深部高應力雙巷掘進巷道圍巖穩定性及控制

張守寶，皇甫龍，王 超，李曉斌，李 強

(中國礦業大學(北京)能源與礦業學院，北京 100083)

隨著我國煤炭事業不斷蓬勃發展[1]，煤礦開采深度也在不斷增加，為了更好、更有效地控制圍巖，更安全、更高效地獲取煤炭資源，眾多科研工作者提出了支護理論與巷道支護技術。錢鳴高[2]提出了由上覆巖層形成的“砌體梁”結構力學模型再到“關鍵層理論”；宋振騏等[3]提出了傳遞巖梁理論；靖洪文等[4]提出了深部巷道圍巖松動圈穩定控制理論；黃炳香等[5]提出深井采動巷道圍巖流變和結構失穩大變形理論；張紅軍等[6]以巨野礦區彭莊煤礦西翼軌道大巷為研究對象，提出深部軟巖巷道圍巖變形機制及支護技術；潘銳等[7]研發了一種組合式高強注漿錨桿并進行力學性能測試及現場應用，為深部巷道錨注支護提供了一種新途徑；譚云亮等[8]揭示了深部煤巷幫部“卸-固”協同控制機理，研發了深部煤巷幫部失穩“卸-固”協同控制技術；江軍生等[9]針對深部高應力巷道嚴重底鼓問題，提出增設底角錨桿、底板錨桿及加筋混凝土底板控制底鼓方案；何富連等[10]提出深部高水平構造應力巷道失穩機制，并提出“高強度高預緊力長錨桿+大直徑高強錨索+U型鋼可縮性支架+壁后注漿”的綜合控制方案。

煤層開采中，在工作面兩旁采用留煤柱雙巷掘進且在煤柱中打聯絡巷，會使通風形成回流，為掘進工作面提供充足的氧氣，不僅可以加快準備巷道的掘進速度，而且留設的煤柱會使工作面的回采更加安全。劉貴等[11]通過對三向應力狀態下的煤柱極限強度計算公式分析得出，煤柱塑性區寬度不僅與采深、采厚有關,而且也同采出率有關；付玉凱等[12]建立煤柱留巷力學模型，分析支護力、采動應力、煤巖體力學屬性與莫爾圓間的相互關系，提出深部煤柱留巷“卸-支-注”協同控制原理及技術；陳紹杰等[13]對岱莊煤礦3上煤層進行了蠕變試驗，以試驗結果為基礎，采用LS-DYNA數值方法分析了深部煤柱的蠕變支撐效應。

對于深部雙巷掘進過程中巷間煤柱合理寬度，科研工作者很少做出分析。一般雙巷掘進中的一條巷道會作為輔助運輸巷道服務于上區段，并且還要作為回風平巷服務于下區段。對于深部輔助運輸巷在雙巷掘進完成和一次采動之后圍巖的應力應變規律，科研工作者很少做出詳細分析。因此，本文以葫蘆素煤礦為研究背景，針對深部雙巷水平開挖保留巷道過程中巷間煤柱合理留設寬度做出分析確定，對巷道圍巖受力后發生的力學特征以及圍巖變形規律進行了分析探究，提出一種支護方式以保證煤礦正常、安全、高效生產。

1 工程概況

中天合創能源有限責任公司葫蘆素煤礦位于內蒙古自治區鄂爾多斯市烏審旗圖克鎮境內，井田內主要可采煤層為8號煤層和13號煤層，10號煤層和11號煤層為次要局部可采煤層，其余煤層均不可采。13號煤層位于中下部，煤層平均厚度為4 m，單層最大厚度達7.85 m，單層最小厚度達2.55 m，巖性以泥巖為主，頂底板屬較軟弱底板。煤層厚度變化規律明顯，東南厚，屬較穩定煤層。煤層傾角平緩，一般為1°左右，煤層厚度較穩定。13號煤層回采工作面長度為181 m，走向長度為1 425 m，采煤方法為走向長壁采煤法；煤層埋深為820 m，處于復雜的高應力環境中，區段準備巷道采用雙巷掘進的方式，巷道斷面形狀為矩形，其巷間煤柱寬度為15 m。輔助運輸巷道受到掘進階段與上區段采場回采階段的影響，巷道圍巖難以控制，圍巖變形量較大，巷道二次利用難度增加，巷道的維護費用較高，嚴重威脅煤礦工人的生命安全，影響煤炭的開采效率。圖1為13號煤層采掘巷道布置圖。

