大断面巷道非均匀变形机理及稳定性控制研究

张 杰，韩庆福，邸广强，沈少康，樊 楠，刘博文，丁自伟，宋 岳

(1.陕西陕煤韩城矿业有限公司，陕西 韩城 715400；2.西安科技大学 能源学院，陕西 西安 710054；3.陕西延长石油西红墩煤业有限公司，陕西 榆林 719199)

双巷布置工作面可以有效解决煤矿运输、通风及瓦斯等问题，在国内煤矿广泛应用[1，2]，然而众多研究成果及工程实践表明[3-5]，双巷布置工作面巷道在“一掘二采”三次扰动影响下矿压显现剧烈，围岩变形破坏严重，巷道支护困难，回采期间必须进行多次返修拉底等问题，进而引起大断面巷道非均匀大变形破坏，严重制约矿井安全高效生产，双巷布置大断面巷道围岩稳定性控制问题成为巷道支护工程领域的热点研究问题[6，7]。

针对双巷布置大断面巷道围岩非均匀变形及围岩稳定性控制问题，众多学者进行了诸多研究。陈上元等[8]认为采动应力造成巷道围岩应力场大小和方向发生改变，是巷道产生非对称变形的主要因素；王炯等[9]认为埋深大、高地应力，特别是水平构造应力是导致深部穿层巷道围岩出现非对称大变形破坏的主要因素；马念杰等[10]认为应力方向决定围岩大破坏深度位置，并控制巷道片帮冒落范围；张华磊[11]基于弹性力学理论，建立了采动支承压力传播的力学模型，分析了采动应力在底板中的传播规律，并通过数值模拟和相似模拟方法模拟了煤层群采动应力对底板巷道的影响；丁自伟等[12]基于现场工业测试表明采用喷射混凝土方法可以增加支柱强度，有效控制煤柱片帮；康红普等[13]研究了高预应力锚索在大断面动压巷道中的应用，并取得了良好的现场效果。上述研究针对大断面巷道的非均匀变形影响因素、产生机理和控制技术展开了诸多分析，然而对双巷布置工作面因返修拉底导致的大断面巷道非均匀变形破坏机理和控制技术研究较少。因此，本文以桑树坪二号井3309工作面运输平巷为工程背景，从与岩体变形破坏密切相关的主应力分布特征出发，对因拉底导致的大断面巷道两帮煤体非均匀变形破坏机理进行了研究，并基于此提出巷道拉底区域两帮煤体补强支护手段，使得巷道围岩稳定性处于可控范围。

1 工程概况

1.1 工作面概况

试验桑树坪二号井3308工作面主采3#煤，煤层厚度4.5～6.6m，平均煤厚5.8m，倾角6°，埋深400m左右，采用一次采全厚走向长壁后退式综合机械化放顶煤，全部垮落法管理顶板。本文所研究对象3309运输平巷位于3308工作面西侧，巷道沿煤层顶板掘进，采用双巷布置，留设区段煤柱10m，掘进断面为矩形(宽4.8m×高3.0m)。煤层顶板岩性主要由泥岩、细砂岩、粗砂岩组成，如图1所示，伪顶厚度0.05～0.2m，直接顶厚度2.3～3.5m，老顶厚度11～18m，底板以粉砂岩和泥质为主，厚度1.3～2.5m。

图1 3308工作面综合柱状

1.2 巷道支护参数

3309工作面运输平巷采用锚网梁索联合支护方式，顶部锚杆采用∅22mm×2400mm等强螺纹钢锚杆，矩形布置，锚杆间排距为800mm×800mm，每排7根。帮部锚杆采用∅32mm×3500mm自巩固可回收锚杆，间排距650mm×800mm，每排10根。锚索选用∅21.6mm×7300mm钢铰线，“二·二”插花布置，间排距2100mm×2400mm；钢带为140×30T型，帮梯采用∅14mm圆钢加工而成。顶、帮网采用∅6mm冷拔丝加工的经纬网，顶网网格为150mm×150mm，帮网网格为75mm×75mm，顶网搭接长度150mm，帮网搭接长度75mm，联网间距150mm，巷道支护断面如图2所示。

图2 3309运输巷支护断面(mm)

工作面回采期间，3309运输平巷围岩受回采滞后支承压力影响明显，巷道围岩发生大变形破坏，需进行多次返修拉底工作，因而导致巷道断面高度增大，大断面巷道受“一掘二采”和拉底四次扰动影响，围岩变形破坏严重，呈现明显非均匀大变性特征，锚索断裂等支护失效现象频繁，对于巷道围岩稳定性具有不利用影响，严重制约巷道正常掘进及工作面安全回采。

