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(shù)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(wěn)定性較差[1]。巷道掘進工作面圍巖的穩(wěn)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(wěn)定性監(jiān)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(jié)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(wěn)定性造成的影響，為工程安全建設(shè)提供支撐與參考。

1 工程概況

7306 運輸順槽巷道位于七采區(qū)西翼，主要用于7306 工作面通風(fēng)、設(shè)備安裝、煤炭運輸及行人，設(shè)計使用年限5 年。依據(jù)7306 工作面地質(zhì)勘測結(jié)果，煤層平均厚度7.0 m，內(nèi)外生裂隙發(fā)育。三維地震資料顯示，7306 運輸順槽掘進過程中預(yù)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(yīng)采取措施，加強巷道支護。巷道頂?shù)装鍘r層力學(xué)參數(shù)見表1。

表1 巷道頂?shù)装鍘r層力學(xué)參數(shù)

2 有限元計算模型

7306 運輸順槽巷道最大、最小水平主應(yīng)力分別為15 MPa 和9 MPa，垂直應(yīng)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(yīng)力邊界設(shè)置在頂板處，模型底面和側(cè)面均設(shè)置為固定約束，上部巖層產(chǎn)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(shù)量為6根，間距1 m，兩幫每排錨桿數(shù)量為4 根，間距1 m，錨桿均垂直作業(yè)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(xué)參數(shù)。

表2 模擬巷道錨桿錨索力學(xué)參數(shù)

3 結(jié)果與分析

掘進工作面穩(wěn)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(lián)系。模擬試驗中共設(shè)置三種巷道寬度參數(shù)分別為4.5 m、5.5 m（基礎(chǔ)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(shù)，計算圍巖在掘進過程中的變形及穩(wěn)定性變化，數(shù)值模擬結(jié)果見表3。

表3 圍巖穩(wěn)定性與掘進參數(shù)關(guān)系的模擬結(jié)果

3.1 巷道寬度對圍巖變形及穩(wěn)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(yīng)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(xiàn)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(guān)關(guān)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(dǎo)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(wěn)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(wěn)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(guī)律在頂板裂隙面積變化中也可得到體現(xiàn)。

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(yīng)力釋放速率直接受掘進速度的影響，具體表現(xiàn)為掘進速度越快應(yīng)力釋放速率越慢。另外，掘進速度的增加會導(dǎo)致錨桿和錨索支護安裝時間的相對提前或者滯后，當(dāng)以較快的掘進速度進行巷道開挖時，安裝錨桿發(fā)生在應(yīng)力釋放較小的狀態(tài)下，后期隨著圍巖應(yīng)力釋放的增加，圍巖變形持續(xù)增加，導(dǎo)致錨桿變形量增加、載荷量變大，發(fā)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(jīng)形成并逐步發(fā)展，錨桿支護未能充分發(fā)揮作用，破壞圍巖的變形及穩(wěn)定性。

3.3 開挖方式對圍巖變形及穩(wěn)定性影響

本實驗中共設(shè)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(cè)2.75 m 范圍內(nèi)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(cè)2.75 m 范圍內(nèi)的右?guī)湾^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(xiàn)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(nèi)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(guān)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(dāng)左側(cè)巷道開挖完成時，右側(cè)的煤體應(yīng)力狀態(tài)會發(fā)生改變，頂板位置處容易產(chǎn)生應(yīng)力集中現(xiàn)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(jié)構(gòu)的整體性在頂板處存在缺陷，導(dǎo)致變形較大。

3.4 空頂距對圍巖變形及穩(wěn)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(xiàn)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(xiàn)較大波動。

圖4 顯示空頂距越大，裂隙總面積相應(yīng)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(fā)育更慢。在掘進工作面2 m 范圍內(nèi)，當(dāng)空頂距大于4 m 時，裂隙發(fā)育較顯著，但空頂距為2 m 時，裂隙并未明顯發(fā)育。留設(shè)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(fā)育。錨桿支護的時效性對于減少裂隙發(fā)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(jié)論

為分析煤礦巷道在掘進過程中圍巖變形及穩(wěn)定性，以7306 運輸順槽巷道為工程對象，結(jié)合有限元分析方法建立三維力學(xué)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(wěn)定性特征。結(jié)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(wěn)定性的提升具有重要意義；開挖次數(shù)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(wěn)定；圍巖裂隙隨空頂距增加而增多，且發(fā)育速率更快。