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煤矿现代化2019 年第 6 期总第 153 期 0引言 煤炭作为我国现阶段主要的能源资源， 对国民经 济的发展、 经济的高效快速增长具有重要的影响。现 有的研究资料表明， 我国煤炭资源储存量丰富， 在石 化能源中占比高达 94[1]。虽然近年来其它新能源利 用比率不断提升， 但在目前及今后一段时间内， 煤炭 仍将对国民经济的发展起着极其重要作用[2-4]。 在煤炭 开采完成后， 会出现许多空腔和空洞， 形成规模不一 的采空区 。采空区的形成不仅对煤矿安全开采造成 极大危险， 也会对地面的建筑物、 工程等造成潜在危 害。 因此， 对煤矿采空区的准确探测， 了解和掌握采空 区及周边的地质构造、 岩层特征， 确定采空区的深度 大小、 状态等基本信息显得尤为重要。 1煤矿采空区的地质特征 煤矿采空区会对原有的地质结构产生影响， 采空 区地基原有的应力平衡被打破， 由此引发采空区塌陷 和持力层破坏等地质问题。 煤炭采空区的类型可分为 空洞型和塌陷型两类[5]， 空洞型主要是由采煤过程中 各种巷道的掘进形成的； 塌陷型采空区主要是由于大 面积的采煤引发的煤层及上覆岩层塌陷造成的， 主要 由三部分组成 沉降带、 裂隙带、 冒落带。 图 1采空区三带结构图 冒落带上层通常为脆性岩，当下部煤矿开采完成后， 脆性岩层发生塌落， 回填到采空区域， 形成冒落带； 裂 隙带位于冒落带上部，岩层主要在脆性与塑性之间， 当冒落带发生崩落后， 裂隙带发生不完全塌落， 主要 是由于其横向应力大于竖向应力，岩层发生大量变 形， 形成裂隙； 沉降带位于最上层， 主要以塑性岩层为 主， 受下部岩层变化， 沉降带也发生了下沉， 但没有塌 落， 岩层性质没有发生根本变化， 其变形特点为下部 变形大， 范围小； 上部变形小， 范围大。 煤矿采空区稳定性分析与研究 安 文 伟 （山西西山煤电股份有限公司西曲矿 ，山西 古交 030200 ） 摘要 本文通过对采空区形成机理的研究， 分析了影响采空区稳定性的主要因素， 并用不同方法对 采空区顶板的安全厚度进行对比计算， 提出了不同跨度对应的顶板厚度值。在应用 FLAC3D 数值模 拟分析后发现， 采空区周边发生了明显变形， 主要产生在采空区上部两侧及采空区两端； 煤层采空区 角点处应力集中较为明显， 并且以压应力为主。通过仿真结果得出顶板最大位移量， 从而为采空区稳 定性的研究提供依据。 关键词 采空区 ； 顶板厚度 ； 数值模拟 ； FLAC3D 中图分类号 TD166文献标识码 A文章编号 1009-0797 （2019 ） 06-0116-04 Analysis and Research on Stability of Coal Mined Area AN Wenwei （Xishan Coal and Electricity Co., LTD., Xiqu Coal ， Gujiao 030200 ，China ） Abstract Based on the research on the ation mechanism of goaf, the main factors affecting the stability of goaf are analyzed, and the safe thickness of the roof of goaf is compared by different s. The thickness of the top plate corresponding to different spans is pro- posed.After applying FLAC3D numerical simulation analysis, it is found that obvious deation occurs around the goaf, mainly in the upper part of the goaf and at both ends of the goaf; the stress concentration at the corner of the coal seam goaf is more obvious, and the compressive stress is Mainly. The maximum displacement of the top plate is obtained by simulation results, which provides a basis for the study of the stability of the goaf. Keywords Goaf； Roof thickness； Numerical Simulation； FLAC3D 116 ChaoXing 煤矿现代化2019 年第 6 期总第 153 期 2采空区稳定性分析与评价 2.1采空区稳定性影响因素 影响采空区稳定性四大因素为[6-7] 地质因素、 水 文因素、 环境因素和工程因素， 造成采空区塌落的原 因是上述因素的随机共同作用结果。 