基于大变形机理的采动煤岩巷道稳定性分析

尚剑飞

摘要：针对动压巷道围岩变形大、难支护的特点，基于实际监测资料，提出动压巷道的大变形问题，从应力状态、流变特性和能量特征几方面对煤岩的大变形机理进行了分析。利用数值模拟分析方法对采用支护方案的围岩变形和稳定控制进行了分析研究，分析结果验证了经过优化设计的支护方案应用于采动煤岩巷道是有效可行的。

关键词：动压巷道;大变形;稳定性;数值模拟

矿山开采过程中，通常会为工作面的开采、矿料的运输等而掘进一系列准备巷道，工作面回采动压对这些回采准备巷道的稳定性和可靠性影响尤为突出。据现场监测资料可知，采准动压煤岩巷道的变形己属于大变形范畴，深入分析其围岩大变形特性对指导动压巷道支护和保证安全生产具有现实意义。

一、大变形问题的提出

巷道掘进过程中，在相邻运顺巷道的回采过程的动压影响下，3125轨顺围岩和支护构件的变形剧烈，支护锚杆的监测位移结果较大，片帮、冒顶现象严重，直接导致安全生产受阻。鉴于上述问题，对3125轨顺进行了位移监测，进而对支护设计方案改进，以期取得动压巷道的优化支护设计方案，保证后续掘进开采工作顺利开展。

二、现场位移监测成果

选取第一组测站的监测成果进行分析。

第一组测站锚杆位移变化曲线如图1所示，随着工作面的推进，巷道锚杆的位移呈现增加趋势。工作面推过测站断面20m之前，顶板和两帮的锚杆位移变

形量增加缓慢;工作面推过测站断面20m之后，锚杆位移迅速增加，工作面距测站56m左右时，顶板监测站锚杆向下的最大位移约为450mm，巷道的实帮和空帮的相对位移总和约为700mm。

三、动压煤岩巷道大变形机理

动压煤岩巷道与上部结构构件不同：采动煤岩巷道的围岩即使出现变形较大的情况，甚至围岩裂隙发育严重或者破坏，但并不一定表明岩体的承载能力失去效力[1]。所以说的大变形的破坏机理是达到“失稳”才会破坏，不能单纯以变形大小来判断是否破坏;而评判小变形破坏机理的指标通常为强度、刚度或者变形，但不一定是“失稳”破坏。所以采准动压煤岩巷道工程稳定性的核心问题是研究通过让压允许其围岩变形甚至破坏但限制其失稳的控制方法。

（一）回采动压作用下的应力状态改变

采准动压煤岩巷道变形的主要引起因素是回采动压，巷道掘进之前，围岩未受到施工扰动，岩体处于原始的三向应力平衡状态。巷道掘进之后，围岩原始应力平衡状态改变，巷道径向应力即最小主应力降低，围岩的应力平衡状态随着最小主应力的降低逐渐向二向受力状态转变。此时，最大主应力会在巷道岩壁附近出现局部切应力集中现象，随着距岩壁距离的增加，受施工扰动的影响越来越小，岩壁深处的岩体应力状态则接近于原岩的应力平衡状态。

受采动影响的巷道具有其特殊性，对于沿着采空区的巷道，除受到自身掘进巷到动压影响之外，还受到影响范围内的工作面回采造成的周围岩体运动变形和围岩支承压力重分布变化的影响，从而导致巷道围岩的应力平衡状态不止一次的再破坏和重新分布。

（二）采准煤岩巷道的流变性

煤岩是一种流变材料，具有流变特性。煤岩巷道在动压影响下的大变形中包括瞬时变形和长久变形，其中长久变形主要由围岩的流变性决定。在巷道采掘结束后，由于应力状态发生了改变，围岩的流变变形机制发挥作用。当围岩的流变变形达到一定程度时，将会导致巷道围岩的屈服破坏曰。

（三）动庄煤宕巷道变形的能量特征

在巖体变形破坏的每个阶段都对应着不同的能量转化过程，开始阶段能量以存储为主，外力对岩体所做的功转化为岩体内部的弹性应变能，此阶段岩体发生的变形为线弹性。岩体继续变形至发生塑性变形以后，能量耗散逐渐增加。据热力学理论，岩体损伤变形的本质是能量的耗散，能量耗散的过程就是岩体逐渐损伤、内部微裂隙发展、强度不断衰减的过程。峰值强度之后，大量裂隙产生、发展、贯通，弹性应变能释放，转化为表面能、岩石块体飞出的动能以及塑性势能等，造成岩石变形、破碎甚至抛射。此即采矿巷道围岩变形和冲击矿压发生的近似过程。

四、巷道围岩稳定性数值模拟

（一）数值模型的建立

数值模型范围为长×宽×高=50m×251.7m×79.83m，采深为180m，开采煤层厚度为6.13m，顶部岩层为粉砂岩，厚度为5.45m，内部岩层为细砂岩，厚度为12.60m;底部岩层为粉砂岩，厚度为4.47m。

由于本工程的埋深较浅，特别是受到地壳浅部的构造应力以水平应力为主的作用和影响，侧压力系数比较分散，其取值范围为0.5-5.5，经过多次试算得出，在侧压力系数取4.5时，巷道围岩的变形规律和实际监测的结果最为接近，故本例中侧压力系数取为4.5。计算中模型顶部以上岩层的作用以均布压力的形式来模拟作用在模型的上边界。

（二）巷道支护设计方案模拟

经分析本工程采用锚网索联合支护方案，巷道断面形状为矩形，锚杆、锚索的布置方案和角度如图2所示，按此支护措施进行围岩稳定性数值模拟。

（三）围岩变形分析

围岩位移变化曲线如图3所示，围岩观测点的位移值随着工作面的推进一直呈增加趋势，并没有出现明显的波动现象。当推过测站3.0m时，巷道围岩位移的快速增加，帮部测点位移较顶板测点增加的快。工作面推至超过测站29.0m时，帮中部和帮中下部的相对变形达到最大值55mm;顶板最大变形36mm，出现在顶板靠近空帮处。

基于上述分析，采用了锚网+锚索梁的联合支护，巷道围岩帮部和顶板的变形可以达到正常使用的要求。可见，实施关键部位耦合支护，采取柔性让压与刚性支护联合支护方案是控制围岩变形和稳定的有效措施。

参考文献：

[1]何满潮，景海河，孙晓明.软岩工程力学[M].北京：科学出版社，2002.

[2]刘锋珍.深部高应力巷道围岩稳定性数值模拟研究[D].青岛：山东科技大学，2005.