大采高工作面雙巷圍巖失穩機理及控制研究

李建永

(山西晉城煤業集團 勘察設計院有限公司， 山西 晉城 048006)

大型綜采工作面回采過程中，由于單巷布置難以滿足超長距離(3 500～4 000 m)通風、運料和行人的需要，通常采用雙巷布置方式[1-3]. 在雙巷布置中，回采巷道將先后受到巷道掘進、本工作面回采和相鄰工作面回采多次劇烈動壓影響，容易出現頂板嚴重下沉、大面積片幫、底鼓及支護體損壞等礦壓顯現，嚴重影響了工作面的安全高效開采[4-5].

國內外學者對雙巷布置煤柱穩定性、留巷圍巖應力分布與變形特征以及留巷支護和加固等做了一些探索性研究工作，余學義等[6-7]對雙巷布置工作面巷間煤柱穩定性進行了研究，通過現場應力監測和數值模擬分析確定了保證煤柱穩定性的合理煤柱留設寬度；張學成[8]通過現場實測對多次采動影響下的雙巷布置工作面留巷圍巖變形規律進行了分析；李永恩等[9-10]通過分析雙巷布置工作面留巷圍巖塑性演化規律，得到不同階段巷道塑性區分布特征并針對性地提出補強支護措施。但針對雙巷布置工作面留巷從雙巷掘進、本工作面回采直至相鄰工作面回采的全過程圍巖變形破壞特征以及相應圍巖控制技術仍有待深入研究。

1 工程地質概況

1.1 工程地質條件

3101大采高綜采工作面為某礦首采工作面，工作面傾向長260 m，推進走向長3 904 m，煤層埋深693～721 m，傾角1°～4°，平均采厚5 m. 底板和直接頂為粉砂巖，均厚分別為10.2 m和2.3 m；基本頂為中砂巖，均厚19.8 m. 3101工作面采用雙巷布置，雙巷之間的煤柱寬度為35 m，3101輔運巷在3101工作面回采后作為相鄰3102工作面的回風巷繼續使用，見圖1.

1.2 巷道圍巖支護方案

3101工作面主運巷與輔運巷采用雙巷布置，均為矩形斷面，斷面尺寸5 200 mm×3 700 mm，頂板及煤柱幫選用d20 mm×2 200 mm螺紋鋼樹脂錨桿，間排距800 mm×1 000 mm；頂板錨索采用d17.8 mm×6 300 mm，間排距2 400 mm×2 400 mm；回采幫采用d25 mm×2 000 mm玻璃鋼錨桿，間排距800 mm×1 000 mm，支護方式見圖2.

圖2 3101工作面巷道現有支護方式圖

2 巷道圍巖變形破壞特征

2.1 輔運巷圍壓變形特征

為研究3101輔運巷在雙巷掘進及本工作面回采過程中礦壓顯現規律，在雙巷掘進及留巷期間，進行巷道表面位移監測，測站布置見圖1中測區I，監測數據表明：

1) 雙巷掘進期間。

3101輔運巷在雙巷掘進期間圍巖變形量不大，頂底板最大位移約為184 mm，兩幫最大位移量190 mm，受雙巷掘進影響呈現實體煤幫位移較大、實體煤位移較小的不對稱變形特征。

2) 留巷期間。

留巷期間巷道圍巖表面位移量見圖3. 由圖3可知：在工作面采動超前支承壓力影響下，巷道圍巖變形量雖有增加，但幅度不大，整個采動超前影響期間，巷道頂板下沉量為124 mm，兩幫移近量不超過243 mm；圍巖變形主要發生在工作面后方，在工作面推過200 m位置時，巷道開始持續變形，但整體變形量較小，仍在可控范圍；推過300 m后能明顯觀測到巷道變形，頂底板及兩幫圍巖變形快速增加，巷道底板出現明顯的裂縫；推過350 m位置時，巷道變形開始加劇，巷道圍巖表面破碎、頂板嚴重下沉、幫部鼓起、底鼓明顯，局部區域出現錨網破損和錨桿錨索破斷失效現象；滯后550 m以上時，巷道變形速度開始減緩，圍巖變形達到穩定狀態。

圖3 3101輔運巷礦壓觀測數據圖

2.2 圍巖內部裂隙分布情況

為進一步掌握巷道圍巖內部裂隙發育情況，在3101輔運巷進行鉆孔窺視，在巷道測區II中斷面上布置5個鉆孔，利用鉆孔窺視儀對巷道頂板以及兩幫內部進行窺視，觀測巷道頂板及兩幫不同深度內部的破壞及裂隙發育情況，確定巷道圍巖松動破壞范圍。頂板鉆孔窺視情況見圖4.

通過對鉆孔窺視數據進行處理分析，基于鉆孔內部裂隙發育情況繪制了圍巖破碎區、裂隙區，最終確定了圍巖松動圈范圍，見圖5.