圖1 13號煤層采掘巷道布置圖Fig.1 Mining and tunneling roadway layout of the 13th coal seam

2 煤柱留設寬度研究

2.1 雙巷掘進煤柱留設寬度

在煤層中雙巷掘進之后，會在煤柱上產生支承壓力，可得出雙巷掘進后煤柱力學模型圖，如圖2所示。為了確定巷間煤柱寬度，可將煤柱劃分為三部分，依次為：塑性破壞區X1、彈性區X3、塑形破壞區X2。假設塑性破壞區與彈性區的分界面為煤柱承載應力峰值KγH所對應的分界線X1與X2，則X1與X2的值可通過應力極限平衡區寬度計算公式進行確定，見式(1)[14]。

圖2 雙巷掘進后煤柱力學模型圖Fig.2 Coal pillar mechanics model diagram after double lane tunneling

(1)

式中：X為應力極限平衡區寬度，m；m為煤層開采高度(巷道高度)，m；λ為側壓系數；φ為組合煤巖體的內摩擦角，(°)；P為煤柱幫部的支護阻力，MPa；K為應力集中系數；γ為巖層平均容重，kN/m3；H為煤層采深，m；C為煤層與頂板巖層的黏聚力，MPa。

由式(1)可知，隨著煤層采深增加，側壓系數也在不斷變大[15]，煤柱上應力集中變大，巷道兩幫分別形成的高應力峰值與巷幫的距離也在增大。為了加強煤柱的抗壓強度，降低煤柱的破壞與變形，保護巷道的整體結構，更好地發揮圍巖的自承載能力[16-17]，可在巷道一側的煤柱上打密集型錨桿和增加廢舊鋼帶。

葫蘆素煤礦13號煤層雙巷掘進之后，將其地質參數：C=1.5 MPa；φ=26°；P=0.7 MPa；m=4 m；λ=1；K=2；γ=25 kN/m3；H=820 m，代入式(1)計算可得X1=X2=10.1 m。

雙巷掘進階段煤柱留設所需彈性區寬度X3可通過式(2)進行計算。

X3=β(X1+X2)

(2)

式中，β為穩定性系數，取0.5[18]。代入式(2)計算可得式(3)。

X3=10.1 m

(3)

雙巷掘進階段煤柱整體留設寬度L可通過式(4)進行確定。

L=X1+X2+X3

(4)

式中，L為雙巷掘進階段煤柱整體留設寬度，m。代入式(4)計算可得式(5)。

L=30.3 m

(5)

因此，在雙巷掘進階段時煤柱整體寬度至少要留設30.3 m。

2.2 上區段工作面回采煤柱留設寬度

在上區段工作面回采結束以后，采空區上方基本頂破斷的斷裂線位置共有四種情況。第一種情況：斷裂線位置在回采運輸巷道之上，采空區上覆巖層整體為切頂下沉；第二種情況：斷裂線位置在煤柱之上；第三種情況：斷裂線位置在輔助運輸巷道之上；第四種情況：斷裂線位置在煤體之上。X1=10.1 m，由于其巷間煤柱寬度為15 m，故采空區上方基本頂破斷的斷裂線位置在其煤柱之上，可得出上區段工作面回采后煤柱力學模型圖，如圖3所示。由圖3可知，由于采空區側向支承壓力和采空區上方基本頂的破斷下沉以及基本頂斷裂線位置的影響，導致煤柱上方承受的支承壓力由原來的等大對稱變為了靠近采空區方向煤柱的支承壓力快速變大到K1γH，且支承壓力曲線斜率逐漸增加，靠近輔助運輸巷道方向煤柱的支承壓力也快速升高到K2γH，其支承壓力曲線斜率也是逐漸增加，但K2γH沒有K1γH大且曲線斜率增加趨勢相對較小，支承壓力總體呈現加速升高，緩慢回落，快速回落的現象。

圖3 上區段工作面回采后煤柱力學模型圖Fig.3 Coal pillar mechanics model diagram after mining in upper section working face

葫蘆素煤礦13號煤層上區段工作面回采之后，將其地質參數：C=1.5 MPa；φ=26°；P=0.7 MPa；m=4 m；λ=1；K1=4；K2=2.5；γ=25 kN/m3；H=820 m，代入式(1)計算得X1=12.78 m，X2=10.93 m。

