深部沿空留巷围岩稳定性变化规律研究

张山松，李志华

(1.安徽理工大学 能源与安全学院，安徽 淮南 232001； 2.煤矿安全高效开采省部共建教育部重点实验室，安徽 淮南 232001)



深部沿空留巷围岩稳定性变化规律研究

张山松1,2，李志华1,2

(1.安徽理工大学 能源与安全学院，安徽 淮南 232001； 2.煤矿安全高效开采省部共建教育部重点实验室，安徽 淮南 232001)

[摘要]以淮南某矿沿空留巷工作面地质条件为背景，采用FLAC数值模拟软件，研究了不同留巷跨度、充填体宽度、采高对深部沿空留巷围岩稳定性的影响。结果表明：在巷道顶板坚硬、底板较软的情况下，巷道跨度和充填墙体宽度对底鼓影响剧烈，而顶板和墙体的稳定受采高影响较大。底板稳定性成为留巷成功的关键因素，必须通过选择合适的巷道跨度和墙宽，并且与采高相适应，最大限度地减小底鼓量，维持顶板和墙体稳定。数值模拟结果与工程实例中所表现出的实际情况一致。研究成果为该矿及类似条件的沿空留巷工作面安全高效开采提供了依据。

[关键词]沿空留巷；围岩稳定性；深部围岩变形；数值模拟

[DOI]10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2015.05.011

[引用格式]张山松，李志华.深部沿空留巷围岩稳定性变化规律研究[J].煤矿开采，2015，20(5)：39-42.

沿空留巷是无煤柱开采普遍使用的一种护巷方式，它是煤矿开采技术的一项重大改革，该技术具有能提高煤炭采出率、增加生产连续性、改善巷道维护和降低掘进率等技术优势，对避免因煤柱和丢煤等引起的井下灾害有明显的效果[1]。由于沿空留巷要经受两次采动的强烈影响[2]，巷道围岩活动剧烈，巷道维护难度较大，且我国煤炭未来开采的主要储量由集中于浅部延伸至深部[3]，随着采深的增大，巷道围岩变形量大且采场矿压显现强烈[4]。因此，为了更好地服务深部沿空留巷工作面开采，有必要对深部沿空留巷围岩稳定性变化规律进行研究。影响沿空留巷围岩稳定性的因素很多，如围岩岩性、地应力、巷道断面形状和尺寸、直接顶和老顶强度、充填体宽度、煤层厚度等[5]。本文以淮南某矿工作面煤层地质条件为背景，采用FLAC数值模拟软件，模拟分析了不同留巷跨度、充填体宽度以及采高对工作面回采后沿空留巷围岩稳定性的影响。

1工作面概况

工作面设计倾向长度220m，可采走向长度2596.3m，平均煤厚2.54m,煤层倾角3～10°，平均5°，可采储量 2.031Mt。工作面标高-765.8～-656.2m，地面标高+23.5～+24.6m。煤层直接顶主要为泥岩、砂质泥岩；伪顶主要为炭质泥岩；基本顶大部分为砂岩，底板一般为泥岩。工作面为该矿首次采用沿空留巷、Y型通风方式。

2数值计算模型

2.1　计算模型建立

根据实际的煤层埋深以及岩层分布情况建立数值计算模型。该工作面煤层倾角3~ 10° ，平均为5°，为近水平煤层，所以在数值模拟中简化为水平煤层。整个模型在空间上的尺寸x方向为180m,y方向上为80m。整个模型共21200个单元。模型计算采用摩尔-库伦准则。数值模拟采用的煤岩力学参数见表1。

表1　模型岩层属性

2.2　模拟方案及步骤

本次数值模拟主要是研究沿空留巷巷道宽度、采高、充填体宽度对回采后沿空留巷围岩变形量的影响。具体模拟计算方案如下：

(1)建立初始模型。在采高3.5m、巷道高度3.5m、巷道宽度5.0m、充填体宽度3.0m的情况下，依照井下沿空留巷开采顺序进行模拟。第1步开挖巷道，巷道顶板和两帮采用左旋超高强预拉应力锚杆配合钢带、钢塑网联合支护，锚杆规格为φ20mm×2500mm，模型运算平衡。第2步开挖采场，在留巷段使用φ180mm×3000mm圆木打2排点柱，模型运算平衡。

