張 杰，韓慶福，邸廣強，沈少康，樊 楠，劉博文，丁自偉，宋 岳

(1.陜西陜煤韓城礦業(yè)有限公司，陜西 韓城 715400；2.西安科技大學 能源學院，陜西 西安 710054；3.陜西延長石油西紅墩煤業(yè)有限公司，陜西 榆林 719199)

雙巷布置工作面可以有效解決煤礦運輸、通風及瓦斯等問題，在國內煤礦廣泛應用[1，2]，然而眾多研究成果及工程實踐表明[3-5]，雙巷布置工作面巷道在“一掘二采”三次擾動影響下礦壓顯現(xiàn)劇烈，圍巖變形破壞嚴重，巷道支護困難，回采期間必須進行多次返修拉底等問題，進而引起大斷面巷道非均勻大變形破壞，嚴重制約礦井安全高效生產，雙巷布置大斷面巷道圍巖穩(wěn)定性控制問題成為巷道支護工程領域的熱點研究問題[6，7]。

針對雙巷布置大斷面巷道圍巖非均勻變形及圍巖穩(wěn)定性控制問題，眾多學者進行了諸多研究。陳上元等[8]認為采動應力造成巷道圍巖應力場大小和方向發(fā)生改變，是巷道產生非對稱變形的主要因素；王炯等[9]認為埋深大、高地應力，特別是水平構造應力是導致深部穿層巷道圍巖出現(xiàn)非對稱大變形破壞的主要因素；馬念杰等[10]認為應力方向決定圍巖大破壞深度位置，并控制巷道片幫冒落范圍；張華磊[11]基于彈性力學理論，建立了采動支承壓力傳播的力學模型，分析了采動應力在底板中的傳播規(guī)律，并通過數(shù)值模擬和相似模擬方法模擬了煤層群采動應力對底板巷道的影響；丁自偉等[12]基于現(xiàn)場工業(yè)測試表明采用噴射混凝土方法可以增加支柱強度，有效控制煤柱片幫；康紅普等[13]研究了高預應力錨索在大斷面動壓巷道中的應用，并取得了良好的現(xiàn)場效果。上述研究針對大斷面巷道的非均勻變形影響因素、產生機理和控制技術展開了諸多分析，然而對雙巷布置工作面因返修拉底導致的大斷面巷道非均勻變形破壞機理和控制技術研究較少。因此，本文以桑樹坪二號井3309工作面運輸平巷為工程背景，從與巖體變形破壞密切相關的主應力分布特征出發(fā)，對因拉底導致的大斷面巷道兩幫煤體非均勻變形破壞機理進行了研究，并基于此提出巷道拉底區(qū)域兩幫煤體補強支護手段，使得巷道圍巖穩(wěn)定性處于可控范圍。

1 工程概況

1.1 工作面概況

試驗桑樹坪二號井3308工作面主采3#煤，煤層厚度4.5～6.6m，平均煤厚5.8m，傾角6°，埋深400m左右，采用一次采全厚走向長壁后退式綜合機械化放頂煤，全部垮落法管理頂板。本文所研究對象3309運輸平巷位于3308工作面西側，巷道沿煤層頂板掘進，采用雙巷布置，留設區(qū)段煤柱10m，掘進斷面為矩形(寬4.8m×高3.0m)。煤層頂板巖性主要由泥巖、細砂巖、粗砂巖組成，如圖1所示，偽頂厚度0.05～0.2m，直接頂厚度2.3～3.5m，老頂厚度11～18m，底板以粉砂巖和泥質為主，厚度1.3～2.5m。

圖1 3308工作面綜合柱狀

1.2 巷道支護參數(shù)