上區段工作面回采階段煤柱留設所需彈性區寬度X3可通過式(2)進行計算。式中，β仍取0.5，代入式(2)計算可得式(6)。

X3=11.86 m

(6)

上區段工作面回采階段煤柱整體留設寬度L可通過式(3)進行確定。代入式(3)計算可得式(7)。

L=35.57 m

(7)

綜上所述，為了保障葫蘆素煤礦13號煤層的安全回采，雙巷掘進巷間煤柱留設寬度應不小于35.57 m。

3 數值模擬計算分析

3.1 模型參數設計

現針對煤層埋深為820 m，煤巖容重為25 kN/m3建立FLAC3D模型。根據巖體初始應力狀態的靜水壓力理論認為，在煤層埋藏較深的條件下，鉛直壓力相當大，巖石呈現明顯的塑性，泊松比μ近似等于0.5，側壓系數λ近似等于1。由此可大致得出模型上方承受的均勻鉛直應力為20.50 MPa，水平應力為20.50 MPa。

3.2 建立模型與雙巷掘進測點布置

3.2.1 建立模型

表1為覆巖物理力學參數表，由表1的覆巖物理力學參數建立FLAC3D數值模型，模型長為306 m，寬為150 m，高為90 m，模擬雙巷掘進的斷面形狀均為矩形，巷寬4.5 m，巷高4 m，雙巷間的煤柱寬度為15 m，模擬所采用的本構模型為莫爾庫倫模型，煤巖層共建17層，可得出FLAC3D數值模型圖，如圖4所示。

表1 覆巖物理力學參數Table 1 Physical and mechanical parameters of overlying rock

圖4 FLAC3D數值模型Fig.4 FLAC3D numerical model

3.2.2 測點布置

模擬計劃在雙巷掘進110 m后，上區段工作面回采向前推進110 m。豎直方向為z方向，水平方向為x方向，垂直紙面向里方向為y方向，圖5為雙巷位于y=55 m處截面的測點位置布置圖。其中某些測點位置不僅布置有監測圍巖在此處的應力變化，也有用來監測圍巖在此處的位移變化。眾多的測點用來監測雙巷掘進過程中輔助運輸巷道圍巖的應力變化關系與位移變化關系。巷道左側(不加圍巖幫部測點)28個測點來監測巷道左側圍巖在不同位置時的應力變化；巷道右側(不加圍巖幫部測點)40個測點來監測巷道右側圍巖在不同位置時的應力變化；巷道正上方(不加圍巖幫部測點)4個測點來監測巷道上部圍巖在不同位置時的應力變化；巷道正下方(不加圍巖幫部測點)4個測點來監測巷道下部圍巖在不同位置時的應力變化；巷道正上方(加圍巖幫部測點)5個測點來監測巷道上部圍巖在不同位置時的頂板下沉量；巷道正下方(加幫部圍巖測點)5個測點來監測巷道下部圍巖在不同位置時的底鼓量；巷道左邊(加幫部圍巖測點)5個測點來監測巷道左側圍巖在不同位置時的圍巖移近量；巷道右邊(加幫部圍巖測點)6個測點來監測巷道右側圍巖在不同位置時的圍巖移近量。相鄰測點之間的水平距離為1 m，豎直距離為2 m。

圖5 雙巷掘進測點位置布置圖Fig.5 Layout drawing of measuring points for double-lane tunneling

3.3 雙巷掘進和上區段回采對輔助運輸巷道及煤柱的影響

數值模擬雙巷掘進后上區段工作面回采向前推進110 m，覆巖及巷道圍巖應力平衡狀態在經歷“平衡-破壞-再平衡”過程后，觀察和分析采場覆巖破壞狀況、煤柱中的應力變化規律、巷道圍巖的應力變化規律及位移變化規律。

