综放沿空掘(留)巷围岩控制机理研究

2831 前言在我国煤矿开采过程中，由于受到采动的影响使得回采工作面巷道变形严重，使得矿山安全大打折扣，所以在回采巷道进行沿空留巷，这不仅避免了煤柱的浪费，同时提升了巷道的稳定性[1，2]。

沿空留巷虽然可以降低围岩的应力，但其在时间上无法降低采动的影响，所以在围岩为松软岩性时，围岩的塑性区及应力值均较大，应力传递至巷道的顶板及底板，造成巷道的变形剧烈，所以为解决松软围岩巷道沿空留巷围岩变形大的问题，众多学者对此问题作出过一定的研究[3，4]。

本文利用数值模拟软件对松软围岩沿空留巷技术进行研究，给出了松软围岩沿空留巷围岩的应力及变形特征，为松软围岩沿空留巷围岩的控制作出一定的借鉴。

2 模型建立在松软围岩沿空留巷实施过程中，巷道的稳定性是靠着煤柱和充填体共同承载，所以巷旁充填体的充填强度是衡量沿空留巷稳定性的重要因素。

同时由于松软围岩回采巷道受到临近采空区的采动影响，围岩变形量较大且变形速率快，所以研究松软围岩沿空留巷矿压显现情况对后续的支护有着重要意义。

首先利用FLAC3D数值模拟软件对模型进行建立，根据实际地质情况最终选择模型的长宽高分别为152.6m、300m和61.5m，完成模型尺寸建立后，对模型进行网格数的划分，进行网格划分时需要考虑到计算速度及计算精度的问题，所以网格划分需要选择合适的划分方案进行网格的划分，网格划分完成后共有1710000个网络单元及1763258个节点。

完成网格划分后对模型的边界条件进行设定，固定模型的左右边界，限制模型水平方向位移，同时在模型的底部边界进行固定约束的设置，表面模型出现z方向的位置，模型的上边界为自由端。

完成模型约束设置后对模型进行里的设置，由于实际埋深为400m，所以经过计算施加模型上端垂直应力10MPa，同时根据围压系数0.8，施加模型左右段水平应力8MPa，同时根据实际地质情况对模型的岩石力学参数进行设定。

完成模型的初步设置，在计算开始前需要对模型进行内部的分组，模型从右到左依次为3107工作面、充填体、3107辅助进风巷、煤柱、3107回风巷及3108工作面。

掘采全过程综放沿空巷道围岩变形机理及控制技术近年来沿空掘巷技术在我国得到了广泛的应用,但在生产中进行沿空巷道支护设计与施工时基本根据经验或工程类比来选择支护形式和参数,面临着巷道维护困难、变形量大等问题。

因此针对掘采全过程综放沿空巷道围岩变形机理及控制技术进行研究对提高煤炭采出率、确保巷道安全具有重要意义。

本文综合运用试验测试、理论分析、数值计算模拟和现场实测等方法与手段,对掘采全过程综放沿空巷道围岩变形和应力演化规律进行了系统的研究,取得了如下成果:(1)利用万能试验机及MTS815.02岩石力学测试系统对煤岩岩样进行了基本力学性能及三轴蠕变性能测试,得到了煤岩蠕变变形规律,根据三元件Kelvin模型和改进的西原模型建立了三维应变状态下的蠕变本构方程,得出了不同应力条件下的蠕变曲线,为沿空巷道煤岩变形分析提供了理论依据。

(2)基于沿空掘巷巷道围岩变形及回采工作面覆岩运移规律并结合巷道围岩大小结构稳定性原理,分析了控制上区段弧形三角岩块稳定性的关键因素,建立了沿空巷道直接顶结构力学模型;系统分析了掘巷前、后直接顶结构受力特征,建立了弧形三角关键块体稳定性判定方程。

(3)根据放顶煤沿空巷道围岩结构特征,分析了顶煤稳定性影响因素,建立了顶煤变形力学模型,在Winkler弹性地基梁模型的基础上得到了顶煤下沉曲线(值)的解析解。

通过MATLAB编制计算程序,分析不同支护强度下顶煤下沉量与顶煤刚度的关系,得到了顶板下沉值与顶煤刚度的关系。

(4)基于回采阶段综放面沿空巷道围岩变形特征,研究了二次采动影响下基本顶压力叠加分布规律,建立了基本顶的非均匀弹性垫层薄板力学模型,分析了影响基本顶稳定的因素;根据沿空巷道顶板变形研究成果,建立实体煤帮和窄煤柱的平面应变流变力学模型,提出沿空巷道需随着采掘活动的变化分阶段分步骤的加强支护,并结合现场实际确定了窄煤柱合理留设宽度。

(5)通过数值模拟分析在掘进及回采期间不同宽度护巷煤柱的受力及变形大小,研究了窄煤柱宽度对掘巷期间和回采期间巷道应力和变形的影响,综合分析确定了窄煤柱合理留设宽度。

