大采高工作面双巷围岩失稳机理及控制研究

李建永

(山西晋城煤业集团 勘察设计院有限公司， 山西 晋城 048006)

大型综采工作面回采过程中，由于单巷布置难以满足超长距离(3 500～4 000 m)通风、运料和行人的需要，通常采用双巷布置方式[1-3]. 在双巷布置中，回采巷道将先后受到巷道掘进、本工作面回采和相邻工作面回采多次剧烈动压影响，容易出现顶板严重下沉、大面积片帮、底鼓及支护体损坏等矿压显现，严重影响了工作面的安全高效开采[4-5].

国内外学者对双巷布置煤柱稳定性、留巷围岩应力分布与变形特征以及留巷支护和加固等做了一些探索性研究工作，余学义等[6-7]对双巷布置工作面巷间煤柱稳定性进行了研究，通过现场应力监测和数值模拟分析确定了保证煤柱稳定性的合理煤柱留设宽度；张学成[8]通过现场实测对多次采动影响下的双巷布置工作面留巷围岩变形规律进行了分析；李永恩等[9-10]通过分析双巷布置工作面留巷围岩塑性演化规律，得到不同阶段巷道塑性区分布特征并针对性地提出补强支护措施。但针对双巷布置工作面留巷从双巷掘进、本工作面回采直至相邻工作面回采的全过程围岩变形破坏特征以及相应围岩控制技术仍有待深入研究。

1 工程地质概况

1.1 工程地质条件

3101大采高综采工作面为某矿首采工作面，工作面倾向长260 m，推进走向长3 904 m，煤层埋深693～721 m，倾角1°～4°，平均采厚5 m. 底板和直接顶为粉砂岩，均厚分别为10.2 m和2.3 m；基本顶为中砂岩，均厚19.8 m. 3101工作面采用双巷布置，双巷之间的煤柱宽度为35 m，3101辅运巷在3101工作面回采后作为相邻3102工作面的回风巷继续使用，见图1.

1.2 巷道围岩支护方案

3101工作面主运巷与辅运巷采用双巷布置，均为矩形断面，断面尺寸5 200 mm×3 700 mm，顶板及煤柱帮选用d20 mm×2 200 mm螺纹钢树脂锚杆，间排距800 mm×1 000 mm；顶板锚索采用d17.8 mm×6 300 mm，间排距2 400 mm×2 400 mm；回采帮采用d25 mm×2 000 mm玻璃钢锚杆，间排距800 mm×1 000 mm，支护方式见图2.

图2 3101工作面巷道现有支护方式图

2 巷道围岩变形破坏特征

2.1 辅运巷围压变形特征

为研究3101辅运巷在双巷掘进及本工作面回采过程中矿压显现规律，在双巷掘进及留巷期间，进行巷道表面位移监测，测站布置见图1中测区I，监测数据表明：

1) 双巷掘进期间。

3101辅运巷在双巷掘进期间围岩变形量不大，顶底板最大位移约为184 mm，两帮最大位移量190 mm，受双巷掘进影响呈现实体煤帮位移较大、实体煤位移较小的不对称变形特征。

2) 留巷期间。

留巷期间巷道围岩表面位移量见图3. 由图3可知：在工作面采动超前支承压力影响下，巷道围岩变形量虽有增加，但幅度不大，整个采动超前影响期间，巷道顶板下沉量为124 mm，两帮移近量不超过243 mm；围岩变形主要发生在工作面后方，在工作面推过200 m位置时，巷道开始持续变形，但整体变形量较小，仍在可控范围；推过300 m后能明显观测到巷道变形，顶底板及两帮围岩变形快速增加，巷道底板出现明显的裂缝；推过350 m位置时，巷道变形开始加剧，巷道围岩表面破碎、顶板严重下沉、帮部鼓起、底鼓明显，局部区域出现锚网破损和锚杆锚索破断失效现象；滞后550 m以上时，巷道变形速度开始减缓，围岩变形达到稳定状态。

图3 3101辅运巷矿压观测数据图

2.2 围岩内部裂隙分布情况

为进一步掌握巷道围岩内部裂隙发育情况，在3101辅运巷进行钻孔窥视，在巷道测区II中断面上布置5个钻孔，利用钻孔窥视仪对巷道顶板以及两帮内部进行窥视，观测巷道顶板及两帮不同深度内部的破坏及裂隙发育情况，确定巷道围岩松动破坏范围。顶板钻孔窥视情况见图4.

通过对钻孔窥视数据进行处理分析，基于钻孔内部裂隙发育情况绘制了围岩破碎区、裂隙区，最终确定了围岩松动圈范围，见图5.