其中地质因素主 要包括岩体结构、岩石性质以及岩石的 RQD 质量指 标；水文因素主要对岩体产生力学作用和物理作用， 它与岩体相互作用， 在改变地下水自身物理、 力学性 质的同时改变了岩体的物理、 化学及力学性质； 环境 因素主要包括相邻采空区以及上覆松散堆积层的影 响等； 工程因素主要考虑采空区的埋藏深度和采空区 面积的影响， 一般情况下， 采空区埋藏深度越深， 顶板 暴露面积越大， 稳定就越差。 2.2采空区顶板厚度的计算 采空区顶板承受着采空区上部所有载荷， 因此采 空区顶板稳定性对采空区稳定性具有重要作用。 本文 通过不同方法对采空区安全厚度的合理值进行分析。 分析过程中顶板岩层密度取 2.36g/cm3，单轴抗压和 抗拉强度分别为 6.1MPa 和 0.34MPa, 内摩擦角为 36.5， 凝聚力为 0.6MPa,外部载荷 q0， 安全系数 K1.5。 1 ）厚跨比法。 厚跨比法认为当采空区顶板厚度与顶板跨度的 比值大于 0.5 时， 即认为采空区顶板是安全的， 得出 计算公式如下 H KW ≥0.5（1 ） 式中 K为安全系数； W为采空区顶板的跨度， 单 位 m； H 为采空区顶板安全厚度， 单位 m。 2 ） 载荷传递线交汇法。 将顶板上方载荷简化为一 条与竖直方向呈 30- 35的传递线， 通过与顶板与 洞壁交点进行对比， 若传递线在交点外侧， 则认为洞 壁可以承受顶板上外载荷及岩石自重，顶板是安全 的。顶板安全厚度计算公式为 H b 2tanθ （2 ） 式中 θ 为扩散角， 去 θ32； b为采空区跨度， 单 位为 m； H 为采空区顶板安全厚度， 单位 m。 3 ）普氏拱理论法。 此计算方法的前提是采空区在发生破坏前处于 自然平衡状态，上部岩体及外载荷全部由拱承担， 即 采空区要形成自然压力拱。为了形成自然压力拱， 采 空区上方必须要有足够厚度的稳定岩层， 本次计算中 取稳定岩层厚度等于压力拱拱高厚度 Hy bhtan （45- φ/2 ） f （3 ） 式中 Hy为压力拱拱高，单位为 m； Φ 为内摩擦 角，取 φ36.5； h 为采空区最大高度，取 h15m； b 为采空区跨度一半，单位为 m； f 为顶板岩层强度系 数；（f σc 10 ， σ c为单轴抗拉强度， 单位为 MPa ） 。 4 ）K.B.佩鲁涅伊特法。 在综合考虑岩体强度、 地质特征、 采空区跨度、 作 业设备等因素的基础上， 根据叠加原理和独立作用原 则， 根据顶板最大拉应力计算得安全厚度， 其计算公 式如下 HK[0.25γb 2γ2b2800σBg1/2] 98σB （4 ） 其中 H 为采空区顶板安全厚度， 单位 m； K 为安 全系数； γ 为顶板岩层容重， 单位为 kN/m3； 采空区跨 度， 单位为 m； σB为顶板强度极限； g为设备对顶板压 力， 取 g0， 单位为 MPa; σB σn3 k3k0（k 37- 10， k02- 3， σn37- 10σC ， σ C为岩 层单轴极限抗压强度 ） 。 5 ） 结构力学梁理论法。 将采空区顶板两端视为固定端， 上部受岩层自重 及外载荷作用， 顶板按照受弯梁进行考虑， 岩层抗拉 强度作为控制指标， 安全厚度的计算公式如下 H0.25lnγln γln28bqσt■ σtb （5 ） 其中 H 为采空区顶板安全厚度， 单位 m； γ 为顶 板岩层容重， 单位为 kN/m3； b 为采空区跨度， 单位为 m； g 为设备对顶板压力， 取 g0， 单位为 MPa； ln为采 空区宽度， 单位为 m； σt为单轴极限抗拉应力， 单位为 kPa； 2.3采空区稳定性分析 图 2空区跨度与顶板安全厚度之间关系图 117 ChaoXing 煤矿现代化2019 年第 6 期总第 153 期 根据上述不同方法计算得不同采空区跨度对应 采空区顶板安全高度如图 2 所示。 从图 2 可以看出， 五种计算方法计算结果较为一 致， 其中厚跨比法和载荷传递交汇法具有明显的线性 性质； 结构力学梁理论法和 K.B.佩鲁涅特法考虑因素 较多， 两者的曲线变化趋势较为接近。 3采空区数值模拟 根据现场实测数据， 参照已有资料， 选取地层物 理参数主要值见表 1。 