2 留巷围岩非均匀大变形破坏机理

为揭示双巷布置工作面拉底后留巷围岩非均匀变形破坏机理，模拟分析回采期间无支护状态下3309工作面运输平巷围岩极限破坏情况，结合“一掘二采”和拉底四次扰动影响下的围岩主应力场分布规律研究，反演确定3309工作面运输平巷拉底部分围岩补强支护参数。

2.1 模型建立

基于工作面综合地质柱状及巷道布置，建立FLAC3D数值模拟计算模型，模型沿走向长500m，沿倾向宽400m，高度为42m。三维模型共划分有1044000个单元，1087248个节点，网格划分采用非结构化网格划分，对重点研究区域进行加密。

为了实现模型与实际吻合，模型上方岩层产生的压力按静水压力大小在模型上边界施加均布载荷。在模型的顶端施加等效的载荷，即将自重力按下式得到：

σv=γH

(1)

式中，γ为覆岩的体积力，取25kN/m3；H为模型顶端距地表的深度，m。

本次模拟中，模型最上岩层埋深为280m，重力加速度取10m/s2，故在模型上边界施加7.0MPa等效垂直应力载荷。其次，固定边界条件，先将模型四周各边界施加水平约束，即水平位移为0；然后再将模型底部边界固定，即底部的边界水平、垂直位移均为0，顶部设为自由边界。根据现场地质调查和相关研究煤岩体力学试验结果，考虑到尺度效应，模拟采用煤岩体物理力学参数见表1。

表1 岩体物理力学参数

根据现场取样和岩石力学试验结果，当载荷达到强度极限后，岩体产生破坏，在峰后塑性流动过程中，岩体残余强度随着变形发展逐步减小。因此，计算中采用莫尔-库仑屈服准则判断岩体的破坏，见式(2)；采用应变软化模型以反映煤体破坏后随变形发展残余强度逐步降低的性质。

式中，σ1、σ3分别是最大和最小主应力，MPa；c为粘结力，MPa；φ为摩擦角，(°)。

当fs>0时，材料将发生剪切破坏。在通常应力状态下，岩体的抗拉强度很低，因此可根据抗拉强度准则(σ3≥σT)判断岩体是否产生拉破坏。

2.2 留巷围岩主应力差分布特征

留巷围岩在塑性应变状态下的应变增量是一个纯剪切变形，对于双巷工作面留巷围岩所处应力场环境而言，其主应力差能反映剪应力的分布状态，表征围岩的破坏程度[14-16]。

一次采动影响下工作面前方不同距离处3309运输巷围岩主应力差分布曲线如图3所示，由图3可知：①一次采动影响下工作面前方0～5m煤柱帮主应力差呈“单峰”状变化，5～30m煤柱帮主应力差呈“驼峰”状变化；②工作面前方0～5m煤柱帮剪应力整体处于较高状态，峰值应力为工作面前方0m，距3309运输巷煤柱帮5.5m处出现应力峰值，峰值应力为17.42MPa，应力集中系数为2.48；工作面前方5～30m煤柱帮中心处出现1m范围的弹性核区，剪应力相对较小，在工作面前方10m，距3309运输巷煤柱帮3.5m处出现应力峰值，峰值应力为12.53MPa，应力集中系数为1.79；③一次采动影响下运输巷煤壁帮围岩主应力差整体呈“单峰”状变化，且随着距离工作面距离的增加应力值逐渐减小；④在工作面前方0m，距3309运输巷煤壁帮3.0m处出现应力峰值，峰值应力为9.49MPa，应力集中系数为1.35，在距3309运输巷煤壁帮10m以外时煤壁帮主应力差保持在2MPa左右，剪应力相对较低，围岩几乎不发生变形破坏；⑤在工作面前方30m超前支承压力影响较大范围内，煤柱帮剪应力值远高于煤柱帮，煤柱帮峰值应力相对煤壁帮高7.93MPa，煤柱帮围岩变形破坏程度远高于煤壁帮，3309运输巷呈现出非均匀变形破坏。