图5 围岩破坏范围钻孔窥视结果图

由图5可知，顶板及两帮破坏范围具有以下特征：1) 顶板在浅部0～1.3 m存在破碎带，裂隙从锚固区内一直扩展到3.6 m范围内，同时在顶板上部1.3 m和3.5 m不同岩性层面交界处出现一定程度的离层。2) 煤柱帮浅部破碎严重，裂隙发育造成塑性破坏最大深度可达4.0 m，在3.2 m处出现空帮现象，围岩完整性差；回采帮破坏程度不大，1.5～2.4 m有裂隙发育，围岩塑性破坏深度在2.5 m以内。

对巷道同一断面不同位置的钻孔窥视情况进行对比分析得出，巷道围岩整体0～4 m存在不同程度的裂隙发育，围岩松动圈范围从大到小依次为：煤柱帮>顶板>实体煤帮，围岩两帮变形破坏呈明显不对称状态。由此可见，在多次采动和采空区覆岩活动的共同作用下，巷道的薄弱区域主要为煤柱帮和顶板，即顶板与煤柱帮的治理是巷道围岩控制的关键。

3 巷道围岩稳定性数值模拟

3.1 数值模型的建立

3101辅运巷先后受巷道掘进、本工作面回采和采空区覆岩活动的影响，其围岩变形破坏是一个动态过程，为了分析双巷布置在不同阶段巷道变形破坏机制，采用FLAC3D软件建立双巷布置工作面三维数值模型，见图6. 三维模型长240 m，宽248 m，高60 m. 模型水平方向位移约束，底边界垂直方向位移约束，上边界垂直载荷17.5 MPa，侧压系数取1.2，煤岩力学参数见表1. 采用摩尔库伦准则，数值模拟开挖过程为：初始平衡→掘进3101辅运巷→掘进3101主运巷→回采3101大采高工作面。

图6 三维数值模型图

3.2 模拟结果分析

主应力差是反应材料剪切应力的分布状态，能更全面地揭示围岩变形破坏的本质。对双巷掘进期间及本工作面回采后辅运巷围岩主应力差演化规律进行分析，见图7.

表1 煤岩体物理力学参数表

图7 辅运巷围岩主应力差分布规律图

由图7a)可知：1) 掘进期间，围岩主应力差呈浅部升高，到一定深度主应力差峰值过后再逐渐减小至稳定的趋势，说明巷道浅部一定范围内处于卸压状态，随着围岩深度的增加，顶板、底板及两帮均出现不同程度的应力集中状态，此后围岩逐步恢复原岩应力状态。2) 顶板、底板主应力差值整体大于两帮，且主应力差极大值出现在顶板，此时顶板承受更大的主应力差，承载了更多的上覆岩层重量。3) 巷道围岩主应力差峰值分布在围岩2.0 m范围内，巷道变形破坏深度不大，围岩具有较好的完整性和承载能力，能够保证巷道在双巷掘进过程中保持稳定。

由图7b)可知：1) 本工作面回采后，巷道围岩应力差值出现大幅增加，主要因为本工作面回采过后，采空区覆岩高支承应力向巷道转移，造成巷道整体处于高应力环境。2) 巷道围岩主应力差峰值分布深度明显增加，顶板、底板、煤柱帮及实体煤帮主应力差峰值深度位置分别为3.8 m、2.2 m、4.3 m和2.4 m，巷道出现不同程度的变形破坏，围岩完整性和承载能力较差。3) 主应力差极大值由顶板向煤柱帮转移，且煤柱帮整体应力差值要远大于顶板、底板及实体煤帮，此时顶板承载能力大幅降低，煤柱帮承受更多的主应力差，若顶板和煤柱帮得不到及时强化控制，在高应力长期作用影响下，易造成顶板和煤柱失稳。

4 巷道变形破坏机制及支护对策

4.1 变形破坏机制分析

通过现场实测与数值分析可知，3101辅运巷虽然采用锚杆、锚索及锚网联合支护，但在留巷期间巷道顶板下沉量大，煤柱帮鼓严重。根据现场工程地质条件，结合围岩岩性和应力环境综合分析，巷道围岩破坏的主要原因如下：

1) 围岩强度低、裂隙发育程度高。3101辅运巷为全煤巷道，强度低，由钻孔窥视可知煤体裂隙发育程度较高，为软弱破碎煤体；留巷要经历相邻两个工作面的回采，服务周期远远大于一般巷道，在应力和时间等因素的共同影响下，使巷道产生较大变形。

2) 支承压力大、分布范围广。3101工作面埋深达到700 m，且上覆基本顶为近20 m厚的坚硬砂岩，在大采高长工作面回采过程中采空区悬顶范围大，上覆岩层大载荷向采空区周边煤岩体传递，相应产生的超前支承压力及侧向支承压力大且影响范围广。

3) 多重采动影响。3101辅运巷服务期间，先后受多次掘进采动以及本工作面采空区覆岩活动的影响，不同时间、不同顺序和不同位置的掘进回采会造成应力叠加现象，往往在顶板和实体煤帮产生较大应力集中，对巷道周围产生不同程度的破坏。

4) 支护方式和支护参数不合理。现场巷道支护参数往往参考周边煤矿支护设计，采用完全对称设计支护强度明显不能满足整个留巷期间的要求，需要根据留巷地质生产条件以及围岩变形特征，选择科学合理的支护方式和参数，保证巷道的安全稳定。

4.2 巷道围岩支护对策

由上述巷道围岩变形破坏机制分析可知，要实现大采高双巷布置巷道围岩稳定性必须要在保证巷道整体性前提下对巷道关键部位(煤柱帮和顶板)加强支护，保证巷道围岩在回采过程中的稳定性，控制原理见图8.