圖6為工作面回采向前推進110 m上區段工作面回采塑性破壞區圖。由圖6可知，工作面回采結束后，采場覆巖塑性區破壞較為合理，采場頂板破壞范圍較底板破壞范圍大，覆巖破壞形態為“梯形”，覆巖破壞由梯形兩邊向內部逐漸破壞。圖7為雙巷掘進110 m結束后圍巖縱向應力云圖。由圖7可知，在雙巷掘進后，巷道圍巖應力重新達到平衡狀態后[19]，雙巷圍巖鉛直應力分布形態基本呈對稱分布，且在煤柱中形成最大應力集中，應力集中大小為27.096 MPa。圖8為上區段工作面回采向前推進110 m結束后圍巖縱向應力云圖。由圖8可知，在上區段工作面回采向前推進110 m，巷道圍巖應力重新達到平衡狀態后，煤柱中依舊形成最大應力集中，應力集中大小為45.068 MPa，較雙巷階段應力集中增加17.972 MPa。

圖6 上區段工作面回采塑性破壞區圖Fig.6 Plastic failure zone in upper section working face

圖7 雙巷掘進結束后圍巖縱向應力云圖Fig.7 Longitudinal stress cloud picture of surrounding rock after double tunnel excavation

圖8 上區段工作面回采結束后圍巖縱向的應力云圖Fig.8 Longitudinal stress cloud diagram of surrounding rock after mining in upper section working face

將FLAC3D數值模擬結果在Tecplot中進行切片，可得出采場水平應力等值線圖，如圖9所示。由圖9可知，當上區段工作面回采結束后，煤柱中的水平壓應力大小呈對稱分布。在水平方向上，煤柱邊幫內部大小為10 MPa左右的壓應力向煤柱中心逐漸增加至20 MPa，輔助運輸巷道右側煤體中的水平壓應力由煤體邊幫內部大小為10 MPa左右的壓應力逐漸向煤體內部增加至30 MPa。由此可以看出，煤柱中的最大水平壓應力σx<巷道右側煤體中的最大水平壓應力σx。

圖9 采場水平應力等值線圖Fig.9 Horizontal stress contour map of stope

圖10為煤柱內應力集中與巷道外邊側應力集中大小圖。由圖10可知，煤柱中的最大應力集中由原來的27.8 MPa增大到46.6 MPa(id=4)，巷道右幫側的最大應力集中由原來的26 MPa增加到38.8 MPa(id=38)。巷道頂底板的應力集中程度也明顯變大。圖11為輔助運輸巷道上中測點圍巖Z軸方向所受應力圖。由圖11可知，巷道頂板圍巖應力由原來的7.2 MPa增加至9.4 MPa(id=29)。圖12為輔助運輸巷道下中測點圍巖Z軸方向所受應力圖。由圖12可知，巷道底板圍巖應力由原來的7 MPa增加至8.6 MPa(id=100)。由此可得出：在豎直方向上，巷道底板中的鉛直應力σy<巷道頂板中的鉛直應力σy<巷道右幫側的鉛直應力σy<煤柱中的鉛直應力σy。

圖10 煤柱內應力集中與巷道外邊側應力集中大小圖Fig.10 Diagram of stress concentration inside coal pillar and stress concentration outside the roadway

圖11 輔助運輸巷道上中測點圍巖Z軸方向所受應力圖Fig.11 The stress map of the surrounding rock in the Z-axis direction of the upper middle measuring point of the auxiliary transportation roadway

圖12 輔助運輸巷道下中測點圍巖Z軸方向所受應力圖Fig.12 The stress map of the surrounding rock in the Z-axis direction of the middle measuring point under the auxiliary transportation roadway

圖13為回采平衡后巷道頂板不同觀測點的下沉量。由圖13可知，巷道頂板圍巖下沉量由原來的178.0 mm增加至560.0 mm(id=90)，下沉變化量為382.0 mm。圖14為回采平衡后巷道左右幫的圍巖變形量。由圖14可知，巷道左幫(煤柱側)的最大移近量由原來的1 080.0 mm增加至1 260.0 mm(id=75)，變化量為180.0 mm。巷道右幫的最大移近量由原來的1 120.0 mm增加至1 200.0 mm(id=84)，變化量為80.0 mm。由此可知當雙巷掘進結束之后，巷道兩幫移近量之和為2 200.0 mm，圍巖變形以兩幫移近量為主，當上區段工作面回采結束之后，巷道兩幫移近量之和為2 460.0 mm，圍巖變形仍以兩幫移近量為主。同時，巷道兩幫出現了微小的非對稱破壞[20]，是由于雙巷中間煤柱寬度有限且應力集中，并且在上區段工作面回采結束之后由于采空區基本頂“O-X”破斷下沉，斷裂線位于煤柱之上，導致煤柱中的應力更為集中，煤柱邊幫的煤體發生向外稍大的變形。

