煤礦巷道掘進圍巖變形及穩定性分析

鄭茂瑩 王興龍 李政偉

（兗煤菏澤能化有限公司趙樓煤礦，山東 菏澤 274000）

作為井工煤礦開采的主要載體之一，巷道數量及總長逐年增長。巷道因其特殊的工作用途，屬于埋深在沉積巖地層中的地下工程，與地面工程有所不同，地下深處圍巖變形大、穩定性較差[1]。巷道掘進工作面圍巖的穩定性會受到多種因素的影響[2-4]。因此，在煤礦巷道掘進過程中圍巖的變形與穩定性監測具有十分重要的意義。一是要保證巷道的絕對安全，這就需要支護達到理想效果；二是盡可能地保證掘進速度，達到節約成本的目的[5]。

本文依托趙樓煤礦7306 運輸順槽工程項目，采用有限元分析手段，模擬巷道斷面尺寸和掘進方式的改變可能對巷道圍巖變形及穩定性造成的影響，為工程安全建設提供支撐與參考。

1 工程概況

7306 運輸順槽巷道位于七采區西翼，主要用于7306 工作面通風、設備安裝、煤炭運輸及行人，設計使用年限5 年。依據7306 工作面地質勘測結果，煤層平均厚度7.0 m，內外生裂隙發育。三維地震資料顯示，7306 運輸順槽掘進過程中預計揭露正斷層。受斷層影響，小斷層伴生在斷層面附近，巖石較易破碎形成裂隙，在掘進過程中應采取措施，加強巷道支護。巷道頂底板巖層力學參數見表1。

表1 巷道頂底板巖層力學參數

2 有限元計算模型

7306 運輸順槽巷道最大、最小水平主應力分別為15 MPa 和9 MPa，垂直應力為7 MPa。巷道斷面橫截面尺寸為寬5.5 m、高4.2 m 的矩形斷面，截面面積為23.1 m2。模型尺寸確定為長、寬、高分別為55.5 m、63 m 和16 m。應力邊界設置在頂板處，模型底面和側面均設置為固定約束，上部巖層產生的壓力作用在頂板處。錨桿長2.4 m，錨固長度1.2 m；錨索長6 m，錨固長度3 m。頂板每排錨桿數量為6根，間距1 m，兩幫每排錨桿數量為4 根，間距1 m，錨桿均垂直作業面。頂板錨索采用隔排布置的方式，間距為1.8 m，排距2 m。表2 為錨桿、錨索的力學參數。

表2 模擬巷道錨桿錨索力學參數

3 結果與分析

掘進工作面穩定性與巷道斷面形狀尺寸、掘進速度、開挖方式以及空頂距之間存在緊密的聯系。模擬試驗中共設置三種巷道寬度參數分別為4.5 m、5.5 m（基礎模型）和6.5 m；掘進速度分為低速200 m/月、中速400 m/月和高速600 m/月；空頂距含2 m、4 m 和6 m 三類。通過變化掘進參數，計算圍巖在掘進過程中的變形及穩定性變化，數值模擬結果見表3。

表3 圍巖穩定性與掘進參數關系的模擬結果

3.1 巷道寬度對圍巖變形及穩定性影響

表3 顯示巷道寬度為4.5 m、5.5 m 和6.5 m 時圍巖兩幫移近量分別為28 mm、26 mm 和32 mm，頂板下沉量各自對應為65 mm、90 mm 和120 mm，兩幫移近量明顯小于頂板的下沉量。在三種巷道寬度下兩幫位移未表現出明顯差異，而5.5 m和6.5 m 巷道寬相對于4.5 m 寬時頂板下沉量增長幅度分別達38.5%和84.6%，巷道寬度與頂板下沉量之間存在正向相關關系。巷道寬度對兩幫煤巖破碎體積幾乎沒有影響，頂板破碎煤巖體積隨巷道寬度的增加而增加。在3 種巷道寬度條件下兩幫的裂隙總面積均明顯大于頂板裂隙總面積。不同巷道寬度圍巖裂隙面積變化曲線如圖1。巷道寬度的增加導致頂板位置處承受更多來自上部巖體的荷載作用，從而破碎體積顯著增多，圍巖穩定性降低。

