沿空巷道圍巖破壞規律研究★

金淳哲 信長昊 陳 龍

(遼寧工程技術大學土木工程學院，遼寧 阜新 123000)

1 概述

近年來，我國深地資源開采逐漸進入攻堅階段，由于高地應力作用，導致煤層開采面臨諸多問題，而最直接的，就是在開采過程中，沿空留巷的變形失穩問題，該問題是諸多煤礦面臨的主要技術問題[1]。在巷道圍巖失穩機理研究方面，何滿潮等[2]提出了深部巷道復合型軟巖的復合破壞機制。夏才初等[3]通過對深埋大理巖進行室內試驗研究，提出了節理峰值剪切位移變化特征，分析了深部硐室在開挖后圍巖的破壞機制。汪成兵[4]對深部開采條件下的巷道圍巖破壞機制進行了實驗研究，提出了深部圍巖的破壞模式和損傷機理。P.Oreste等[5]針對不同類型圍巖破壞特征和圍巖壓力分布規律，提出了支護結構特征曲線的分布特征。L.R.Alejano等[6]分析了不同圍巖等級的圍巖強度劣化特征規律，得出了深部軟弱節理巖體的應變軟化條件下的圍巖特征曲線。C.GONZALEZ等[7]采用數值模擬手段對深部的軟巖巷道在不同埋深的圍巖—支護作用進行分析，通過計算得到了非圓形巷道支護結構參數。李夕兵等[8]對深部回采擾動巖體的破裂規律進行了詳細的分析，獲得了巖體在沖擊載荷作用下硬巖層裂破壞理論的新成果。曹平[9]等針對深部圍巖力學特性，分別研究了深部圍巖在水巖作用、沖擊和剪切條件下的裂紋的形成和擴展規律。Young-Jin Shin等[10]得出了深部開采條件下圍巖在滲流力作用下的破壞特征曲線，并提出了切實可行的支護方法。GUNTER G等[11]對以往收斂—約束法的研究成果進行了總結，并提出了深部巖體在高應力條件下的支護材料強度隨時間變化的規律。

本文針對現場的實際情況，通過現場采集工作面的巖樣，進行室內試驗研究，獲得軟巖巖樣的基本物理力學參數，根據巖樣的力學特征和沿空留巷的受力特點，提出了具有針對性的沿空留巷的支護設計方案，基于有限差分方法計算不同支護條件下及不同開采強度下的沿空留巷圍巖變形破壞特征，深入分析圍巖的破壞機理及規律。

2 沿空巷道圍巖力學參數研究

巖石試樣選取自單侯礦第一工作面，其中包括煤巖、泥巖、細砂巖和粉砂巖等，巖塊質地均勻，其中煤巖表現出明顯的脆性，而泥巖呈灰白色，質地均勻，砂巖的硬度較小，與泥質砂巖的強度類似，巖樣的吸水率及含水率較高。將巖塊加工成直徑為50 mm，高度為100 mm的圓柱型試樣，通過分別對煤巖及泥巖、砂巖等巖石進行巖石三軸壓縮實驗，分別獲得巖樣的應力應變曲線，并通過擬合方法獲得巖樣的物理力學參數，如表1所示。

表1 煤巖體力學參數

3 沿空巷道圍巖支護設計

采動影響下的頂板潛在威脅為拱頂的塌落，支護設計采用的支護方法主要為錨索+錨桿，再配合菱形金屬網+縱向W型鋼帶進行支護。該支護結構的特點是能夠將錨桿、錨索和鋼帶進行有效的聯立，達到理想的耦合支護效果，可以很好的控制工程中的圍巖大變形及失穩破壞。

4 沿空巷道圍巖破壞數值模擬研究

4.1 模型建立

根據已知的工程地質條件及實驗獲得的上覆巖層力學參數，結合上覆巖層巖性特點建立采動影響下沿空留巷道數值計算模型，以及工作面回采數值計算模型，如圖1所示。其中數值計算采用的本構模型為摩爾—庫侖模型，巖體力學參數見表1。