3309工作面運輸平巷采用錨網梁索聯(lián)合支護方式，頂部錨桿采用?22mm×2400mm等強螺紋鋼錨桿，矩形布置，錨桿間排距為800mm×800mm，每排7根。幫部錨桿采用?32mm×3500mm自鞏固可回收錨桿，間排距650mm×800mm，每排10根。錨索選用?21.6mm×7300mm鋼鉸線，“二·二”插花布置，間排距2100mm×2400mm；鋼帶為140×30T型，幫梯采用?14mm圓鋼加工而成。頂、幫網采用?6mm冷拔絲加工的經緯網，頂網網格為150mm×150mm，幫網網格為75mm×75mm，頂網搭接長度150mm，幫網搭接長度75mm，聯(lián)網間距150mm，巷道支護斷面如圖2所示。

圖2 3309運輸巷支護斷面(mm)

工作面回采期間，3309運輸平巷圍巖受回采滯后支承壓力影響明顯，巷道圍巖發(fā)生大變形破壞，需進行多次返修拉底工作，因而導致巷道斷面高度增大，大斷面巷道受“一掘二采”和拉底四次擾動影響，圍巖變形破壞嚴重，呈現(xiàn)明顯非均勻大變性特征，錨索斷裂等支護失效現(xiàn)象頻繁，對于巷道圍巖穩(wěn)定性具有不利用影響，嚴重制約巷道正常掘進及工作面安全回采。

2 留巷圍巖非均勻大變形破壞機理

為揭示雙巷布置工作面拉底后留巷圍巖非均勻變形破壞機理，模擬分析回采期間無支護狀態(tài)下3309工作面運輸平巷圍巖極限破壞情況，結合“一掘二采”和拉底四次擾動影響下的圍巖主應力場分布規(guī)律研究，反演確定3309工作面運輸平巷拉底部分圍巖補強支護參數(shù)。

2.1 模型建立

基于工作面綜合地質柱狀及巷道布置，建立FLAC3D數(shù)值模擬計算模型，模型沿走向長500m，沿傾向寬400m，高度為42m。三維模型共劃分有1044000個單元，1087248個節(jié)點，網格劃分采用非結構化網格劃分，對重點研究區(qū)域進行加密。

為了實現(xiàn)模型與實際吻合，模型上方巖層產生的壓力按靜水壓力大小在模型上邊界施加均布載荷。在模型的頂端施加等效的載荷，即將自重力按下式得到：

σv=γH

(1)

式中，γ為覆巖的體積力，取25kN/m3；H為模型頂端距地表的深度，m。

本次模擬中，模型最上巖層埋深為280m，重力加速度取10m/s2，故在模型上邊界施加7.0MPa等效垂直應力載荷。其次，固定邊界條件，先將模型四周各邊界施加水平約束，即水平位移為0；然后再將模型底部邊界固定，即底部的邊界水平、垂直位移均為0，頂部設為自由邊界。根據(jù)現(xiàn)場地質調查和相關研究煤巖體力學試驗結果，考慮到尺度效應，模擬采用煤巖體物理力學參數(shù)見表1。

表1 巖體物理力學參數(shù)

根據(jù)現(xiàn)場取樣和巖石力學試驗結果，當載荷達到強度極限后，巖體產生破壞，在峰后塑性流動過程中，巖體殘余強度隨著變形發(fā)展逐步減小。因此，計算中采用莫爾-庫侖屈服準則判斷巖體的破壞，見式(2)；采用應變軟化模型以反映煤體破壞后隨變形發(fā)展殘余強度逐步降低的性質。

式中，σ1、σ3分別是最大和最小主應力，MPa；c為粘結力，MPa；φ為摩擦角，(°)。

當fs>0時，材料將發(fā)生剪切破壞。在通常應力狀態(tài)下，巖體的抗拉強度很低，因此可根據(jù)抗拉強度準則(σ3≥σT)判斷巖體是否產生拉破壞。

2.2 留巷圍巖主應力差分布特征

留巷圍巖在塑性應變狀態(tài)下的應變增量是一個純剪切變形，對于雙巷工作面留巷圍巖所處應力場環(huán)境而言，其主應力差能反映剪應力的分布狀態(tài)，表征圍巖的破壞程度[14-16]。

