自然沿空留巷方法可行性研究

樊 鑫

(大同煤矿集团王村煤业公司，山西 大同 037003)

1 引言

随着煤矿沿空留巷技术的不断应用发展，我国已形成一整套完整的沿空留巷回采支护体系。沿空留巷技术大大提高了煤炭的回采率且减少了巷道的掘进，给煤矿带来了巨大的经济效益。曹伟康分析了巷旁支护体的受力和变形特征，得到了巷旁支护组合体的作用机制，形成了以单体液压支柱配合十字铰接顶梁、复合铁鞋和工字钢护帮腿组合支护体的新型巷旁支护，使留巷效果达到预期目标[1]，何满潮、阚甲广等通过顶板预裂爆破，采空侧低位基本顶间接转化为直接顶冒落，切落后碎胀的矸石对上位岩层起到了较好的支撑作用，限制了其旋转变形，并降低了顶板断裂冲击载荷[2-4]。

本文在已有研究的基础上，叙述了自然沿空留巷方法的原理并进行了数值模拟，供后续研究参考。

2 自然沿空留巷覆岩结构演化规律研究

目前，沿空留巷根据是否进行人工充填墙体分为砌筑式沿空留巷法和无充填墙体式沿空留巷法两种，其中，砌筑式沿空留巷法工艺复杂，成本较高，虽然能实现良好的成巷效果，但是大量的成本投入使得众多煤矿选择无充填墙体式沿空留巷法，该方法施工工艺相对简单，低成本的投入能带来良好的成巷效果，且能适应不同厚度煤层、不同倾角煤层以及瓦斯含量不同的矿井，因此受到众多煤矿的青睐。随着煤矿机械化、智能化以及信息化的不断发展，沿空留巷方法理论不断创新发展，无充填墙体式沿空留巷法应用广泛增加，逐渐实现了无充填墙体、无煤柱的沿空留巷方法，即自然沿空留巷方法。

经过多年的实践发展，自然沿空留巷方法理论逐渐成熟。无充填墙体、无煤柱的状况下，通过组合支架实现被动切顶的沿空留巷方法称为自然沿空留巷法。该方法采用单体液压支架配合铰接顶梁进行支护，顶板以及围岩部分采用锚网索联合支护，在巷道与采空区的间隙处，需采用柔性薄膜配合喷浆的方式使孔隙闭合。

在工作面回采后，采空区上覆岩层会随之垮落进而形成采空区，采空区主要由矸石组成，随着基本顶的破坏，沿着工作面推进方向会形成三部分主要块体，在工作面端头形成具有一定弧形的固定结构，留巷空间就在弧形结构下方。沿空留巷巷道上覆岩层的运动规律与主要岩体的运行特征有密切的关系，主要岩体的运动影响着直接顶破裂断裂、下沉，直接顶的运动又影响着沿空留巷巷道的空间状态。

采用自然沿空留巷方法时，因为留巷区域紧邻采空区，随着工作面的回采，必须通过柔性薄膜配合喷浆对采空区进行封闭保证巷道的稳定性。随着采空区顶板的垮落，上覆岩层逐渐被压实，巷道受力逐渐趋于稳定，单体液压支柱配合铰接顶梁则负责提供侧向支承力，上覆岩层垮落后侧向顶板断裂形成短悬臂梁结构，形成一定的留巷空间，自然沿空留巷方法整体结构简图如图1所示。

图1 自然沿空留巷方法整体结构图

在沿空留巷巷道挖掘的过程中，巷道因为受到两次采动的影响，巷道变形大且受力复杂，在工作面推进过程中，根据受力特征分为掘进影响区、掘巷影响趋于稳定区、回采工作面影响区、采动影响趋于稳定区、接替工作面影响区。

在工作面回采的过程中，因为顶板的垮落导致应力的重新分布使得侧向顶板也有受力破裂断裂的过程。当采空区上覆岩层缓慢下落后，岩层与破碎岩石共同充填采空区，巷道上覆的关键岩体也会出现弯曲下沉等现象，为此，对岩体进行力学分析就显得尤为重要。

定义直接顶到采空区断裂的距离为极限垮落步距，直接顶上覆岩层载荷为q(KN)，侧向支撑力为Fm(MPa)，巷道内支护均布载荷为q0(KN)，旁支撑力为P(MPa)。当围岩与支护结构达到稳定状态时，根据合力为零可得力学方程：

