力、水平位移及塑性区采用XOY平面截取剖面云图作为测面，对于垂直位移采用XOZ平面截取剖面云图作为测面。

3.1 应力场分析

应力场分布，见图7。图7(a)中，左边支巷不在模型中央，最大主应力分布不均匀，巷道左帮围岩应力降低区范围明显小于右帮，说明左帮顶角处斜向上锚杆很好地控制了围岩的变形，使软弱煤体与锚杆形成较好的锚固体，提高了煤层所能承受的主应力。

图7(b)中，回采左边支巷采硐后，最大主应力向采硐深处转移，留设小煤柱所受集中应力为2.0 MPa，煤柱壁上打的45°斜锚杆形成的锚固体一定程度上增强了煤柱的强度，承受能力有所增大，在离巷道不远的小煤柱上形成一个辅助铰接支承点，可承受一部分采动转移过来支承压力。

图7(c)中，开掘右侧支巷并进行锚杆支护，计算平衡后，最大主应力向模型中心较宽煤柱转移，集中应力为6.495 MPa，应力集中系数1.19，中心不规则大煤柱依然具有很好的稳定性。

图7(d)中，回采右侧采硐后，煤柱的稳定性受到一定的破坏，中心不规则大煤柱两臂的小煤柱有所失稳，两臂的小煤柱绝大部分可以受力2.0～3.0 MPa，说明巷道帮侧的锚杆发挥了其主动支护的能力。

图7 围岩最大主应力变化

3.2 位移场分析

水平位移场变化云图，见图8；选取模型里巷道轴线中心的垂直剖面内部情况的垂直位移云图，见图9。

3.2.1 水平位移变化规律

图8(a)中，水平位移量随距巷道中心距离递减，左侧巷道支护后，巷道左帮移近量3.45 mm，右帮最大移近量30.51 mm，两帮相对移近量33.96 mm。图8(b)中，对巷道右侧回采采硐后，支巷和短壁工作面位移量有一定程度增大，左帮移近量10.0 mm，右帮移近量30.57 mm，集中于短壁面的尖角部分，两帮相对移近量40.57 mm，右帮小煤柱移近量绝大部分25～30 mm，小煤柱内侧靠近短壁工作面由于应力集中移近量为14.23 mm；图8(c)中，再掘进一条巷道加锚杆锚索支护后，大煤柱中心部分位移变化不是很大；图8(d)中，右侧采硐应用连采机回采，锚杆锚索支护后，左边位移稍大为77.45 mm，右边基本为10 mm左右，左侧小煤柱壁面水平位移40～50 mm，内侧位移场集中范围进一步有所扩大，为24.78 mm。

图8 水平位移云图

3.2.2 垂直位移变化规律

图9(a)中，垂直位移量也随距巷道中心距离递减，左侧巷道支护后，巷道顶板移近量6.81 mm，底板最大移近量26.80 mm，顶底板相对移近量33.61 mm；图9(b)中，对巷道右侧回采采硐后，顶底板位移量由于空区的增大有一定程度增大，顶板移近量8.91 mm，靠近巷道右侧，底板移近量29.19 mm，顶底板相对移近量38.10 mm；图9(c)中，再掘进一条巷道加锚杆锚索支护后，顶板最大移近量11.46 mm，底板最大移近量39.68 mm，顶底板相对移近量51.14 mm，位移量的增大趋势逐渐向巷道右侧转移；图9(d)中，右侧巷道采硐应用连采机回采，加锚杆锚索支护后，这样两侧的采硐均已回采完毕，巷道周边及煤柱垂直位移进一步增大，左侧空区顶板最大下沉量12.39 mm，并进一步向煤柱中心偏移，底板移近量44.03 mm，有向左偏移的趋势，这说明中心矩形煤柱中已形成稳定的受压支承铰接点，支承压力通过煤柱向左侧空区转移过程中增大了其底鼓量；中心矩形煤柱上层垂直向下位移10.0 mm，下层向上20 mm，这也说明了在矩形煤柱区域内形成了压应力的集中；右侧空区顶板下层10.0 mm，底板大部分移近量10.0～20 mm，小部分20～30 mm。

3.3 塑性区分析

巷道围岩塑性区大小可以从反映出巷道围岩松动圈的大小[9-10]，见图10。

图10(a)～图10(d)显示，塑性区范围渐次增大。图10(a)中，塑性区边界距巷道两帮距离约为2.2 m，塑性区内单元大部分均受剪切而屈服；图10(b)，中距左侧巷道右帮帮距离7.2 m左右，塑性区内大部分为受剪单元，小部分受拉单元，对于煤体受剪屈服后的残余抗压强度要大于受拉屈服后的残余强度；图10(c)中，右侧开挖巷道并支护后，新增加的塑性区很小，支护效果较为理想；图10(d)中，右侧支巷的采硐也开挖完之后，中心煤柱塑性单元增加，煤柱两臂绝大部分受剪，应力向煤柱核区集中，且中心煤柱仍有一定范围的煤体未被集中应力所屈服，煤体完好，能够形成铰接点，可以承受较大的压应力，这对于采硐安全回采和空区管理是较为有利的。

图9 垂直位移云图

图10 围岩塑性区分布

4 结论

综合分析围岩应力场、位移场、塑性区的变化情况，可以得出以下结论：

1）从应力变化规律来看，支护结构改善了围岩的受力状况，使围岩能够抵抗较大的压力。围岩应力集中范围较小，将应力集中区弱化为两个区域，同时还减小了应力降低区的范围，围岩的完整性较好，并且煤柱的稳定性高，为巷道的稳定支护和采硐的安全回采创造了有利条件。

2）从位移变化规律上来说，未采掘采硐时的围岩表面位移小于50 mm，同时位移的分布更加均匀；采掘采硐后，煤柱位移17～33 mm，可以有效防止煤柱的变形失稳，同时有利于巷道维护和采空区顶板管理。

3）巷道支护及采硐回采等各阶段塑性区的范围都很小，中心煤柱仍有一定范围的煤体保持完好，可以承受较大的支承压力，煤柱两壁绝大部分受剪，残余强度也较高，围岩整体塑性变形量小。

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〔责任编辑 王东〕

Numerical Simulation Analysis on the Stability of Roadways in the Roadway-chambe Type of Shortwall Face Mining

LV Zhao-heng,WANG Dong
（School of Coal Engineering,Shanxi Datong University，Datong Shanxi，037003）

According to the typical geological condition of Wangtaipu coal mine of Jinchen in Shanxi,based on a shortwall face mining scheme of roadway-chamber,we simulate the stress,displacement and plastic region on composite bolting using three dimensional numerical method,and study the stability of roadways and the rationality of the shortwall face mining scheme.The results show that:the supporting structure fully coupled with surrounding rock,which can effectively reduced the zone of stress decreasing and turned surrounding rock to three dimensional stress state,and improved bearing strength of rock-to-support;pillar deformation lied on reasonable interval,so it can not appeared deformation instability;the nuclear zone in central pillar still ared in state of elastic stress,and had the high supporting strength,and other sites bearing shear-stress had higher residual strength.The research provided theoretical basis for tunneling construction,mining safety and selection of support forms on the similar shortwall face mining schemes,and also extended application range of shortwall face mining,which had well extended value.

roadway-chambe;three dimensional numerical method;shortwall face mining;plastic region

TD823

A

1674-0874(2015)06-0057-06

2015-09-20

吕兆恒（1985-），男，山西大同人，硕士，助教，研究方向：巷道矿压理论与技术。