图3 一次采动阶段工作面前方不同距离处3309运输巷围岩主应力差分布曲线

二次采动影响下工作面前方不同距离处3309运输巷围岩主应力差分布曲线如图4所示，由图4可知：①二次采动影响下3309运输巷煤柱帮主应力差呈“单峰”状变化，且随着距离工作面距离的增大而逐渐减小；②二次采动阶段煤柱帮主应力差整体处于较高状态，在工作面前方0m，距煤柱帮5m时主应力差出现峰值，峰值应力为23.99MPa，应力集中系数为3.42，相比一次采动期间主应力差高11.46MPa，应力集中系数增加1.63；③二次采动影响下工作面前方5～30m煤壁帮主应力差呈“单峰”状变化，且随着距离工作面距离的增大而逐渐减小，工作面前方0～5m煤壁帮主应力差远高于5～30m；④在工作面前方5m，距3309运输巷煤壁帮5.5m处出现应力峰值，峰值应力为36.95MPa，应力集中系数为5.27，相比一次采动期间主应力差增高27.46MPa，应力集中系数增加3.92，在距3309运输巷煤壁帮25m以外时煤壁帮主应力差保持在4MPa左右，相比一次采动期间高2.0MPa；⑤在工作面前方30m超前支承压力影响较大范围内，煤壁帮剪应力值远高于煤柱帮，煤壁帮峰值应力相对煤壁帮高12.96MPa，煤壁帮围岩变形破坏程度远高于煤柱帮，3309运输巷呈现出非均匀变形破坏。

图4 二次采动阶段工作面前方不同距离处3309运输巷围岩主应力差分布曲线

2.3 留巷围岩塑性区分布特征

巷道围岩塑性区的形成和发展是围岩所受应力状态和自身力学性质共同作用的结果，对于双巷工作面留巷围岩而言，其塑性区分布特征能综合反映留巷围岩的变形破坏特征。

为一次采动阶段3309运输巷围岩塑性区分布如图5所示，由图5可知：一次采动阶段3309运输巷围岩破坏形式主要以剪切破坏为主，煤柱帮破坏深度为4.5m，煤壁帮破坏深度为3m，受侧向支承压力影响，煤柱帮与煤壁帮呈非对称变形破坏。

图5 一次采动阶段3309运输巷围岩塑性区分布云图(工作面前方5m)

二次采动阶段3309运输巷围岩塑性区分布如图6所示，由图6可知：二次采动阶段3309运输巷围岩破坏形式主要以剪切破坏为主，顶板破坏深度为3m，煤壁帮破坏深度为4.5m，相比一次采动期间增加1.5m，煤柱帮围岩整体处于塑性破坏状态，塑性区贯通整个煤柱，在二次采动影响下，整个煤柱帮都处于塑性破坏状态，煤柱帮与煤壁帮仍然呈非对称变形破坏。

图6 二次采动阶段3309运输巷围岩塑性区分布云图(工作面前方5m)

综合以上数值模拟分析结果可知，在“一掘二采”三次扰动影响下3309运输巷煤柱帮和煤壁帮围岩呈非对称变形，二次采动期间3309运输巷煤柱帮相比一次采动期间主应力差增高11.46MPa，应力集中系数增加1.63，煤柱帮围岩塑性区范围从4.5m增长至贯通整个煤柱。煤壁帮相比一次采动期间主应力差增高27.46MPa，应力集中系数增加3.92，塑性区增加1.5m，围岩整体处于高剪应力状态，变形破坏严重，因此在进行巷道支护设计时应加强超前影响范围内巷道围岩的监测和支护。

3 留巷拉底围岩稳定性控制

双巷工作面留巷围岩极易形成不均匀塑性区，在两帮会产生塑性破坏深度大和分布范围广的塑性区，导致此位置发生塑性破坏的岩层碎胀剧烈。而现有锚杆(索)等常规支护方式多为均匀对称布置，无法对塑性破坏深度大和分布范围广的帮部顶角塑性区进行重点支护[17]。因此，针对性优化设计支护现有支护参数，通过在巷道围岩拉底后进行补强支护，可以有效降低巷道片帮风险。

3.1 留巷拉底围岩补强支护方案

基于上述大断面巷道围岩变形破坏特征研究，可知：在“一掘二采”三次扰动作用下，3309运输巷煤柱帮和煤壁帮围岩呈非对称变形，巷道煤柱帮煤体破坏深度大于煤壁帮。因此，针对性设计“一长一短”两种补强支护设计参数，对拉底后巷道围岩进行补强支护，煤壁帮采用∅32mm×2500mm自巩锚杆，煤柱帮采用∅32mm×3500mm自巩锚杆，锚杆间排距设计为800mm×800mm，巷道拉底补强支护方案如图7所示。