圖5 圍巖破壞范圍鉆孔窺視結果圖

由圖5可知，頂板及兩幫破壞范圍具有以下特征：1) 頂板在淺部0～1.3 m存在破碎帶，裂隙從錨固區內一直擴展到3.6 m范圍內，同時在頂板上部1.3 m和3.5 m不同巖性層面交界處出現一定程度的離層。2) 煤柱幫淺部破碎嚴重，裂隙發育造成塑性破壞最大深度可達4.0 m，在3.2 m處出現空幫現象，圍巖完整性差；回采幫破壞程度不大，1.5～2.4 m有裂隙發育，圍巖塑性破壞深度在2.5 m以內。

對巷道同一斷面不同位置的鉆孔窺視情況進行對比分析得出，巷道圍巖整體0～4 m存在不同程度的裂隙發育，圍巖松動圈范圍從大到小依次為：煤柱幫>頂板>實體煤幫，圍巖兩幫變形破壞呈明顯不對稱狀態。由此可見，在多次采動和采空區覆巖活動的共同作用下，巷道的薄弱區域主要為煤柱幫和頂板，即頂板與煤柱幫的治理是巷道圍巖控制的關鍵。

3 巷道圍巖穩定性數值模擬

3.1 數值模型的建立

3101輔運巷先后受巷道掘進、本工作面回采和采空區覆巖活動的影響，其圍巖變形破壞是一個動態過程，為了分析雙巷布置在不同階段巷道變形破壞機制，采用FLAC3D軟件建立雙巷布置工作面三維數值模型，見圖6. 三維模型長240 m，寬248 m，高60 m. 模型水平方向位移約束，底邊界垂直方向位移約束，上邊界垂直載荷17.5 MPa，側壓系數取1.2，煤巖力學參數見表1. 采用摩爾庫倫準則，數值模擬開挖過程為：初始平衡→掘進3101輔運巷→掘進3101主運巷→回采3101大采高工作面。

圖6 三維數值模型圖

3.2 模擬結果分析

主應力差是反應材料剪切應力的分布狀態，能更全面地揭示圍巖變形破壞的本質。對雙巷掘進期間及本工作面回采后輔運巷圍巖主應力差演化規律進行分析，見圖7.

表1 煤巖體物理力學參數表

圖7 輔運巷圍巖主應力差分布規律圖

由圖7a)可知：1) 掘進期間，圍巖主應力差呈淺部升高，到一定深度主應力差峰值過后再逐漸減小至穩定的趨勢，說明巷道淺部一定范圍內處于卸壓狀態，隨著圍巖深度的增加，頂板、底板及兩幫均出現不同程度的應力集中狀態，此后圍巖逐步恢復原巖應力狀態。2) 頂板、底板主應力差值整體大于兩幫，且主應力差極大值出現在頂板，此時頂板承受更大的主應力差，承載了更多的上覆巖層重量。3) 巷道圍巖主應力差峰值分布在圍巖2.0 m范圍內，巷道變形破壞深度不大，圍巖具有較好的完整性和承載能力，能夠保證巷道在雙巷掘進過程中保持穩定。

由圖7b)可知：1) 本工作面回采后，巷道圍巖應力差值出現大幅增加，主要因為本工作面回采過后，采空區覆巖高支承應力向巷道轉移，造成巷道整體處于高應力環境。2) 巷道圍巖主應力差峰值分布深度明顯增加，頂板、底板、煤柱幫及實體煤幫主應力差峰值深度位置分別為3.8 m、2.2 m、4.3 m和2.4 m，巷道出現不同程度的變形破壞，圍巖完整性和承載能力較差。3) 主應力差極大值由頂板向煤柱幫轉移，且煤柱幫整體應力差值要遠大于頂板、底板及實體煤幫，此時頂板承載能力大幅降低，煤柱幫承受更多的主應力差，若頂板和煤柱幫得不到及時強化控制，在高應力長期作用影響下，易造成頂板和煤柱失穩。

4 巷道變形破壞機制及支護對策

4.1 變形破壞機制分析

通過現場實測與數值分析可知，3101輔運巷雖然采用錨桿、錨索及錨網聯合支護，但在留巷期間巷道頂板下沉量大，煤柱幫鼓嚴重。根據現場工程地質條件，結合圍巖巖性和應力環境綜合分析，巷道圍巖破壞的主要原因如下：

1) 圍巖強度低、裂隙發育程度高。3101輔運巷為全煤巷道，強度低，由鉆孔窺視可知煤體裂隙發育程度較高，為軟弱破碎煤體；留巷要經歷相鄰兩個工作面的回采，服務周期遠遠大于一般巷道，在應力和時間等因素的共同影響下，使巷道產生較大變形。

2) 支承壓力大、分布范圍廣。3101工作面埋深達到700 m，且上覆基本頂為近20 m厚的堅硬砂巖，在大采高長工作面回采過程中采空區懸頂范圍大，上覆巖層大載荷向采空區周邊煤巖體傳遞，相應產生的超前支承壓力及側向支承壓力大且影響范圍廣。

3) 多重采動影響。3101輔運巷服務期間，先后受多次掘進采動以及本工作面采空區覆巖活動的影響，不同時間、不同順序和不同位置的掘進回采會造成應力疊加現象，往往在頂板和實體煤幫產生較大應力集中，對巷道周圍產生不同程度的破壞。

4) 支護方式和支護參數不合理。現場巷道支護參數往往參考周邊煤礦支護設計，采用完全對稱設計支護強度明顯不能滿足整個留巷期間的要求，需要根據留巷地質生產條件以及圍巖變形特征，選擇科學合理的支護方式和參數，保證巷道的安全穩定。

4.2 巷道圍巖支護對策

由上述巷道圍巖變形破壞機制分析可知，要實現大采高雙巷布置巷道圍巖穩定性必須要在保證巷道整體性前提下對巷道關鍵部位(煤柱幫和頂板)加強支護，保證巷道圍巖在回采過程中的穩定性，控制原理見圖8.

