深部沿空掘巷围岩破坏机制与控制

何尚森

(中国煤炭工业协会咨询中心，北京市朝阳区，100013)

沿空掘巷是指完全沿采空区边缘或仅留很窄的煤柱掘进巷道，其掘进位置一般刚好处于煤帮的残余支承压力峰值下。沿空掘巷因具有提高煤炭资源采出率、降低瓦斯灾害发生、减少巷道维护成本等优点，在我国得到了广泛应用。

近年来，我国学者针对沿空掘巷稳定性影响因素、窄煤柱宽度、偏应力分布规律、围岩变形与控制等问题均作了相关研究。侯朝炯等对沿空掘巷在巷道掘进期间及工作面回采中围岩大结构与小结构的变形破坏特征进行了分析研究；李学华等总结了影响沿空掘巷窄煤柱变形与破坏的主要因素及不同因素影响下窄煤柱的变形破坏特征，利用FLAC分析了各因素对窄煤柱变形破坏的主要影响效果；王德超等以深部厚煤层沿空掘巷为背景，通过侧向支承压力实测与数值模拟确定了窄煤柱最佳留设宽度；华心祝等分析了孤岛工作面沿空掘巷时的超前支承压力分布与巷道围岩变形情况，基于分析对支护参数与加固参数进行了优化设计；李磊等对沿空掘巷窄煤柱的合理留设宽度进行分析，通过理论计算得出在上工作面基本顶未运动结束和运动结束两种情况下沿空掘巷过程中巷道的变形量；谢生荣等探讨了不同埋深下沿空巷道围岩主应力差分布特征以及塑性区的变化规律，同时针对巷道两帮分析了主应力差的演化规律；何富连等用数值软件模拟了埋深715 m下沿空掘巷煤柱宽度在5～15 m变化过程中围岩主应力差的演化规律。

上述学者围绕沿空掘巷窄煤柱合理宽度、围岩变形与稳定等方面取得了丰硕的科研成果，为沿空掘巷工程实践具有很好的借鉴与指导作用。随着我国矿井越来越多进入深部开采，学者们针对深部矿井不同埋深下沿空掘巷围岩偏应力分布与演化规律研究较少。本文以邢东矿深部2号煤层21210工作面运输巷(1128工作面沿空掘巷)为研究背景，采用FLAC3D数值模拟软件分析了深部沿空掘巷在不同埋深下围岩偏应力与塑性区的分布特征，同时对两帮最大主偏应力进行监测，基于分析沿空掘巷围岩受力与破坏情况，提出高预应力锚杆索+金属网+钢筋梯子梁的组合支护技术。

1 工程地质条件

冀中能源集团邢东矿位于河北省邢台市东北方向约3 km处，主采的2号煤层地面标高+56～+58 m，2号煤层1128工作面采用高水充填开采，标高为-848～-740 m，煤层埋深大，其厚度为4.3～4.7 m，平均煤厚约4.5 m，煤层倾角6°～12°，平均倾角约9°。2号煤层为黑色块状构造，属半光亮型煤，其煤种为气肥煤类；21210工作面直接顶为粉砂岩，厚5.0 m，裂隙局部发育；基本顶为细砂岩，厚8.0 m，呈泥质胶结；直接底为厚1.8 m的细砂岩，裂隙发育明显；基本底为8.0 m厚的细砂岩，泥质胶结。1128工作面与21210工作面相邻，1128充填工作面采完后，21210工作面运输巷采用沿空掘巷形式成巷，邢东矿留设窄煤柱宽度为5 m，沿2号煤层顶板掘进，巷道宽5 m，高3.5 m，断面积17.5 m2。

2 深部沿空掘巷数值模拟

2.1 数值模型建立

为分析沿空掘巷在不同埋深下的偏应力与塑性区演化特征，依据邢东矿2#煤层21210工作面运输巷具体生产地质条件，采用FLAC3D 5.0模拟软件建立分析模型，如图1所示。模型尺寸为100 m×100 m×100 m(长×宽×高)，采用Mohr-Coulomb本构模型；模型中x轴方向代表2号煤层21210工作面倾向，y轴方向代表工作面走向，模型竖直向上代表z轴方向。

图1 数值模型与巷道布局

2.2 模拟与监测方案

本文以50 m的深度梯度分别建立埋深为800 m、850 m、900 m、950 m时的数值模型，研究不同埋深下21210工作面运输巷围岩偏应力演化规律与塑性区分布特征。

为便于分析深部沿空掘巷围岩最大主偏应力演化规律，沿y=50 m处煤柱帮和实体煤帮分别布置1条测线，测线长度分别为5 m、14 m，沿测线长度方向每隔0.5 m设置1个测点，2条测线分别布设29、11个测点。

3 不同埋深下沿空掘巷围岩变形演化分析

11210工作面运输巷掘出后，分别取埋深为800 m、850 m、900 m、950 m时模型中y=50 m处的ZOX平面对偏应力、塑性区云图进行分析，并对y=50 m处巷道两帮最大主偏应力进行监测，基于偏应力与塑性区分析深部沿空掘巷围岩破坏演化规律，为巷道围岩稳定性控制提供可行性依据。