一次采動影響下工作面前方不同距離處3309運輸巷圍巖主應力差分布曲線如圖3所示，由圖3可知：①一次采動影響下工作面前方0～5m煤柱幫主應力差呈“單峰”狀變化，5～30m煤柱幫主應力差呈“駝峰”狀變化；②工作面前方0～5m煤柱幫剪應力整體處于較高狀態(tài)，峰值應力為工作面前方0m，距3309運輸巷煤柱幫5.5m處出現(xiàn)應力峰值，峰值應力為17.42MPa，應力集中系數(shù)為2.48；工作面前方5～30m煤柱幫中心處出現(xiàn)1m范圍的彈性核區(qū)，剪應力相對較小，在工作面前方10m，距3309運輸巷煤柱幫3.5m處出現(xiàn)應力峰值，峰值應力為12.53MPa，應力集中系數(shù)為1.79；③一次采動影響下運輸巷煤壁幫圍巖主應力差整體呈“單峰”狀變化，且隨著距離工作面距離的增加應力值逐漸減??；④在工作面前方0m，距3309運輸巷煤壁幫3.0m處出現(xiàn)應力峰值，峰值應力為9.49MPa，應力集中系數(shù)為1.35，在距3309運輸巷煤壁幫10m以外時煤壁幫主應力差保持在2MPa左右，剪應力相對較低，圍巖幾乎不發(fā)生變形破壞；⑤在工作面前方30m超前支承壓力影響較大范圍內，煤柱幫剪應力值遠高于煤柱幫，煤柱幫峰值應力相對煤壁幫高7.93MPa，煤柱幫圍巖變形破壞程度遠高于煤壁幫，3309運輸巷呈現(xiàn)出非均勻變形破壞。

圖3 一次采動階段工作面前方不同距離處3309運輸巷圍巖主應力差分布曲線

二次采動影響下工作面前方不同距離處3309運輸巷圍巖主應力差分布曲線如圖4所示，由圖4可知：①二次采動影響下3309運輸巷煤柱幫主應力差呈“單峰”狀變化，且隨著距離工作面距離的增大而逐漸減小；②二次采動階段煤柱幫主應力差整體處于較高狀態(tài)，在工作面前方0m，距煤柱幫5m時主應力差出現(xiàn)峰值，峰值應力為23.99MPa，應力集中系數(shù)為3.42，相比一次采動期間主應力差高11.46MPa，應力集中系數(shù)增加1.63；③二次采動影響下工作面前方5～30m煤壁幫主應力差呈“單峰”狀變化，且隨著距離工作面距離的增大而逐漸減小，工作面前方0～5m煤壁幫主應力差遠高于5～30m；④在工作面前方5m，距3309運輸巷煤壁幫5.5m處出現(xiàn)應力峰值，峰值應力為36.95MPa，應力集中系數(shù)為5.27，相比一次采動期間主應力差增高27.46MPa，應力集中系數(shù)增加3.92，在距3309運輸巷煤壁幫25m以外時煤壁幫主應力差保持在4MPa左右，相比一次采動期間高2.0MPa；⑤在工作面前方30m超前支承壓力影響較大范圍內，煤壁幫剪應力值遠高于煤柱幫，煤壁幫峰值應力相對煤壁幫高12.96MPa，煤壁幫圍巖變形破壞程度遠高于煤柱幫，3309運輸巷呈現(xiàn)出非均勻變形破壞。

圖4 二次采動階段工作面前方不同距離處3309運輸巷圍巖主應力差分布曲線

2.3 留巷圍巖塑性區(qū)分布特征

巷道圍巖塑性區(qū)的形成和發(fā)展是圍巖所受應力狀態(tài)和自身力學性質共同作用的結果，對于雙巷工作面留巷圍巖而言，其塑性區(qū)分布特征能綜合反映留巷圍巖的變形破壞特征。