图8 巷道关键部位控制原理图

根据图8所示，提出以下控制对策：

1) 强化巷道围岩的护表作用，提高巷道整体性。多重采动影响下巷道围岩表面松散破碎、裂隙发育，造成锚杆锚索作用范围较小，达不到护表的要求，通过巷道全断面锚网配合大面积钢带增加受力面积并提高护表结构刚度，保证巷道的完整性。

2) 加强煤柱帮支护，增强其承载性能。针对巷道两帮不对称破坏矿压显现特点，对破坏较为严重的煤柱帮进行重点加强支护，通过高强加长锚杆并配较大面积的钢板托盘将浅部破碎且裂隙发育的煤体锚固至较为完整稳定的区域。此外，采用高预应力且大延伸率锚索在煤柱内部形成倒梯形的闭锁结构，进一步提高煤柱帮的承载能力。

3) 提高顶板稳定性，避免高支承应力向两帮转移。高支承应力的长期作用会不可避免地引起顶板下沉，随着顶板下沉量达到一定值，顶板岩层松动范围增大并会出现离层破坏，稳定性变差，如果顶板得不到及时控制，高支承应力会向巷道两帮和底板转移，导致整个巷道围岩出现严重变形破坏，造成巷道整体失稳。因此，为了提高巷道顶板稳定性，需加大锚杆锚索支护强度。

5 工程实践

5.1 强化控制方案

根据支护对策分析，结合该矿实际工程条件，提出以“全断面锚网+高强加长锚杆+高预应力强力锚索”为主体的围岩强化控制方案，见图9.

图9 巷道强化控制方案图

具体支护参数如下：

1) 高预应力强力锚索支护参数：巷道煤柱帮补强支护采用锚索+W型钢带，锚索间排距为1 200 mm×2 000 mm，锚索规格d21.8 mm×5 300 mm(1×19股)，每排3根；巷道顶板在原有每两排锚索中间垂直补打一排锚索并加W钢带进行补强支护，每排布置3根锚索，锚索规格d 21.8 mm×8 300 mm(1×19股)，间距2 400 mm，锚索预紧力不小于200 kN；托盘采用300 mm×300 mm×20 mm碟形托盘，W型钢带规格为3 200 mm× 250 mm×3 mm.

2) 锚网及高强加长锚杆支护参数：对巷道进行全断面高强金属网铺设，网孔距为50 mm×50 mm；在两帮与顶板支护失效区域补打d22 mm×2 500 mm的左旋螺纹钢锚杆，锚杆间排距800 mm×800 mm，顶帮锚杆锚固力均达到100 kN，扭矩力不低于300 N·m，锚杆托板采用钢板托盘，规格180 mm×180 mm×10 mm.

5.2 支护效果分析

在相邻工作面回采之前，采用“全断面锚网+高强加长锚杆+高预应力强力锚索”支护方式对巷道围岩进行强化控制，为了检验支护效果，在巷道内设置围岩变形监测断面，并对围岩变形进行观测，观测结果见图10. 由图10可知，工作面回采期间，巷道顶、底板移近量分别为380 mm和315 mm；煤柱帮和实体煤帮移近量分别为352 mm和338 mm，围岩整体变形在可控范围内，没有发生失稳现象，说明强化控制方案达到预期效果。

图10 相邻工作面回采期间巷道围岩变形图

6 结 论

1) 通过现场观测可知，大采高双巷布置工作面留巷围岩变形呈顶板严重下沉、底板鼓起、两帮非对称破坏特征。围岩松动圈范围从大到小依次为：煤柱帮>顶板>实体煤帮，煤柱帮和顶板是巷道围岩变形破坏控制的重点区域。

2) 提出以“全断面锚网+高强加长锚杆+高预应力强力锚索”为主体的围岩强化控制对策，具体包括：强化巷道围岩的护表作用，提高巷道整体性；加强煤柱帮支护，增强其承载性能；提高顶板稳定性，避免高支承应力向两帮、底板转移。

3) 数值模拟和现场工程实践表明，强化控制方案能够有效控制巷道顶板下沉，减弱两帮不对称变形，巷道围岩控制效果显著。