圖13 回采平衡后巷道頂板不同觀測點的下沉量圖Fig.13 The subsidence diagram of the roadway roof at different observation points after the mining balance

圖14 回采平衡后巷道左右幫的圍巖變形量圖Fig.14 Deformation diagram of surrounding rock on the left and right sides of the roadway after mining balance

4 支護方式及防范控制

針對葫蘆素煤礦13號煤層采深較大，主應力較大，圍巖條件復雜，巷道二次利用之前受到掘進與上區段工作面回采的影響，巷道變形量較大的這種現象。提出以下支護方案，巷道斷面為直墻半圓拱，巷道凈寬4 500.0 mm，直墻高2 500.0 mm，拱高1 500.0 mm，巷幫噴射100.0 mm混凝土，采用頂板配合弧形鋼帶+高預緊力錨桿(索、網)+反底拱充填配合混凝土的聯合支護方式。巷道斷面共選用7根可變形的高強度錨索，18根高預緊力的剛性螺紋錨桿，該錨桿螺紋部分剛性大，不變形，延伸率大，可用于煤幫大變形支護，有效控制兩幫圍巖的變形量。每根錨索長度為6 000.0 mm，傾斜錨索與水平面成角30°，正上方與正下方，正左方與正右方各1根錨索。每根錨桿長度為3 500.0 mm，巷道左幫錨桿間距為312.5 mm，巷道右幫錨桿間距上部分與下部分為625.0 mm，中間部分為312.5 mm。巷道頂板每根傾斜錨桿均勻排列且頂板中靠下2根錨桿與水平面成角45°，頂板中靠上兩根錨桿與水平面成角60°，排距800.0 mm，巷道支護方式如圖15所示。

圖15 巷道斷面支護圖Fig.15 Roadway section support drawing

在雙巷掘進之后進行巷道支護，在輔助運輸巷道某一斷面頂板中心1測點位置、底板中心2測點位置以及兩幫中心3測點以及4測點位置分別安設4個監測點，用來監測從雙巷掘進到上區段采場回采平衡后巷道頂板最大下沉量，巷道底板最大鼓起量以及巷道兩幫最大移近量。經過3個月現場監測，得出巷道圍巖最大變形量(圖16)。由圖16可知，頂板最大下沉量達到90.0 mm后保持不變，底板最大鼓起量達到55.0 mm后保持不變，兩幫最大內移量達到138.0 mm后保持不變，表明采用該支護方式后的巷道圍巖得到明顯改善，能夠有效控制巷道圍巖變形，保護巷道的整體結構，更好地發揮圍巖的自承載能力。

圖16 巷道圍巖最大變形量圖Fig.16 Maximum deformation of surrounding rock of roadway

5 結 論

1) 在雙巷掘進之前，煤柱的寬度選取變得尤為重要，選取合適的煤柱寬度，保證煤柱整體的抗壓支撐能力要大于煤柱上方所承受的支承壓力。通過對巷間煤柱分別在不同階段建立力學模型以及結合葫蘆素煤礦的地質條件，進行理論分析，最終得出葫蘆素煤礦13號煤層雙巷掘進巷間煤柱留設寬度應不小于35.57 m。

2) 葫蘆素煤礦在雙巷掘進過程中，巷道變形量主要以兩幫移近量為主。當上區段采場回采經過，圍巖應力重新分配達到平衡狀態后，巷道會發生速度較快且較為劇烈的變形，變形量還是主要以兩幫移近量為主，巷道外邊側以及雙巷中間煤柱上形成更大的應力集中，巷道兩幫出現微小的非對稱破壞。在豎直方向上：巷道底板中的應力σy<巷道頂板中的應力σy<巷道右幫側的應力σy<煤柱中的應力σy。在水平方向上：煤柱中的最大水平壓應力σx<巷道右側煤體中的最大水平壓應力σx。

3) 提出了針對葫蘆素煤礦深部高應力巷道斷面整體形狀為直墻半圓拱，支護方式為，頂板配合弧形鋼帶+高預緊力錨桿(索、網)+反底拱充填配合混凝土的聯合支護方式，并且在上區段工作面回采結束后，要繼續增加巷道圍巖抗壓強度，可把廢舊鋼帶、錨桿索增打在巷道圍巖之上。