矿井深部开采沿空巷道的围岩控制技术研究摘要：针对深部综放沿空巷道围岩稳定性差、变形大、难支护的特点，通过理论分析、数值模拟和现场实验等方法，从巷道支护方式和巷道断面优化两方面讨论了深部综放沿空巷道的控制技术。

研究结果表明：直墙半圆拱形断面、锚梁网索联合支护方式能够较好的控制深部综放沿空巷道围岩，减少巷道围岩变形，增强其稳定性。

关键词：深部综放沿空巷道半圆拱形锚网索联合支护断面优化1、引言随着对能源需求量的增加和开采强度的不断加大，我国矿山相继进入深部开采。

目前，我国煤矿开采深度以每年8～12m的速度增加，而东部矿井更以每年10～25m的速度增加，预计未来20年，我国很多煤矿将进入1000m～1500m的深度开采。

另一方面，我国已探明煤炭资源埋深在1000m以下的储量为2.95万亿吨，约占煤炭资源总量的53％，因此，现在及未来一段时间内，我国煤矿开采将逐渐转入深部开采。

由于深部岩体所处的地球物理环境及其应力场的复杂性，在浅部开采基础上发展起来的传统支护理论、支护参数已难以适应深部巷道支护设计和实践的需要。

深部综放沿空巷道，作为一类较特殊的回采巷道，与普通的回采巷道相比，具有以下特点：(1)综放沿空巷道布置在靠近采空区的煤体中，巷道围岩结构破碎，在掘进和回采过程中，巷道将发生较大的变形；(2)对于综放沿空巷道而言，由于巷道上方为顶煤，上覆岩层运动波及的范围及影响程度相应地增大，回采过程中的矿压显现将更加剧烈；(3)综放工作面年产量多在100万t左右，开采强度大，机械设备体积较大，且所需风量剧增，这就要求巷道具有较大的断面；(4)深部综放沿空巷道埋深大，地应力相对较大。

由于以上原因，深部综放沿空巷道围岩的稳定性及其控制一直是采矿领域中的研究热点和难点。

本文主要从支护方式与参数、巷道断面优化等方面讨论深部综放沿空巷道围岩的控制技术。

2、综放沿空巷道断面的优化由于施工简单，易于成型等优点，矩形和梯形断面形状是目前国内综放沿空煤巷的主要断面形状。

沿空掘巷围岩控制技术沿空掘巷围岩一般松软破碎、强度低，在工作面采动影响时，老顶岩层弧形三角块结构旋转下沉，塑性区、破碎区迅速扩展，导致巷道变形剧烈。

围岩的稳定性主要取决于围岩强度、应力状况及支护与围岩的相互作用关系。

沿在具体的支护过程中要合理利用和充分发挥围岩自身强度，要避开应力高峰区，沿空掘巷一般在上区段工作面采完应力重分布完成之后，沿着采空区边缘掘进巷道，从而避开采动影响带来的支承压力。

围岩承载力与支护在时间上要耦合，即围岩自身要具有一定的承载力又不至于存在难以支护的有害变形且使支护发挥最大的承载能力。

因此沿空掘巷合理围岩控制技术的研究显得尤为重要。

目前，锚杆和锚索已经广泛应用于我国煤矿回采巷道的支护中，对于促进煤矿安全高效生产有显著的作用，由于锚杆和锚索支护技术对于巷道围岩条件有较高的依赖性，对于沿空巷道，在支护的过程中，单纯的依靠增加锚杆、锚索的数量、刚度以及强度，不仅增加了支护成本，而且还不一定达到控制围岩变形的目的。

因此在支护过程中应该注重锚杆锚索的耦合支护，针对沿空巷道围岩由于塑性大变形而产生的变形不协调部位，通过锚网—围岩以及锚索—关键部位支护的耦合而使其变形协调，从而限制围岩产生有害的变形损伤，实现支护一体化，荷载均匀化，达到控制巷道稳定的目的。

4.1 沿空掘巷围岩控制机理4.1.1 围岩-支护共同作用原理支护所受的压力及其变形，来自于围岩在自身平衡过程中变形或破裂导致的对支护的作用。

因此，围岩状态及其变化状况对支护的作用有重要影响。

另一方面，支护以自己的刚度与强度抑制岩体变形和破裂进一步发展，而这一过程同样也影响着支护自身的受力。

于是，围岩与支护形成一种共同体；共同体两方面的耦合作用和互为影响的情况成为围岩-支护共同作用。

一种情况是，当岩体内应力达到峰值前，支护已经到位，岩体的进一步变形（包括其剪涨与扩容）破碎受支护阻挡，构成围岩与支护共同体，形成相互间的共同作用。

如果支护有足够的刚度与强度，则共同体是稳定的。