3.1 巷道围岩偏应力演化规律分析

邢东矿21210工作面运输巷埋深大于800 m，地应力高，受1128工作面开采及巷道掘进影响，基本顶受扰动发生回转运动，窄煤柱发生变形从而卸载，围岩卸载过程必然产生偏应力，偏应力的存在使巷道发生塑性变形，承载能力降低，进而使巷道发生破坏。

不同埋深下巷道围岩偏应力分布如图2所示。由图2可知，不同埋深下，沿空掘巷围岩偏应力分布形态较为相近，围岩偏应力由巷道浅表面到深部整体趋势表现为先增大再减小最后趋于稳定，巷道近表面处围岩偏应力值小于巷道深部，帮角处偏应力值相对较高；沿空掘巷围岩最大偏应力出现在巷道两帮深处，左侧煤柱帮3.0～4.0 m范围内存在条带状偏应力峰值区，右侧实体煤帮2.5～3.5 m范围内存在月牙状偏应力峰值带，随埋深增加两侧偏应力峰值逐渐增大；实体煤帮偏应力有向右上侧移动的趋势，这主要是由于埋深增加，应力变大，围岩破坏加剧，偏应力发生偏转移动；巷道左上侧4～5 m范围内与左下侧4～6 m范围内存在环形的偏应力低值区，环形区内为应力降低区，岩层承载能力大，利于锚杆支护，支护时将锚杆锚入此区域的稳定岩层中，增强锚固体的承载特性；随着埋深由800 m增加到950 m，环形区内的偏应力值逐渐增大。

图2 不同埋深下沿空掘巷围岩偏应力分布云图(单位：MPa)

不同埋深下沿空掘巷围岩煤柱帮、实体煤帮最大主偏应力监测结果分别如图3和图4所示。

由图3和图4可知，围岩深度增加，不同埋深下沿空掘巷偏应力演化趋势相近。围岩深度0～2 m时，同一位置处不同埋深条件下煤柱帮、实体煤帮偏应力值分别保持一致；煤柱帮围岩深处2～5 m、实体煤帮围岩深处2～14 m范围内围岩偏应力呈现一定的埋深效应，即埋深愈深，帮部同一围岩深度处偏应力值愈大，但偏应力值变化不敏感。沿空掘巷煤柱帮围岩偏应力峰值约为14 MPa，位于煤柱深3～3.5 m处；深5 m处为1128工作面采空区，工作面采后回填，且变形破坏后的煤柱有一定的残余支承压力，因此其偏应力仍保持较大值，约8 MPa；窄煤柱上的偏应力值在采空区侧大，巷道侧较小，表现出明显的非对称性；实体煤帮0～3.0 m范围内偏应力保持较快速度增长，深约3.0 m处围岩偏应力达到峰值，约17 MPa，峰值后偏应力以负指数形式迅速衰减，直至实体煤帮深度大于12 m，围岩偏应力值基本保持稳定，围岩接近于原岩应力状态。

图3 煤柱帮最大主偏应力-围岩深度变化曲线

图4 实体煤帮最大主偏应力-围岩深度变化曲线

3.2 巷道围岩塑性区演化规律分析

塑性区范围与分布形态是影响巷道围岩稳定性的重要因素。11210工作面运输巷开挖后，应力发生改变，巷道发生剪切与拉伸破坏，塑性区恶性扩展，引起巷道围岩失稳。

巷道在不同埋深下围岩塑性区分布如图5所示。由图5可知，不同埋深下沿空掘巷围岩塑性区分布形态相近，随着埋深增加，塑性区分布范围有增加的趋势，但增加趋势不明显；沿空掘巷左肩角(窄煤柱侧)附近出现典型的“V”型弹性区，巷道左下角出现倒“V”型弹性分布区，且“V”型弹性区随埋深增加开口逐渐变小，这与偏应力分布规律基本一致；此区域为稳定岩层，顶板肩角锚杆索可偏向“V”型区域延伸，将提高围岩的锚固效果；沿空掘巷窄煤柱侧已完全处于塑性状态；随埋深由800 m增加到950 m，巷道顶底板塑性区深度分别由5.5 m增加到6 m，由3 m增加到3.5 m，并分别向顶底板两侧扩展，巷道右侧(实体煤侧)由3.0 m增加到4.0 m，塑性区范围向巷道深处不断延伸。

综上所述，深部沿空掘巷围岩偏应力、塑性区分布均存在一定的埋深效应，即随着巷道埋深由800 m增加到950 m，围岩偏应力逐渐增大，煤柱侧、实体煤帮最大主偏应力峰值分别约14 MPa、17 MPa，分别位于煤柱深3.0～3.5 m、实体煤深3.0 m处；塑性区范围向巷道四周不断延伸，顶板塑性区深度由5.5 m增加到6 m，并向巷道两侧扩展，巷道实体煤侧塑性区范围由3.0 m增加到4.0 m，偏应力与塑性区分布特征与演化规律基本吻合。偏应力引起巷道发生畸形破坏，其破坏深度在一定程度上可由塑性区分布范围表征，分析不同埋深下沿空掘巷围岩偏应力与塑性区分布规律与特点，可为相似埋深下的沿空巷道支护提供理论参考。