圖8 巷道關鍵部位控制原理圖

根據圖8所示，提出以下控制對策：

1) 強化巷道圍巖的護表作用，提高巷道整體性。多重采動影響下巷道圍巖表面松散破碎、裂隙發育，造成錨桿錨索作用范圍較小，達不到護表的要求，通過巷道全斷面錨網配合大面積鋼帶增加受力面積并提高護表結構剛度，保證巷道的完整性。

2) 加強煤柱幫支護，增強其承載性能。針對巷道兩幫不對稱破壞礦壓顯現特點，對破壞較為嚴重的煤柱幫進行重點加強支護，通過高強加長錨桿并配較大面積的鋼板托盤將淺部破碎且裂隙發育的煤體錨固至較為完整穩定的區域。此外，采用高預應力且大延伸率錨索在煤柱內部形成倒梯形的閉鎖結構，進一步提高煤柱幫的承載能力。

3) 提高頂板穩定性，避免高支承應力向兩幫轉移。高支承應力的長期作用會不可避免地引起頂板下沉，隨著頂板下沉量達到一定值，頂板巖層松動范圍增大并會出現離層破壞，穩定性變差，如果頂板得不到及時控制，高支承應力會向巷道兩幫和底板轉移，導致整個巷道圍巖出現嚴重變形破壞，造成巷道整體失穩。因此，為了提高巷道頂板穩定性，需加大錨桿錨索支護強度。

5 工程實踐

5.1 強化控制方案

根據支護對策分析，結合該礦實際工程條件，提出以“全斷面錨網+高強加長錨桿+高預應力強力錨索”為主體的圍巖強化控制方案，見圖9.

圖9 巷道強化控制方案圖

具體支護參數如下：

1) 高預應力強力錨索支護參數：巷道煤柱幫補強支護采用錨索+W型鋼帶，錨索間排距為1 200 mm×2 000 mm，錨索規格d21.8 mm×5 300 mm(1×19股)，每排3根；巷道頂板在原有每兩排錨索中間垂直補打一排錨索并加W鋼帶進行補強支護，每排布置3根錨索，錨索規格d 21.8 mm×8 300 mm(1×19股)，間距2 400 mm，錨索預緊力不小于200 kN；托盤采用300 mm×300 mm×20 mm碟形托盤，W型鋼帶規格為3 200 mm× 250 mm×3 mm.

2) 錨網及高強加長錨桿支護參數：對巷道進行全斷面高強金屬網鋪設，網孔距為50 mm×50 mm；在兩幫與頂板支護失效區域補打d22 mm×2 500 mm的左旋螺紋鋼錨桿，錨桿間排距800 mm×800 mm，頂幫錨桿錨固力均達到100 kN，扭矩力不低于300 N·m，錨桿托板采用鋼板托盤，規格180 mm×180 mm×10 mm.

5.2 支護效果分析

在相鄰工作面回采之前，采用“全斷面錨網+高強加長錨桿+高預應力強力錨索”支護方式對巷道圍巖進行強化控制，為了檢驗支護效果，在巷道內設置圍巖變形監測斷面，并對圍巖變形進行觀測，觀測結果見圖10. 由圖10可知，工作面回采期間，巷道頂、底板移近量分別為380 mm和315 mm；煤柱幫和實體煤幫移近量分別為352 mm和338 mm，圍巖整體變形在可控范圍內，沒有發生失穩現象，說明強化控制方案達到預期效果。

圖10 相鄰工作面回采期間巷道圍巖變形圖

6 結 論

1) 通過現場觀測可知，大采高雙巷布置工作面留巷圍巖變形呈頂板嚴重下沉、底板鼓起、兩幫非對稱破壞特征。圍巖松動圈范圍從大到小依次為：煤柱幫>頂板>實體煤幫，煤柱幫和頂板是巷道圍巖變形破壞控制的重點區域。

2) 提出以“全斷面錨網+高強加長錨桿+高預應力強力錨索”為主體的圍巖強化控制對策，具體包括：強化巷道圍巖的護表作用，提高巷道整體性；加強煤柱幫支護，增強其承載性能；提高頂板穩定性，避免高支承應力向兩幫、底板轉移。

3) 數值模擬和現場工程實踐表明，強化控制方案能夠有效控制巷道頂板下沉，減弱兩幫不對稱變形，巷道圍巖控制效果顯著。