為一次采動階段3309運輸巷圍巖塑性區(qū)分布如圖5所示，由圖5可知：一次采動階段3309運輸巷圍巖破壞形式主要以剪切破壞為主，煤柱幫破壞深度為4.5m，煤壁幫破壞深度為3m，受側向支承壓力影響，煤柱幫與煤壁幫呈非對稱變形破壞。

圖5 一次采動階段3309運輸巷圍巖塑性區(qū)分布云圖(工作面前方5m)

二次采動階段3309運輸巷圍巖塑性區(qū)分布如圖6所示，由圖6可知：二次采動階段3309運輸巷圍巖破壞形式主要以剪切破壞為主，頂板破壞深度為3m，煤壁幫破壞深度為4.5m，相比一次采動期間增加1.5m，煤柱幫圍巖整體處于塑性破壞狀態(tài)，塑性區(qū)貫通整個煤柱，在二次采動影響下，整個煤柱幫都處于塑性破壞狀態(tài)，煤柱幫與煤壁幫仍然呈非對稱變形破壞。

圖6 二次采動階段3309運輸巷圍巖塑性區(qū)分布云圖(工作面前方5m)

綜合以上數(shù)值模擬分析結果可知，在“一掘二采”三次擾動影響下3309運輸巷煤柱幫和煤壁幫圍巖呈非對稱變形，二次采動期間3309運輸巷煤柱幫相比一次采動期間主應力差增高11.46MPa，應力集中系數(shù)增加1.63，煤柱幫圍巖塑性區(qū)范圍從4.5m增長至貫通整個煤柱。煤壁幫相比一次采動期間主應力差增高27.46MPa，應力集中系數(shù)增加3.92，塑性區(qū)增加1.5m，圍巖整體處于高剪應力狀態(tài)，變形破壞嚴重，因此在進行巷道支護設計時應加強超前影響范圍內巷道圍巖的監(jiān)測和支護。

3 留巷拉底圍巖穩(wěn)定性控制

雙巷工作面留巷圍巖極易形成不均勻塑性區(qū)，在兩幫會產生塑性破壞深度大和分布范圍廣的塑性區(qū)，導致此位置發(fā)生塑性破壞的巖層碎脹劇烈。而現(xiàn)有錨桿(索)等常規(guī)支護方式多為均勻對稱布置，無法對塑性破壞深度大和分布范圍廣的幫部頂角塑性區(qū)進行重點支護[17]。因此，針對性優(yōu)化設計支護現(xiàn)有支護參數(shù)，通過在巷道圍巖拉底后進行補強支護，可以有效降低巷道片幫風險。

3.1 留巷拉底圍巖補強支護方案

基于上述大斷面巷道圍巖變形破壞特征研究，可知：在“一掘二采”三次擾動作用下，3309運輸巷煤柱幫和煤壁幫圍巖呈非對稱變形，巷道煤柱幫煤體破壞深度大于煤壁幫。因此，針對性設計“一長一短”兩種補強支護設計參數(shù)，對拉底后巷道圍巖進行補強支護，煤壁幫采用?32mm×2500mm自鞏錨桿，煤柱幫采用?32mm×3500mm自鞏錨桿，錨桿間排距設計為800mm×800mm，巷道拉底補強支護方案如圖7所示。

圖7 3309運輸巷拉底支護斷面(mm)

3.2 留巷拉底圍巖補強支護方案效果分析

錨桿支護可以通過錨入圍巖內部的錨桿和錨索，將破碎的巖石連接成一個整體，改變圍巖本身的力學狀態(tài)，在巷道周圍形成一個整體而又穩(wěn)定的巖石帶，提高巷道圍巖穩(wěn)定性。為了驗證拉底后3309運輸巷支護參數(shù)合理性，在數(shù)值模擬的基礎上，采用cables單元模擬錨桿索支護情況，由于本次研究主要分析巷道圍巖的變形破壞特征，故結合該礦巷道錨桿支護體系實際情況，模擬中錨桿支護強度為0.25MPa左右。