圖1 不同巷道寬度圍巖裂隙面積變化曲線

3.2 掘進速度對圍巖變形及穩定性影響

由表3 可知，掘進速度為200 m/月、400 m/月和600 m/月時圍巖兩幫移近量分別為26 mm、20 mm 和22 mm，頂板下沉量分別為105 mm、100 mm 和120 mm。三種掘進速度下，兩幫移近量和頂板下沉量差別不大，中速條件下最低。圖2 顯示，兩幫的裂隙總面積均大于頂板處裂隙總面積。較快掘進速度和較慢掘進速度時，兩幫裂隙總面積差異較小，而中等掘進速度條件下，兩幫裂隙總面積明顯較小。相同的規律在頂板裂隙面積變化中也可得到體現。

圖2 圍巖裂隙面積在不同掘進速度下變化曲線

巷道開挖后原巖應力釋放速率直接受掘進速度的影響，具體表現為掘進速度越快應力釋放速率越慢。另外，掘進速度的增加會導致錨桿和錨索支護安裝時間的相對提前或者滯后，當以較快的掘進速度進行巷道開挖時，安裝錨桿發生在應力釋放較小的狀態下，后期隨著圍巖應力釋放的增加，圍巖變形持續增加，導致錨桿變形量增加、載荷量變大，發生破壞。較慢的掘進速度進行開挖時，錨桿的安裝支護往往會存在滯后的問題，此時圍巖變形和裂隙已經形成并逐步發展，錨桿支護未能充分發揮作用，破壞圍巖的變形及穩定性。

3.3 開挖方式對圍巖變形及穩定性影響

本實驗中共設置兩種巷道開挖形式：一是一次性開挖，二是分步開挖，并采用對稱開挖模式。巷道左側2.75 m 范圍內的幫體、錨桿、錨索的安裝支護在第1 次開挖時完成，巷道右側2.75 m 范圍內的右幫錨桿、錨索的安裝支護在第2 次開挖時完成。由圖3 可知，兩幫移近量在兩種開挖模式均隨至掘進工作面距離的增加表現出緩慢上升趨勢，終值達25 mm 左右。一次開挖和二次開挖下頂板下沉量在至掘進工作面6 m 范圍內波動變化趨勢相似，頂板的下沉量在6 m 過后明顯增加，且二次開挖頂板下沉更為顯著，一次開頂挖板破壞程度較二次開挖更小。至掘進工作面12 m 時，一次開挖頂板下沉量約為二次開挖的1/2。

圖3 巷道表面位移與至掘進工作面距離的關系曲線

分析可能原因：一是二次開挖采取的是對半開挖的形式，當左側巷道開挖完成時，右側的煤體應力狀態會發生改變，頂板位置處容易產生應力集中現象，受力不平衡，造成頂板中部變形加大；二是分步開挖巷道時錨桿、錨索的安裝時機存在先后性，承載結構的整體性在頂板處存在缺陷，導致變形較大。

3.4 空頂距對圍巖變形及穩定性影響

兩幫移近量在空頂距分別為2 m、4 m 和6 m時差異較小，而頂板下沉量隨空頂距增加表現出明顯的上升趨勢。2 m 時頂板下沉量為80 mm，4 m時下沉量達115 mm，6 m 時下沉量達130 mm，增長幅度分別為43.8%和62.5%。兩幫和頂板的破碎煤巖體積在不同空頂距條件下未呈現較大波動。

圖4 顯示空頂距越大，裂隙總面積相應越大，分布也越廣泛。在掘進工作面的同一位置處，2 m的空頂距裂隙總是較4 m 和6 m 空頂距發育更慢。在掘進工作面2 m 范圍內，當空頂距大于4 m 時，裂隙發育較顯著，但空頂距為2 m 時，裂隙并未明顯發育。留設空頂距越小，錨桿越早打入巖體從而增強支護效果，更有效地抑制裂隙發育。錨桿支護的時效性對于減少裂隙發育的速率和面積可起到重要作用。

圖4 圍巖裂隙面積隨不同空頂距變化曲線

4 結論

為分析煤礦巷道在掘進過程中圍巖變形及穩定性，以7306 運輸順槽巷道為工程對象，結合有限元分析方法建立三維力學模型，通過變化巷道寬度、掘進速度、開挖方式以及空頂距來分析圍巖在不同條件下的變形及穩定性特征。結果表明：巷道寬度越寬，頂板的破碎程度越大；合理的掘進速度對于巷道圍巖穩定性的提升具有重要意義；開挖次數的增加將對頂板下沉和破壞程度造成更大程度的損傷，分步開挖不利用圍巖穩定；圍巖裂隙隨空頂距增加而增多，且發育速率更快。