沿空巷道围岩破坏规律研究★

金淳哲 信长昊 陈 龙

(辽宁工程技术大学土木工程学院，辽宁 阜新 123000)

1 概述

近年来，我国深地资源开采逐渐进入攻坚阶段，由于高地应力作用，导致煤层开采面临诸多问题，而最直接的，就是在开采过程中，沿空留巷的变形失稳问题，该问题是诸多煤矿面临的主要技术问题[1]。在巷道围岩失稳机理研究方面，何满潮等[2]提出了深部巷道复合型软岩的复合破坏机制。夏才初等[3]通过对深埋大理岩进行室内试验研究，提出了节理峰值剪切位移变化特征，分析了深部硐室在开挖后围岩的破坏机制。汪成兵[4]对深部开采条件下的巷道围岩破坏机制进行了实验研究，提出了深部围岩的破坏模式和损伤机理。P.Oreste等[5]针对不同类型围岩破坏特征和围岩压力分布规律，提出了支护结构特征曲线的分布特征。L.R.Alejano等[6]分析了不同围岩等级的围岩强度劣化特征规律，得出了深部软弱节理岩体的应变软化条件下的围岩特征曲线。C.GONZALEZ等[7]采用数值模拟手段对深部的软岩巷道在不同埋深的围岩—支护作用进行分析，通过计算得到了非圆形巷道支护结构参数。李夕兵等[8]对深部回采扰动岩体的破裂规律进行了详细的分析，获得了岩体在冲击载荷作用下硬岩层裂破坏理论的新成果。曹平[9]等针对深部围岩力学特性，分别研究了深部围岩在水岩作用、冲击和剪切条件下的裂纹的形成和扩展规律。Young-Jin Shin等[10]得出了深部开采条件下围岩在渗流力作用下的破坏特征曲线，并提出了切实可行的支护方法。GUNTER G等[11]对以往收敛—约束法的研究成果进行了总结，并提出了深部岩体在高应力条件下的支护材料强度随时间变化的规律。

本文针对现场的实际情况，通过现场采集工作面的岩样，进行室内试验研究，获得软岩岩样的基本物理力学参数，根据岩样的力学特征和沿空留巷的受力特点，提出了具有针对性的沿空留巷的支护设计方案，基于有限差分方法计算不同支护条件下及不同开采强度下的沿空留巷围岩变形破坏特征，深入分析围岩的破坏机理及规律。

2 沿空巷道围岩力学参数研究

岩石试样选取自单侯矿第一工作面，其中包括煤岩、泥岩、细砂岩和粉砂岩等，岩块质地均匀，其中煤岩表现出明显的脆性，而泥岩呈灰白色，质地均匀，砂岩的硬度较小，与泥质砂岩的强度类似，岩样的吸水率及含水率较高。将岩块加工成直径为50 mm，高度为100 mm的圆柱型试样，通过分别对煤岩及泥岩、砂岩等岩石进行岩石三轴压缩实验，分别获得岩样的应力应变曲线，并通过拟合方法获得岩样的物理力学参数，如表1所示。

表1 煤岩体力学参数

3 沿空巷道围岩支护设计

采动影响下的顶板潜在威胁为拱顶的塌落，支护设计采用的支护方法主要为锚索+锚杆，再配合菱形金属网+纵向W型钢带进行支护。该支护结构的特点是能够将锚杆、锚索和钢带进行有效的联立，达到理想的耦合支护效果，可以很好的控制工程中的围岩大变形及失稳破坏。

4 沿空巷道围岩破坏数值模拟研究

4.1 模型建立

根据已知的工程地质条件及实验获得的上覆岩层力学参数，结合上覆岩层岩性特点建立采动影响下沿空留巷道数值计算模型，以及工作面回采数值计算模型，如图1所示。其中数值计算采用的本构模型为摩尔—库仑模型，岩体力学参数见表1。

4.2 数值计算方案

数值计算的具体模拟内容：首先是采动影响条件下的巷道变形特征，包括各支护方案下巷道的位移、围岩应力分布状况、水平与垂直的应力分布特征，以及工作面回采时产生的应力集中和超前支承应力。本文分别设计了四种方案：支护方案一为无支护状态；支护方案二为采用锚杆和金属网的联合支护方式，锚杆采用φ20×2 100 mm的螺纹钢锚杆，锚杆的布置按照梅花形布置，其中间排距为0.8 m×0.8 m，锚杆的布设过程中还架设钢带，巷道顶部和两帮为金属网；支护方案三为锚杆+钢筋网+锚索的联合支护方式，其中顶部的锚杆采用φ20×2 200 mm螺纹钢锚杆，两帮锚杆采用φ18×2 000 mm螺纹钢锚杆，锚杆的布置按照梅花形布置，其中间排距0.8 m×0.8 m，锚杆的布设过程中还架设钢带，巷道顶部和两帮为金属网。锚索支护采用φ15.24×7 000 mm锚索顶板中间按照单排布置，间距1.5 m；支护方案四为锚杆+钢筋网+锚索的联合支护方案，中顶部的锚杆采用φ20×2 200 mm左旋螺纹钢锚杆，锚杆的布置按照梅花形布置，其中间排距0.8 m×0.8 m，锚杆的布设过程中还架设钢带，巷道顶部为金属网。两帮锚杆采用φ18×2 000 mm圆钢锚杆，铁板托盘，间排距0.9 m×0.9 m，帮网采用塑料网。巷道顶部的锚索采用三花型布置，锚索的尺寸为φ15.0×7 000 mm，间距3.5 m，排距2.5 m。

4.3 计算结果分析

由数值模拟得到未扰动巷道开挖后垂直方向位移和应力分布图，如图2和图3所示。

从计算结果可以看出，回采巷道在开挖后，巷道的顶底板位置和两帮位置完全变形，其中顶板下沉量过大，在采用第一种支护方案，即单独使用锚杆支护以后，顶板的下沉量得到了明显的控制，通过采用第二种方案，采用锚索进行加固巷道围岩后，顶板的最大位移量也明显减少。同时，在采动条件下有预留煤柱时巷道在不同支护类型下的x，z方向位移分布图中，可知当回采巷道在没有任何支护的条件下，计算中预留的煤柱宽度为5 m，此时受相邻工作面回采的影响，沿空留巷道围岩的右帮变形量较大，计算结果显示巷道周边产生的位移矢量都指向巷道的中心位置。而随着回采工作面的继续推进，在距离巷道较近的位置，虽然采空区顶板出现了大面积的下沉情况，巷道的顶板产生了明显的应力集中，但巷道底板没有出现明显的底鼓现象，回采对两帮影响不大。当对巷道进行支护后，巷道的顶板下沉量和两帮的收敛量都得到了明显的控制。在回采影响下巷道的围岩被完全破坏，由于产生的应力集中导致巷道围岩向内挤压，这种突如其来的应力重新分布使得沿空留巷道围岩内的变形和应力得到释放，并且随着距离左帮7 m左右达到应力的最大值21 MPa，距离巷道右帮6.0 m位置达到了应力的最大值31 MPa，沿空留巷道水平应力逐渐减小。

5 结语

1)通过现场采集工作面的岩样，进行室内试验研究，获得岩样的基本物理力学参数，根据岩样的力学特征和沿空留巷的受力特点，提出了具有针对性的沿空留巷的支护设计方案，其中主要采用锚杆和锚索共同提供支护强度的作用。

2)基于有限差分方法计算不同支护条件下及不同开采强度下的沿空留巷围岩变形破坏特征，计算得到了围岩的破坏机理及规律。