表 1模拟地层主要物理参数表 本文通过采用三维离散单元法软件 FLAC3D 建 立采空区模型， 在综合考虑模型边界效应的影响以及 工作面各围岩特性的基础上，设置模型大小为长 150m宽 10m厚 160m， 取重力加速度 g9.81m/s2， 该场地松散堆积物厚度约为 70m，岩层厚度 30m， 煤 层厚约 26m； 模型底边界定位全约束边界， 上边界定 位自由边界， 地基自重应力为模型的初始应力， 图 3 所示为数值计算模型图。 图 3数值模拟计算模型图 图 4、 图 5 所示为采空区开挖后水平位移和垂直 位移云图， 从图可以发现， 采空区在煤层开采完成后， 采空区周边发生了明显变形， 主要产生在采空区上部 两侧及采空区两端， 采空区水平位移量最大值发生在 其上部， 位移量为 2.82cm； 在顶板发生沉降后， 其竖 向最大位移量达 36.8cm。 图 6、图 7 所示为采空区开挖后最大最小主应 力图， 从图可以发现， 采空区底板由于在煤层开挖 后出现上隆， 而顶板在外载荷作用下下沉， 使得主 应力最大处发生在采空区角点处， 应力集中较为明 显， 并且以压应力为主， 最小值为 - 6.71106Pa， 最大 主应力为 - 1.42106Pa。 图 4采空区开挖水平位移云图 图 5采空区开挖垂直位移云图 图 6采空区开挖最大主应力图 图 7采空区开挖最小主应力图 4结语 本文通过对采空区形成机理进行研究， 并用不同 方法对采空区顶板安全厚度进行了分析计算， 其中厚 跨比法和载荷传递交汇法具有明显的线性性质； 结构 力学梁理论法和 K.B.佩鲁涅特法因考虑因素较多， 两 者的曲线变化趋势较为接近， 分析对比后提出了不同 跨度对应的顶板厚度值。 在应用 FLAC3D数值模拟分 析后发现，煤层采空区角点处应力集中较为明显， 并 且以压应力为主，通过仿真结果得出顶板最大位移 量， 从而为采空区稳定性的研究提供依据。 （下转第 121 页 ） 地层序号岩性厚度 /m 弹性模量 /MPa 容重 （kN/m3） 内聚力 /MPa 摩擦角 （ ） 第一层松散堆积层701017.80.02314 第二层粉砂质泥岩3042021.22.2332 第三层煤层2628819.50.3227 第四层砂岩3450020.30.3033 118 ChaoXing （上接第 118 页 ） 参考文献 [1] 中国工程院项目组.中国能源中长期发展战略研究[M].煤 炭洁净煤节能战略卷.北京 科学出版社,2011228- 256. 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[7] 车平.桩基下溶洞顶板稳定性影响因素数值分析[J].山西 建筑， 2006， 32 （9） 61- 62. 作者简介 安文伟 （1984-） ， 男， 山西汾阳市人， 2016 年毕业于东北 大学， 本科学历， 助理工程师， 主要从事煤矿地测方面工作。 （收稿日期 2018- 10- 18） 实验室检测的煤层特性。 表 3数值模型中岩石层的力学性质 利用现场测量的柱状几何图形建立了两种模 型， 模拟了开采和回采过程。根据监测图 （图 3） 可 知， 煤柱塑性点少， 竖向位移小， 在回撤过程中， 爆 破效果降低了煤柱强度。图 5 和图 6 分别给出了开 发阶段和后退阶段塑性点、 竖向位移和竖向应力的 模型结果。 图 5煤柱在开采阶段的塑性点、 顶板竖向位移和竖向应力 图 5 为开采模型结果。煤柱周围有少量塑性 点， 柱中心的竖向应力与柱周围的竖向应力相差不 大。说明由于钻爆开挖， 柱子的损伤很小。 图 6煤柱在回采阶段的塑性点、 顶板竖向位移和竖向应力 从图 6 中可以看出，煤柱周围大量塑性点， 柱 中心的竖向应力与柱周围的竖向应力相差较大。说 明由于爆破开挖， 导致煤柱强度受到较大破坏。 图 6 还表明，模型中煤柱破坏时的顶板最大位移 52cm 比现场测量值 40cm 大 12cm。这表明更大的顶板和 地表沉降是可能的。 4结论 对监测到的沉降和煤柱 SF 进行了反向分析和 数值模拟。在现场监测基础上标定的数值模型与井 下观测到的残余煤柱的行为一致。因此， 可以模拟 不同的柱几何形状和回采序列。同时研究表明， 由 于残余煤柱和低煤层导致实际沉降量低于常规预 测方法预测的沉降量。 参考文献 [1] Xiong Z Q, Wang C, Zhang N C, et al. A field investigation for overlying strata behavior study during protective seam long wall over mining[J]. Arabian Journal of Geosciences, 2015, 8 107797- 7809. 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