近急斜综采工作面矿压控制及数值模拟研究

常文远

（西山煤电集团有限责任公司镇城底矿， 山西 太原 030053）

引言

随着矿山的开采强度不断增大，赋存条件较好的煤层已经逐步枯竭，煤层开采已经逐步向着赋存条件复杂的煤层转移。急倾斜煤层是指煤层的赋存角度大于45°，属于难开采煤层。急倾斜煤层占我国煤层总量的15%～20%。由于急倾斜煤层的顶底板及两帮岩体的岩性不同，所以巷道的围岩变形及矿压显现情况较为复杂[1-2]。急倾斜煤层巷道应力及变形呈现出非对称的状态且由于煤层倾角较大，极易引起岩层的滑移。此前众多学者对急倾斜煤层巷道围岩变形情况进行了一定的分析[3-4]。本论文通过分析急倾斜煤层巷道围岩破坏机理提出相应的支护方案，并利用数值模拟软件对支护方案的可行性进行了验证，为解决急倾斜煤层巷道变形大的问题提供一定的借鉴。

1 急倾斜煤层巷道变形机理研究

急倾斜煤层巷道的矿压显现情况与缓倾斜及倾斜煤层大致相同，但在开采急倾斜时，由于煤层倾角较大，所以岩石的重力与岩石层理夹角减小，所以在层理方向上重力的作用效果明显增大，产生顶板的冒落，岩层移动等现象。

急倾斜煤层巷道煤岩受到重力作用下沉，且在倾斜面上会有下滑的趋势。所以巷道的顶板及两帮会朝着掘进方向发生变形。随着围岩的松动破坏向着岩体深部扩展，顶板上部应力拱会朝着巷道的上角移动，使得巷道的应力环境重新分布。巷道两帮由于支撑力的不均匀性，造成巷道左帮的水平及垂直压力升高，围岩变形严重，发生煤岩的破坏。同时由于应力分布的不对称性，巷道围岩的破坏及变形在同断面内也存在着明显的不对称性，且在靠近顶板的位置围岩变形大，所以顶板的冒顶多出现在这一侧。如图1 所示为急倾斜巷道顶板的垮落示意图。

图1 急倾斜巷道顶板垮落图

对岩石的重力P进行分解，分解为垂直层面的分力P1及沿着层面的分力P2，随着煤层的倾角增大，重力在层理方向的作用逐步增大，当重力的分力大小超过岩层间的内聚力时，岩层发生相对错动。当煤层巷道的顶板岩层较为坚硬且煤层与相接岩层的岩性较为松软时，滑动现象极为明显，从而引起顶板的上覆岩层下沉，当巷道的底板为煤层时，底板会出现底鼓现象。急倾斜煤层巷道受力如图2-1 所示。

图2 急倾斜巷道破坏机理示意图

在选用非封闭式支护技术进行支护时，由于巷道的底板属于敞开支护，受到高应力岩层的应力传递，巷道的底板中部靠近下帮的位置出现裂缝，底板受到两侧的挤压形成弯曲状态，当达到新的平衡时，出现巷道的底鼓，如上页图2-2 所示。

2 支护方案可行性研究

在原有锚网索耦合支护的基础上采用底板锚杆、注浆锚索等结构对底板进行补强支护。为了使支护效果达到最大化，对支护体及支护岩层进行变形协调，达到维护巷道稳定性的目的。经过分析最终确定强力锚杆、注浆锚索、W 型钢带、钢筋网及喷砼的多结构非对称耦合支护方案。利用数值模拟软件来验证支护方案的可行性。

选择西曲矿的9 号煤层为研究对象。煤层的平均厚度为1.74 m，煤层的倾角为64°，煤层中存在2层夹矸。老顶为细砂岩及粉砂岩组成。直接顶为1.85 m 的泥质砂岩。直接顶为1.6 m 的泥质粉砂岩。老顶为中厚泥质粉砂岩1.36 m。

首先进行模型的建立，对模型进行网格划分，在进行网格划分时，对模拟结果的精确性要求不高，所以适当的减小网格划分数。完成网格划分后对模型约束进行设置，支护方案选择锚网索+底角锚杆相非对称支护。完成建模过程后进行计算，结果如图3所示。

图3 未支护时巷道围岩变形云图

根据图3-1 应力分布图可以看出，巷道围岩的应力呈现出非对称形态，巷道附近围岩应力释放明显，且在巷道的表面围岩应力值接近于零，在靠近巷道底板的位置低应力范围向着岩层的深部进行延伸。最大应力值出现在煤层的直接顶与老顶的接触面上，最大应力值为25 MPa，且影响范围较大。观察图3-2 发现，巷道的左侧变形明显大于右侧变形，且两侧的变形呈现出非对称分别的状态。从图中可以看出巷道的左帮和底板的变形量较大，最大的变形位置出现在巷道的底板位置，底板的最大位移量达到了300 mm 左右，在巷道的左帮偏上的位置出现岩层的大幅度移动，巷道的变形严重。

从图4-1 可以看出，对巷道进行非对称锚网索支护后，围岩的应力分布情况明显有了大幅度改善，围岩的主应力分布出现均匀化的趋势，高应力区的应力分布逐步向着地应力区开始转化，但在巷道的直接顶和老顶的接触位置出现小范围的应力集中，应力最大值从25 MPa 降低至了20 MPa。观察支护后的围岩围岩分布云图发现在经过锚网索支护后，围岩的变形量有了大幅度的减小，巷道的最大位移变形区出现在巷道的左侧底板，最大位移量仅为100 mm，同时巷道两帮的变形量均小于50 mm，可以看出支护后的巷道围岩变形得到了较好的改善，围岩整体应力及位移均大幅度减小。

图4 支护后巷道围岩变形云图

通过数值模拟的分析可以看出，支护后的巷道围岩变形得到了有效的改善。将支护方案用于西曲矿9 号煤层巷道监测支护后的位移变形情况。巷道围岩变形随时间的变化曲线如图5 所示。

图5 巷道围岩变形图

可以看出，随着时间的增长，巷道的围岩变形呈现出持续增长的趋势，但增长的速度随着时间的增长呈现出先增大后减小的趋势。顶底板及两帮的变形量在19 d 时区域基本稳定，顶底板的相对移近量为243 mm，巷道的两帮移近量为120 mm。顶底板的相对移近量在前19 d 时的平均速度为7.9 mm/d，且最大的变形速度为12.7 mm/d。随着时间的增加，顶板及底板的移近量呈现出减小的趋势，19 d 以后的平均速度降低至7.9 mm/d。巷道的两帮的相对移近量在前19 d 时的平均速度为3.5 mm/d，且最大的变形速度为7 mm/d。随着时间的增加，两帮的移近量出现减小的趋势，19 d 以后的平均速度降低至3.7 mm/d。在掘巷支护的前期，由于掘进的影响，巷道的变形较大，随着掘进时间的增加，支护体与巷道的围岩相互耦合，此时的巷道变形量趋于稳定。支护较为成功。

3 结论

1）通过对急倾斜巷道的破坏机理进行研究，给出了强力锚杆、注浆锚索、W 型钢带、钢筋网及喷砼的多结构非对称耦合支护方案。

2）利用数值模拟对支护前后的围岩应力场及位移场进行对比，发现优化后的最大应力值从之前的25 MPa 降低至20 MPa，且围岩两帮的移近量降低至100 mm。

3）通过对现场支护效果的分析发现，巷道顶板及底板的移近量未243 mm，最高移近速度为12.7 mm/d，两帮的最大移近量为120 mm，最大移近速度为7 mm/d。