图7 3309运输巷拉底支护断面(mm)

3.2 留巷拉底围岩补强支护方案效果分析

锚杆支护可以通过锚入围岩内部的锚杆和锚索，将破碎的岩石连接成一个整体，改变围岩本身的力学状态，在巷道周围形成一个整体而又稳定的岩石带，提高巷道围岩稳定性。为了验证拉底后3309运输巷支护参数合理性，在数值模拟的基础上，采用cables单元模拟锚杆索支护情况，由于本次研究主要分析巷道围岩的变形破坏特征，故结合该矿巷道锚杆支护体系实际情况，模拟中锚杆支护强度为0.25MPa左右。

拉底支护方案3309运输巷主应力分布如图8所示。对拉底部分进行补强支护后，两帮0～1m范围最大主应力为0.165MPa，1～2m范围最大主应力为5.0MPa，2～3m最大主应力为15MPa；由图8(b)最小主应力分布云图可以看出，两帮0～2.5m范围最小主应力为2.50MPa，2.5～3.0m范围最小主应力为5.00MPa。由此可知，受二次采动影响，两帮0～2m范围内围岩变形破坏严重，应力降低，2m以外围岩应力逐渐升高，围岩完整性相对较好，而拉低部分锚杆长度满足将破碎的岩石连接成一个整体的支护需求。因此可对围岩比较破碎、变形破坏比较严重的煤柱帮采用∅32mm×3500mm自巩锚杆进行支护，对破坏情况相对较小的煤壁帮采用∅32mm×2500mm自巩锚杆进行支护。

图8 拉底支护方案3309运输巷主应力分布

拉底支护方案下工作面前方不同距离处3309运输巷围岩变形量分布曲线如图9所示，由图9可知：①煤柱帮和煤壁帮围岩变形量呈非称分布，煤柱帮围岩最变形量比煤壁帮多221.14mm，煤住帮围岩变形量约为煤壁帮的2.01～3.45倍；②对拉底部分采用上述设计方案进行支护后，煤柱帮拉底部分围岩变形量相比煤柱帮中线表面围岩变形量最大减少113.88mm，围岩变形量降低百分比为30%，拉底部分围岩变形量最大为249.41mm；煤壁帮拉底部分围岩变形量相比煤壁帮中线表面围岩变形量最大减少71.96mm，围岩变形量降低百分比为25%～52%，拉底部分围岩变形量最大为74.69mm；③拉底部分煤柱帮采用∅32mm×3500mm自巩锚杆，煤壁帮采用∅32mm×2500mm自巩锚杆对原有支护方案进行优化后，煤柱帮最大变形量为363.30mm，煤壁帮最大变形量为142.14mm，基本可以满足矿井安全生产需求。

图9 拉底支护方案3309运输巷围岩变形量分布曲线

4 结 论

1)两次回采期间，3309运输平巷煤柱帮主应力差分布由“驼峰”状向“单峰”状变化，煤柱帮主应力差分布变化明显，整体上表现为工作面前方0～5m主应力差远高于5～30m，煤柱帮主应力差高于煤壁帮，煤柱帮剪应力分布集中，破坏深度更大，是引起巷道围岩非均匀大变形破坏的主要原因。

2)一次采动期间煤柱帮峰值应力相对煤壁帮高7.93MPa，二次采动期间煤壁帮峰值应力相对煤壁帮高12.96MPa，3309运输巷煤柱帮和煤壁帮呈非对称变形。

3)二次采动期间3309运输巷煤柱帮相比一次采动期间主应力差增高11.46MPa，应力集中系数增加1.63，煤柱帮围岩塑性区范围从4.5m增长至贯通整个煤柱。煤壁帮相比一次采动期间主应力差增高27.46MPa，应力集中系数增加3.92，塑性区增加1.5m，围岩整体处于高剪应力状态，变形破坏严重。

4)基于大断面巷道非均匀变形破坏特征，针对性提出巷道拉底补强支护方案，即煤壁和煤柱帮分别采用∅32mm×2500mm 和∅32mm×3500mm自巩锚杆支护，锚杆间排距为800mm×800mm，并进一步通过数值模拟进行验证，结果表明：相比于原支护条件，补强支护后巷道围岩应力水平明显降低，煤体塑性破坏程度减小，煤柱帮最大变形量为363.30mm，煤壁帮最大变形量为142.14mm，巷道稳定性良好，基本可以满足矿井安全生产需要。