拉底支護方案3309運輸巷主應力分布如圖8所示。對拉底部分進行補強支護后，兩幫0～1m范圍最大主應力為0.165MPa，1～2m范圍最大主應力為5.0MPa，2～3m最大主應力為15MPa；由圖8(b)最小主應力分布云圖可以看出，兩幫0～2.5m范圍最小主應力為2.50MPa，2.5～3.0m范圍最小主應力為5.00MPa。由此可知，受二次采動影響，兩幫0～2m范圍內圍巖變形破壞嚴重，應力降低，2m以外圍巖應力逐漸升高，圍巖完整性相對較好，而拉低部分錨桿長度滿足將破碎的巖石連接成一個整體的支護需求。因此可對圍巖比較破碎、變形破壞比較嚴重的煤柱幫采用?32mm×3500mm自鞏錨桿進行支護，對破壞情況相對較小的煤壁幫采用?32mm×2500mm自鞏錨桿進行支護。

圖8 拉底支護方案3309運輸巷主應力分布

拉底支護方案下工作面前方不同距離處3309運輸巷圍巖變形量分布曲線如圖9所示，由圖9可知：①煤柱幫和煤壁幫圍巖變形量呈非稱分布，煤柱幫圍巖最變形量比煤壁幫多221.14mm，煤住幫圍巖變形量約為煤壁幫的2.01～3.45倍；②對拉底部分采用上述設計方案進行支護后，煤柱幫拉底部分圍巖變形量相比煤柱幫中線表面圍巖變形量最大減少113.88mm，圍巖變形量降低百分比為30%，拉底部分圍巖變形量最大為249.41mm；煤壁幫拉底部分圍巖變形量相比煤壁幫中線表面圍巖變形量最大減少71.96mm，圍巖變形量降低百分比為25%～52%，拉底部分圍巖變形量最大為74.69mm；③拉底部分煤柱幫采用?32mm×3500mm自鞏錨桿，煤壁幫采用?32mm×2500mm自鞏錨桿對原有支護方案進行優(yōu)化后，煤柱幫最大變形量為363.30mm，煤壁幫最大變形量為142.14mm，基本可以滿足礦井安全生產需求。

圖9 拉底支護方案3309運輸巷圍巖變形量分布曲線

4 結 論

1)兩次回采期間，3309運輸平巷煤柱幫主應力差分布由“駝峰”狀向“單峰”狀變化，煤柱幫主應力差分布變化明顯，整體上表現(xiàn)為工作面前方0～5m主應力差遠高于5～30m，煤柱幫主應力差高于煤壁幫，煤柱幫剪應力分布集中，破壞深度更大，是引起巷道圍巖非均勻大變形破壞的主要原因。

2)一次采動期間煤柱幫峰值應力相對煤壁幫高7.93MPa，二次采動期間煤壁幫峰值應力相對煤壁幫高12.96MPa，3309運輸巷煤柱幫和煤壁幫呈非對稱變形。

3)二次采動期間3309運輸巷煤柱幫相比一次采動期間主應力差增高11.46MPa，應力集中系數(shù)增加1.63，煤柱幫圍巖塑性區(qū)范圍從4.5m增長至貫通整個煤柱。煤壁幫相比一次采動期間主應力差增高27.46MPa，應力集中系數(shù)增加3.92，塑性區(qū)增加1.5m，圍巖整體處于高剪應力狀態(tài)，變形破壞嚴重。

4)基于大斷面巷道非均勻變形破壞特征，針對性提出巷道拉底補強支護方案，即煤壁和煤柱幫分別采用?32mm×2500mm 和?32mm×3500mm自鞏錨桿支護，錨桿間排距為800mm×800mm，并進一步通過數(shù)值模擬進行驗證，結果表明：相比于原支護條件，補強支護后巷道圍巖應力水平明顯降低，煤體塑性破壞程度減小，煤柱幫最大變形量為363.30mm，煤壁幫最大變形量為142.14mm，巷道穩(wěn)定性良好，基本可以滿足礦井安全生產需要。