(2)变换初始模型中巷道跨度为3m，4m，5m，进行数值模拟试验。

(3)变换初始模型中充填体宽度为2m，3m，4m，5m，进行数值模拟试验。

(4)变换初始模型中采高为1m，3m，5m，进行数值模拟试验。

3数值模拟结果分析

3.1　留巷跨度对巷道稳定性的影响

以初始模型为基础，分析留巷围岩变形量随跨度变化时的情况。模型重新调整原则为：充填体支护参数、采高、岩层物理力学属性均保持不变，仅改变巷道跨度。重建2个模型，跨度分别为3m，4m，5m(已在初始模拟中模拟)。图1为不同跨高比下工作面开采后围岩位移矢量图及塑性区分布图，图中 “0”表示受拉破坏的岩体，“×”表示屈服后又恢复弹性状态的岩体， “*”表示受剪切破坏或体积破坏的岩体，巷道围岩变形量统计见表2。留巷跨度对巷道围岩变形量的影响见图2。

图1　不同跨高比留巷围岩塑性区及位移矢量

巷宽/m顶板下沉量/mm底鼓量/mm墙体移近量/mm煤帮移近量/mm顶底板移近量/mm两帮移近量/mm3462.6261.5424.4590.6724.11015.04488.9371.7493.5549.4860.61042.95536.1400.4547.8547.8936.51095.6

图2　留巷跨度对巷道围岩变形量的影响

由表2、图1和图2分析可知，随着巷道跨度的增加，顶底板移近量和两帮移近量均有所增加，煤帮移近量随跨度的增加反而略有减小。巷道顶板下沉量、底鼓量随着巷道跨度的增加而增加。由于巷道顶板为坚硬的细砂岩，所以顶板下沉量较小，受巷道跨度的影响较小；巷道底板为软弱的泥岩，底鼓量大于两帮及顶板的变形量，受巷道跨度的影响很大。巷道跨度由3m增加到5m，顶板下沉量增加了73.5mm，底鼓量增加了138.9mm，墙体移近量增加了123.4mm,同时当巷道高度超过3m时，围岩变形对跨度降低的变化更为敏感[6]。因此，当留巷高度不变时，在满足便于运输和安全生产的条件下，最大限度降低留巷跨度，能够大幅降低顶底板移近量和墙体移近量，有效地保持围岩承载性能，特别是当底板岩性较软时，能很大程度地降低底鼓量，增强留巷效果。

3.2　充填体宽度对巷道围岩稳定性的影响

巷旁支护体宽度设计是沿空留巷巷旁支护的一个重要参数，它不仅影响着巷旁支护体本身的稳定性，而且对留巷围岩的稳定性也有重要的影响，还涉及到沿空留巷的经济效益与劳动强度。

模型调整原则为：以初始模型为基础，其他参数和力学属性不变，仅改变充填体宽度分别为2m， 3m(已在初始模拟中模拟)，4m，5m，重建3个模型。图3为不同充填体宽度下工作面回采后沿空留巷围岩位移矢量图及塑性区分布图，巷道围岩变形量统计见表3，充填体宽度对巷道围岩变形量的影响见图4。

图3　不同充填体宽度留巷围岩塑性区及位移矢量

充填体宽/m顶板下沉量/mm底鼓量/mm墙体移近量/mm煤帮移近量/mm顶底板移近量/mm两帮移近量/mm2623.3281.1599.6578.5904.41178.13533.3390.5540.3539.5923.81079.84535.1644.1516.1582.71179.21098.85470.2768.2438.7581.61238.41020.3

图4　充填体宽度对巷道围岩变形量的影响

通过表3、图3和图4可以看出，在充填体宽度增加的过程中，顶板下沉量、充填墙体移近量和煤帮移近量有略微的降低，幅度很小，而巷道底鼓量却呈现出快速增长趋势，特别是当充填墙体宽度达到3m以后，变形更加剧烈，致使巷道的破坏加剧。根据文献[7]可计算出充填体宽度应不小于1.7m，若充填体宽度过小，充填墙体受压变形严重，留巷很难成功[8]。又由数值模拟结果可知，在硬顶软底的地质条件下，底鼓量受跨度影响很大，底板的稳定性成为留巷成功的关键因素。因此，在保证充填墙体稳定的情况下，应尽可能地降低充填墙体宽度，提高留巷效益的同时，更能保证底板的稳定性。

3.3　采高对巷道围岩稳定性影响

模型调整原则为：以初始模型为基础，巷道断面形状及尺寸不变，当巷道高度超过采高时采用挖底的方式布置，充填体支护参数不变，充填体高度与采高相同，岩层物理、力学属性保持不变，仅改变采高。重建3个采高分别为1m，3m，5m的模型。图5为不同采高工作面回采后沿空留巷围岩位移矢量图及塑性区分布图。

