沿空留巷矿压显现规律与围岩控制技术研究

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1 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。

模型沿推进方向每10m分一次
组，计算模型的示意图如1所示。

图1 计算模型的示意图
3 模型计算
首先对不同岩性的围岩沿空留巷变形及应力场分布进行对比分析，选择岩性分别为松软、中硬及硬岩三种进行分析，以此得出松软围岩沿空留巷围岩的矿压规律。

在工作面进行开挖时选对3107回风巷及辅助进风巷进行开挖，开始模型的计算。

巷道顶板下沉曲线可以看出，松软围岩、中硬围岩及硬围岩的巷道顶板下沉量随着距离工作面距离的增加而呈现先增大后平稳的趋势，在距离工作面30m的位置时受到采动影响出现顶板下沉，在距离工作面距离为-60m时，此时的巷道顶板下沉量达到最大值，松软围岩、中硬围岩及硬岩巷道的顶板下沉量最大值分别为0.58m、0.34m 及0.18m，同时根据实际三条曲线可以看出，松软围岩巷道的顶板下沉速度最大，顶板下沉速度随围岩岩性的变化曲线从大到小依次为松软围岩、中硬围岩及硬围岩。

观察巷道底板变形量随距工作面距离的变化曲线可以看出，巷道的底板变形量随距离工作面的距离呈现与巷道顶板相似的规律，且在距离工作面-55m的位置均呈现平稳，在
沿空留巷矿压显现规律与围岩控制技术研究
张路
山西焦煤西山煤电马兰矿 山西 太原 030200
摘要：为了解决松软围岩沿空留巷巷道变形较大的问题，本文利用FLAC3D数值模拟软件对松软围岩、中硬围岩及硬围岩下巷道的顶板、底板、煤柱及充填体的变形量进行分析，发现随着围岩的强度增大，巷道的顶板、底板、煤柱及充填体的变形量呈现减小的趋势，围岩强度越大，巷道的稳定性越强，为后续松软围岩巷道的治理提供一定的参考。

关键词：松软围岩 数值模拟 充填体变形
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距离工作面-55m的位置出现底鼓量的最大值，松软围岩、中硬围岩及硬围岩分别为0.4m、0.18m及0.06m，可以看出当围岩的岩性较为坚硬时，此时巷道的变形量被围岩进行支撑，很少转移到巷道底板位置，所以较少的出现底鼓问题，通过图2不同岩性围岩的顶板及底板变形曲线可以看出，当巷道的围岩较为坚硬时，此时的巷道的顶板及底板的变形量均较小，当巷道的围岩为松软围岩时，由于覆岩垂直应力作用于巷道，巷道的围岩较为松软，承载能力较弱，造成应力向着巷道顶板及底板方向转移，造成变形增大。

对松软围岩、中硬围岩及硬围岩巷道煤柱的水平位移及充填体的水平位移进行研究，模拟曲
线如图3所示。

（a）煤柱水平位移量 （b）充填体水平位移量
图3 煤柱及充填体水平变形曲线
从图3（a）煤柱水平位移量可以看出，在距离工作面30m时，受到采动影响巷道煤柱在水平方向出现变形，随着距离工作距离的变化，煤柱的水平方向位移量呈现先快速增加后逐步平稳的趋势，在距离工作面距离30m~-30m的范围内煤柱的变形量增大的趋势最大，在此区间内，煤柱变形快速上升到一定值，在距离工作面-30m~-50m 的范围内，煤柱的水平变形量缓慢上升，在距离工作面-50m时煤柱变形量增大至最大值，松软围岩、中硬围岩及硬围岩巷道煤柱的水平位移最大值分别为0.48m、0.19m和0.07m，可以看出，巷道围岩强度越大，煤柱的水平变形量越小，围岩强度越大，需要煤柱的承载力越低，煤柱的尺寸越小。

观察图3（b）充填体水平位移量可以看出，在距离工作面0m时充填体开始出现变形，随着距离工作面距离的增大，充填体的变形量呈现与煤柱相同的规律，在在距离工作面0m~-50m的范围内，充填体的水平变形量快速上升，在距离工作面-50m时煤柱变形量增大至最大值，松软围岩、中硬围岩及硬围岩巷道充填体的水平位移最大值分别为0.52m、0.44m和0.3m，对比煤柱变形量及充填体变形量可以看出，围岩强度对充填体变形的影响趋势要小于煤柱水平位移。

当巷道的围岩为松软围岩时，覆岩对煤柱及充填体的压力越大，煤柱及充填体的变形量增大。

对三种岩性围岩下充填体的应力分布情况进
行对比分析，充填体承载曲线如图4所示。

图4 充填体承载曲线
从图4充填体承载曲线可以看出，松软围岩、中硬围岩及硬围岩的充填体承载曲线趋势基本无差，充填体的承载特性呈现出急增阻的性质。

当巷道围岩强度为硬岩时，沿空留巷充填体的载荷最大值为9.7MPa，而中硬岩层的沿空留巷充填体的载荷最大值为10.6MPa，围岩为松软岩性时沿空留巷充填体的载荷最大值为11.3MPa，可以看出，围岩岩性强度越大，充填体的载荷越小。

当顶板达到稳定后，此时充填体的承载载荷从大到小依次为松软围岩、中硬围岩及硬围岩，所以可以看出充填体承载载荷与围岩强度无明显关系。

4 结论
（1）利用FLAC3D数值模拟软件对不同岩性围岩的巷道顶板及底板变形量进行分析，发现随着围岩的岩性强度的增大，巷道的顶板及底板变形量均减小。

（2）利用FLAC3D数值模拟软件对不同岩性围岩沿空留巷煤柱变形及充填体变形进行分析，发现随着围岩的岩性强度的增大，煤柱及充填体的变形量都减小。

（3）通过分析不同围岩强度下充填体的承载载荷可以发现，充填体承载载荷与围岩强度无明显关系。

参考文献
[1]程晓宁.沿空留巷巷旁支护技术应用分析[J].矿业装备，2020（3）:212-213.
[2]王建强，秦超.沿空留巷技术在伯方煤矿中的应用研究[J].山东煤炭科技，2020（5）:32-34.
[3]张玉龙.松软煤层综放面沿空留巷围岩控制技术研究[J].江西煤炭科技，2018（1）:7-11.
[4]李国栋，王襄禹.沿空留巷下位岩层断裂特征数值模拟及控制技术研究[J].煤炭科学技术，2017，45（4）:50-55.。