∑Fy=0，ql-Fm-q0l0-P-FA=0

(1)

式中，FA为约束力，单位N；Fm为煤体支承力，单位MPa；

在此基础上，可得到极限垮落步距计算公式：

(2)

式中，煤层厚度为m，单位m；顶板岩层的密度为γ，单位g/m3；煤层埋深为H，单位m；应力集中系数为k；支架支承阻力为Px，单位N；直接顶的粘聚力为c0，单位MPa；煤层的内摩擦角为ψ0，单位为°。

3 自然沿空留巷方法数值分析

利用FLAC3D数值模拟软件，研究自然沿空留巷的应力分布特征进而分析围岩的稳定性。模拟中，煤层厚度为3m，煤层埋深400m，工作面宽度为70m，回采巷道的尺寸为4.2×2.6m。煤层的容重为16kN/m3，煤体的体积模量为4GPa，剪切模量为2.03GPa，煤层内聚力为2.1MPa，内摩擦角为37°。煤层顶板为5m的砂岩，砂岩的容重为26.4kN/m3，体积模量为8GPa，剪切模量为2.5GPa，内聚力为5.38MPa，内摩擦角为32°。煤层底板为泥岩，砂岩的容重为16.4kN/m3，体积模量为4GPa，剪切模量为2.3GPa，内聚力为1.5MPa，内摩擦角为42°。模型的边界如下：

(1)应力边界：因为煤层埋深400m，因此模型初始应力为-10.0MPa，原岩应力初始值取0.03MPa/m，模型的测压系数为1.3，初始水平应力为-12MPa。

(2)位移边界：选择模型底端为固定端，其他方向分别为X、Y、Z方向。

自然沿空留巷方法FLAC3D数值模拟模型如图2所示。

图2 自然沿空留巷方法FLAC3D数值模拟模型

在对工作面不断推进的过程中，分析不同位置的采场应力图，得到图3所示的采场应力分布图，从图中可以看出，在工作面不断推进的过程中，应力值也随之变化，且应力较高的区域主要集中于工作面端头，随着采空区顶板的垮落，应力逐渐趋于稳定，而在距离工作面较近的区域，应力峰值出现，过了此区域，应力逐渐降低且接近原岩应力，在工作面超前应力区域，应力增加迅速但是其影响范围小。

图3 采场应力分布图

在工作面推进的过程中，模拟煤层底板垂直位移变化，得到如图4所示的采动影响阶段巷道矿压显现变化特征，在工作面回采初期，因为围岩受力小，相对稳定，加上巷道内良好的支护条件，巷道变形较小，随着工作面的推进，巷道围岩的位移不断增大，出现滞后工作面的现象，根据经验，一般在滞后工作面50m左右采空区位移才趋于稳定，此时自然留巷的空间依旧比较完整，顶板的剧烈运动使得煤区域有较大的变形，在工作面回采的过程中，大变形区域逐渐扩大，因此采空区稳定区域范围也随之扩大，此时，巷道采空区一侧位移较大，此时，底板容易破断破碎变形。

在整个工作面回采的过程中，因为自然沿空留巷空间较小，变形量也较小，相反，巷道采空区侧变形大于煤体侧变形。因此，在实际的开采过程中，充分考虑支护方案，加强采空区侧和煤体侧的支护强度。在整个开采过程中，工作面顶板会出现多次垮落的特征，回采初期，因为巷道受力较小，随着工作面的推进，巷道受力变大，围岩变形增加，且变形速度增加；在回采后期，巷道变形逐渐趋于稳定，因此，巷道的变形量也逐渐减小，整体来看，围岩的变形量逐渐增加，围岩的变形速率呈正态分布状，表现为先增加后减少的趋势。

图4 采动影响阶段巷道矿压显现变化特征

4 结论

通过对自然沿空留巷方法的原理以及数值模拟，得到以下结论：

(1)自然沿空留巷方法中，主要由顶板、底板易记账支护体形成“顶板-支护体-底板”复合承载结构，从而稳定巷道以及上覆岩层的稳定性。

(2)在回采过程中，工作面前方以及巷道两帮受力较大，巷道变形严重，应加强支护。

(3)工作面推进过程中，围岩变形量呈现先快速增长后缓慢增长的趋势，变形速率则变现为先增长后降低的趋势，直至巷道变形量不再增加，变形速率才为零。