沿空掘巷硐室围岩稳定性对比研究

沿空掘巷硐室围岩稳定性对比研究

李彬 赵宏志 曹笑笑 祁连光

(淮北矿业（集团）有限责任公司 许疃煤矿 安徽淮北 235000)

摘要：以许疃矿3₂38风巷地质条件为背景，矿山压力理论为指导，运用FLAC^3D数值模拟方法，对沿空掘巷和实体煤巷道情况下，该风巷中组装硐室围岩稳定性进行对比研究。研究表明：沿空掘巷下硐室沿空侧应力大量释放，而实体煤侧垂直应力峰值近乎实体煤巷道下2倍。顶底板的位移呈现为快速增长期、平稳增长期和缓慢增长期的特征。通过数值模拟的对比研究，对硐室的支护设计有一定参考作用。

关键词：FLAC^3D；稳定性；数值模拟；位移监测

中图分类号：TD353 文献标识码：A¹

随着煤矿开采强度和深度不断增加，为减少煤炭资源浪费，越来越多的采用小煤柱甚至无煤柱巷道^[1-4]。在这种情况下，围岩破碎区和塑性区范围较实体煤巷道显著增大，导致支护难度的提升^[5-7]。其中关键的是高应力条件下的围岩稳定性问题，许多国内学者对此有不少研究并总结了围岩的变形规律^[8-10]。本文以许疃矿3₂38风巷地质条件为背景，运用FLAC^3D数值模拟方法，分析沿空掘巷和实体煤硐室开挖后硐室围岩应力分布及位移变化，从而改善支护设计并与现场实际观测进行对比。

1.矿井硐室概况

模拟硐室位于3₂38风巷一侧，该煤层厚度1.30～3.75m，平均厚度为2.60m。煤层赋存较稳定，主要构造为断裂构造。工作面煤系地层总体呈南北走向，向东倾斜的单斜构造，煤层在走向上有几处起伏。煤层倾角3～32°，平均20°。煤层顶底板情况见表1：

表1 煤层顶底板情况

2.硐室围岩稳定性

通过FLAC^3D模拟监测点数据得到了不同断面尺寸硐室两帮指定水平线上的具体垂直应力和水平应力对比，见图1和图2。

图1垂直应力对比

由上图中具体的监测数据可见，沿空掘巷硐室沿空侧由于煤层的开采释放了大量垂直应力，而实体煤侧应力峰值则将近2倍于实体煤硐室，极大的降低了右帮围岩的稳定性。

图2水平应力对比

由水平应力的对比可见，沿空掘巷硐室由于围岩应力的释放，两侧水平应力均低于实体煤硐室，尤其是沿空侧。且沿空掘巷硐室实体煤侧水平应力回升至原岩应力所需距离远大于实体煤硐室。

为进一步对比不同断面尺寸围岩变形的差异，通过布置监测点得到了硐室两帮及顶底板的具体位移对比，见图3。

图3围岩位移对比

由图可见，由于沿空掘巷顶板塑性区的贯通，距顶板10m处仍有很大位移，整个顶板上方围岩稳定性很低。而由于底板塑性区未贯通且煤层开采释放大量应力，沿空掘巷硐室底板位移远小于实体煤硐室。沿空掘巷硐室主要问题在于沿空侧和顶板围岩塑性区与受煤层开采影响的塑性区相贯通，大大降低了围岩稳定性。

3.支护方案设计

拱顶锚杆间排距为800×800 mm，锚杆为φ22 mm L3000 mm无纵肋螺纹钢式树脂锚杆金属杆体，锚固力大于100 kN，左右侧的边部锚杆与垂直成10°安装。两帮锚杆间排距800mm×800mm，锚杆为φ22 mm L2600 mm的无纵肋螺纹钢式树脂锚杆金属杆体，锚固力大于60 kN，下部的底角锚杆和上部的顶角锚杆与水平成10°安装。顶部锚索间距为900 mm，排距为1200 mm，垂直于岩石表面安装，顶板锚索参数为φ22 mm L8200 mm，帮部锚索间距为1600 mm，排距为1200 mm，垂直于岩石表面安装，帮部锚索参数为φ22 mm L4700 mm。支护设计图见图4。

图4沿空掘巷支护设计图

4.现场监测

在3₂38风巷切眼以外60m处布置围岩位移观测点，观测分析沿空掘巷掘进时巷道顶板围岩的位移量，巷道顶板围岩总体位移量较小，如图7所示。

图7掘进期间巷道顶底板移近量

快速增长期，在距掘进迎头0-20m范围内，围岩位移量快速增长；平稳增长期，在距采煤工作面20-80m范围内，围岩位移大致呈线性增长，该阶段两帮与顶底板位移速率的差别要小于第一阶段；缓慢增长期，在距采煤工作面80-110m范围内，巷道围岩位移进入缓慢增长阶段，呈现出蠕变特征。

整个观测期间，顶底板移近109mm，以巷道底鼓为主。监测数据分析表明3₂38风巷变形可控，巷道控制效果尚可。

5.结论

(1)沿空掘巷硐室沿空侧释放了大量垂直应力，而实体煤侧垂直应力峰值将近2倍于实体煤硐室，极大的降低了右帮围岩的稳定性。

(2)沿空掘巷硐室由于围岩应力的释放，沿空侧水平应力远低于实体煤硐室，且实体煤侧水平应力回升至原岩应力所需距离远大于实体煤硐室。

(3)顶底板的位移呈现为快速增长期、平稳增长期和缓慢增长期的特征。

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作者简介：李彬（男；1975-），汉族，工程师，现任淮北矿业股份有限公司许疃煤矿掘进副矿长。

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