4.2 數值計算方案

數值計算的具體模擬內容：首先是采動影響條件下的巷道變形特征，包括各支護方案下巷道的位移、圍巖應力分布狀況、水平與垂直的應力分布特征，以及工作面回采時產生的應力集中和超前支承應力。本文分別設計了四種方案：支護方案一為無支護狀態；支護方案二為采用錨桿和金屬網的聯合支護方式，錨桿采用φ20×2 100 mm的螺紋鋼錨桿，錨桿的布置按照梅花形布置，其中間排距為0.8 m×0.8 m，錨桿的布設過程中還架設鋼帶，巷道頂部和兩幫為金屬網；支護方案三為錨桿+鋼筋網+錨索的聯合支護方式，其中頂部的錨桿采用φ20×2 200 mm螺紋鋼錨桿，兩幫錨桿采用φ18×2 000 mm螺紋鋼錨桿，錨桿的布置按照梅花形布置，其中間排距0.8 m×0.8 m，錨桿的布設過程中還架設鋼帶，巷道頂部和兩幫為金屬網。錨索支護采用φ15.24×7 000 mm錨索頂板中間按照單排布置，間距1.5 m；支護方案四為錨桿+鋼筋網+錨索的聯合支護方案，中頂部的錨桿采用φ20×2 200 mm左旋螺紋鋼錨桿，錨桿的布置按照梅花形布置，其中間排距0.8 m×0.8 m，錨桿的布設過程中還架設鋼帶，巷道頂部為金屬網。兩幫錨桿采用φ18×2 000 mm圓鋼錨桿，鐵板托盤，間排距0.9 m×0.9 m，幫網采用塑料網。巷道頂部的錨索采用三花型布置，錨索的尺寸為φ15.0×7 000 mm，間距3.5 m，排距2.5 m。

4.3 計算結果分析

由數值模擬得到未擾動巷道開挖后垂直方向位移和應力分布圖，如圖2和圖3所示。

從計算結果可以看出，回采巷道在開挖后，巷道的頂底板位置和兩幫位置完全變形，其中頂板下沉量過大，在采用第一種支護方案，即單獨使用錨桿支護以后，頂板的下沉量得到了明顯的控制，通過采用第二種方案，采用錨索進行加固巷道圍巖后，頂板的最大位移量也明顯減少。同時，在采動條件下有預留煤柱時巷道在不同支護類型下的x，z方向位移分布圖中，可知當回采巷道在沒有任何支護的條件下，計算中預留的煤柱寬度為5 m，此時受相鄰工作面回采的影響，沿空留巷道圍巖的右幫變形量較大，計算結果顯示巷道周邊產生的位移矢量都指向巷道的中心位置。而隨著回采工作面的繼續推進，在距離巷道較近的位置，雖然采空區頂板出現了大面積的下沉情況，巷道的頂板產生了明顯的應力集中，但巷道底板沒有出現明顯的底鼓現象，回采對兩幫影響不大。當對巷道進行支護后，巷道的頂板下沉量和兩幫的收斂量都得到了明顯的控制。在回采影響下巷道的圍巖被完全破壞，由于產生的應力集中導致巷道圍巖向內擠壓，這種突如其來的應力重新分布使得沿空留巷道圍巖內的變形和應力得到釋放，并且隨著距離左幫7 m左右達到應力的最大值21 MPa，距離巷道右幫6.0 m位置達到了應力的最大值31 MPa，沿空留巷道水平應力逐漸減小。

5 結語

1)通過現場采集工作面的巖樣，進行室內試驗研究，獲得巖樣的基本物理力學參數，根據巖樣的力學特征和沿空留巷的受力特點，提出了具有針對性的沿空留巷的支護設計方案，其中主要采用錨桿和錨索共同提供支護強度的作用。

2)基于有限差分方法計算不同支護條件下及不同開采強度下的沿空留巷圍巖變形破壞特征，計算得到了圍巖的破壞機理及規律。