图5 不同埋深下沿空掘巷围岩塑性区分布云图

4 深部巷道围岩控制机理与支护方案

4.1 深部沿空掘巷围岩支护机理

深部围岩地应力高，沿空掘巷后煤柱帮破坏严重，顶板与实体煤帮同样遭到不同程度破坏，须采取有效的支护手段将巷道顶板与两帮围岩控制稳定。高预应力锚杆可使巷道浅部围岩锚固成一定厚度的预应力承载结构，实现对顶板浅部围岩剪切错动、岩层离层、滑移等的有效控制，减少巷道围岩破坏范围，提高围岩的完整性。高预应力锚索锚入深部稳定岩层中，调动浅部与深部围岩的共同承载能力，与锚杆协同作用可显著提高围岩的连续性与承载力。高预应力锚杆索配合钢筋梁、金属网支护使巷道围岩形成挤压加固墙，增强巷道围岩的整体承载力，改善了围岩受力状态。

4.2 深部沿空掘巷支护方案

由上述深部沿空掘巷围岩偏应力分布特点与塑性区分布范围可知：巷道围岩偏应力演化趋势由浅到深表现为先增大再减小最后趋于稳定，煤柱帮3.0～4.0 m、实体煤帮2.5～3.5 m范围内存在偏应力峰值区。巷道顶板最大塑性区范围达6 m，煤柱帮完全处于塑性状态，实体煤侧0～4.0 m范围内为塑性区。巷道顶板及两帮围岩变形大，仅采用锚杆支护难以有效控制围岩的变形与破坏，需采用高预应力锚索对围岩实施加强支护。基于分析偏应力与塑性区分布特点，结合邢东矿现场实际，综合考虑后确定顶板及两帮支护方案如下：

(1)顶板支护方案：顶板采用高强螺纹钢锚杆进行支护，锚杆参数为ø22 mm×2400 mm，排距800 mm，间距700 mm，其预紧力大于27.4 kN，锚杆配合ø14 mm钢筋梯子梁、钢托盘以及ø6 mm菱形金属网进行支护。锚杆支护基础上，选用大直径高延伸率锚索加强支护，锚索参数为ø21.8 mm×8500 mm，排距1600 mm，间距1400 mm，锚索配套设备有2600 mm长的14#槽钢以及200 mm×200 mm的钢托盘。顶板中部锚索垂直于顶板方向，两侧锚索偏向左右两侧，与竖直方向成15°夹角。

(2)两帮支护方案：帮部全螺纹锚杆杆体长度为2100 mm，直径为20 mm，排距800 mm，间距700 mm，配套设备为ø12 mm钢筋梯子梁、穹形钢托盘以及菱形金属网。钢绞线锚索长度为4500 mm，直径为17.8 mm，布置在两帮距顶板1100 mm处，锚索间距1100 mm，排距1600 mm。巷道支护断面图如图6所示。

图6 沿空掘巷支护断面图

4.3 支护效果分析

为分析深部沿空掘巷围岩控制效果，对开挖后巷道两帮与顶板表面位移进行实时观测。结果表明：沿空巷道开挖8 d后帮部以及顶板变形速率逐渐变缓，两帮最大移近速率为15 mm/d，顶底板为17 mm/d；沿空巷道开挖25 d后围岩变形趋于稳定，两帮移近最大量为496 mm，顶底板移近最大量为324 mm，巷道支护效果良好，满足巷道正常作业的需求。

5 结论

本文以邢东矿2号煤层21210工作面运输巷为研究背景，利用数值模拟软件分析了深部沿空掘巷在不同埋深下围岩偏应力与塑性区的分布特征，同时对两帮最大主偏应力进行监测，提出高预应力锚杆索+金属网+钢筋梯子梁的组合支护技术，得出以下结论：

(1)巷道埋深由800 m增加到950 m，围岩偏应力呈逐渐增大的趋势；左侧煤柱帮围岩偏应力为非对称分布，3.0～4.0 m深度范围内存在条带状偏应力峰值区，最大主偏应力约14 MPa，右侧实体煤帮2.5～3.5 m范围内存在月牙状偏应力峰值带，最大主偏应力约17 MPa。

(2)沿空掘巷窄煤柱侧肩角部分出现“V”型弹性区，底角出现倒“V”型弹性分布区；埋深增加，“V”型区域开口逐渐减小，巷道顶板塑性区深度达6.0 m，实体煤侧达4.0 m，巷道周围塑性区范围逐渐增大。

(3)巷道顶板及两帮采用高预应力锚杆索、菱形金属网以及钢筋梯子梁等组合支护，两帮移近量最大为496 mm，顶底板移近量最大为324 mm，支护效果较好，实现了深部沿空掘巷围岩的有效控制。