图5　不同采高留巷围岩塑性区及位移矢量

表4为不同采高时巷道围岩变形量。再根据两巷顶底板移近量、两帮移近量得到不同采高下巷道变形量变化关系曲线，如图6所示。

表4　巷道围岩变形量统计

图6　采高对巷道围岩变形量的影响

由表4和图6可看出，巷道顶板下沉量和充填墙体移近量随采高的增加而快速增加，幅度较大，底鼓量和煤帮移近量增加幅度较小，且当采高达到3m以后，底鼓量的变化不明显，而充填墙体移近量和顶板下沉量分别增加了277.5mm，215.9mm。同时通过围岩位移矢量图可以看出随着采高的增加，充填体高度增加，其稳定性大幅降低，说明在硬顶软底的地质条件下，采高对底板和煤帮的影响相对较小，但能对顶板和充填墙体造成较剧烈的影响，采煤工作面采高越大，其对岩层活动的影响范围及幅度就越广[9]。因此，在采高较大时，充填体宽度必须适当地增加才能保证充填体的承载性能，并最大限度地保证巷道围岩的稳定性。

4工程实例

淮南谢一矿512(5)工作面位于该矿51采区，煤层埋深-700~-780m,工作面走向1688m,倾斜长为150~240m,平均值为195m,煤层厚度平均为1.0m ,顶板为砂岩，底板为泥岩。根据该矿地质条件和开采条件，确定了巷旁充填体的合理宽度为2.52m,留设巷道宽度为5.0m。由图2知，巷道宽度为5m时，巷道围岩变形均比较缓慢；由图4知，当充填体墙宽为2.52m时，底鼓量增加缓慢，有利于保持底板的稳定性；由图6知，采高为1m时，巷道围岩变形量较小，对巷道围岩稳定性影响不大。沿空留巷后，实测数据表明在工作面后方30m内，工作面侧顶板下沉速度不超过35.2mm/d,实体煤侧顶板下沉速度不超过28.0mm/d，两帮变形速度不超过19.4mm/d;顶板下沉量达到601.3mm，底鼓量达到475.2mm，煤帮位移量约为586.0mm。在工作面后方70m后，顶板上覆岩层回转下沉趋于稳定，围岩变形趋于稳定，留巷后巷宽约为4.1m,巷高约为2.8m,充填墙体没有出现明显开裂和破坏现象，巷道变形在控制范围内，满足了本工作面的回风及安全回采需要，达到了预期留巷要求。

5结论

本次模拟的工作面顶板为坚硬的砂岩，底板为软弱的泥岩。由数值模拟的结果可知，巷道跨度和充填体宽度对底板的影响大于对巷道顶板和两帮的影响，且巷道开挖后，往往只加固巷道顶板和煤帮，底板不采取任何处理措施，成为巷道支护的一个薄弱部位。对于顶板坚硬，底板软弱的围岩条件，底板的稳定性成为沿空留巷成功的重要因素。同时，巷道顶板和充填墙体的稳定受采高的影响较大。因此，应当通过选择合适的巷道跨度和充填体宽度，并且与采高相适应，才能最大程度地减小底鼓量，维持顶板和充填墙体的稳定，保证巷道围岩稳定性，提高留巷效果。

[参考文献]

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[责任编辑：姜鹏飞]

Surrounding Rock Stability Variation of Deep Roadway Retained along Gob

ZHANG Shan-song1,2，LI Zhi-hua1,2

(1.Energy & Safety School，Anhui University of Science & Technology，Huainan 232001，China； 2.Educational Ministry’s Key Laboratory of Coalmine Safety & High-efficiency Mining，Huainan 232001，China)

Abstract：Applying FLAC numerical software，the influence of different roadway spans，stowing body widths，and mining heights on surrounding rock stability of deep roadway retained along gob in a mine was researched.Results showed that roadway span and stowing wall width strongly influenced floor heave，and mining height large influenced the stability of roof and wall under the condition of hard roof and soft floor.Floor stability became key factor of successfully retaining roadway along gob.It was necessary that reducing floor heave and keeping roof and wall stable by selecting rational roadway span and wall width which was adaptable for mining height.Numerical result was accordance with field observation.This could provide reference for safe and high-efficiency mining face with retaining roadway along gob.

Keywords：retaining roadway along gob；surrounding rock stability；deep surrounding rock deformation；numerical simulation

[作者简介]张山松(1989-)，男，河南周口人，在读硕士研究生，主要研究方向为矿山压力与岩层控制。

[基金项目]国家自然科学基金项目(51274010)

[收稿日期]2015-01-23

[中图分类号]TD325

[文献标识码]A

[文章编号]1006-6225(2015)05-0039-04