大斷面巷道非均勻變形機(jī)理及穩(wěn)定性控制研究

張 杰，韓慶福，邸廣強(qiáng)，沈少康，樊 楠，劉博文，丁自偉，宋 岳

(1.陜西陜煤韓城礦業(yè)有限公司，陜西 韓城 715400；2.西安科技大學(xué) 能源學(xué)院，陜西 西安 710054；3.陜西延長石油西紅墩煤業(yè)有限公司，陜西 榆林 719199)

雙巷布置工作面可以有效解決煤礦運(yùn)輸、通風(fēng)及瓦斯等問題，在國內(nèi)煤礦廣泛應(yīng)用[1，2]，然而眾多研究成果及工程實(shí)踐表明[3-5]，雙巷布置工作面巷道在“一掘二采”三次擾動影響下礦壓顯現(xiàn)劇烈，圍巖變形破壞嚴(yán)重，巷道支護(hù)困難，回采期間必須進(jìn)行多次返修拉底等問題，進(jìn)而引起大斷面巷道非均勻大變形破壞，嚴(yán)重制約礦井安全高效生產(chǎn)，雙巷布置大斷面巷道圍巖穩(wěn)定性控制問題成為巷道支護(hù)工程領(lǐng)域的熱點(diǎn)研究問題[6，7]。

針對雙巷布置大斷面巷道圍巖非均勻變形及圍巖穩(wěn)定性控制問題，眾多學(xué)者進(jìn)行了諸多研究。陳上元等[8]認(rèn)為采動應(yīng)力造成巷道圍巖應(yīng)力場大小和方向發(fā)生改變，是巷道產(chǎn)生非對稱變形的主要因素；王炯等[9]認(rèn)為埋深大、高地應(yīng)力，特別是水平構(gòu)造應(yīng)力是導(dǎo)致深部穿層巷道圍巖出現(xiàn)非對稱大變形破壞的主要因素；馬念杰等[10]認(rèn)為應(yīng)力方向決定圍巖大破壞深度位置，并控制巷道片幫冒落范圍；張華磊[11]基于彈性力學(xué)理論，建立了采動支承壓力傳播的力學(xué)模型，分析了采動應(yīng)力在底板中的傳播規(guī)律，并通過數(shù)值模擬和相似模擬方法模擬了煤層群采動應(yīng)力對底板巷道的影響；丁自偉等[12]基于現(xiàn)場工業(yè)測試表明采用噴射混凝土方法可以增加支柱強(qiáng)度，有效控制煤柱片幫；康紅普等[13]研究了高預(yù)應(yīng)力錨索在大斷面動壓巷道中的應(yīng)用，并取得了良好的現(xiàn)場效果。上述研究針對大斷面巷道的非均勻變形影響因素、產(chǎn)生機(jī)理和控制技術(shù)展開了諸多分析，然而對雙巷布置工作面因返修拉底導(dǎo)致的大斷面巷道非均勻變形破壞機(jī)理和控制技術(shù)研究較少。因此，本文以桑樹坪二號井3309工作面運(yùn)輸平巷為工程背景，從與巖體變形破壞密切相關(guān)的主應(yīng)力分布特征出發(fā)，對因拉底導(dǎo)致的大斷面巷道兩幫煤體非均勻變形破壞機(jī)理進(jìn)行了研究，并基于此提出巷道拉底區(qū)域兩幫煤體補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)手段，使得巷道圍巖穩(wěn)定性處于可控范圍。

1 工程概況

1.1 工作面概況

試驗(yàn)桑樹坪二號井3308工作面主采3#煤，煤層厚度4.5～6.6m，平均煤厚5.8m，傾角6°，埋深400m左右，采用一次采全厚走向長壁后退式綜合機(jī)械化放頂煤，全部垮落法管理頂板。本文所研究對象3309運(yùn)輸平巷位于3308工作面西側(cè)，巷道沿煤層頂板掘進(jìn)，采用雙巷布置，留設(shè)區(qū)段煤柱10m，掘進(jìn)斷面為矩形(寬4.8m×高3.0m)。煤層頂板巖性主要由泥巖、細(xì)砂巖、粗砂巖組成，如圖1所示，偽頂厚度0.05～0.2m，直接頂厚度2.3～3.5m，老頂厚度11～18m，底板以粉砂巖和泥質(zhì)為主，厚度1.3～2.5m。

圖1 3308工作面綜合柱狀

1.2 巷道支護(hù)參數(shù)

3309工作面運(yùn)輸平巷采用錨網(wǎng)梁索聯(lián)合支護(hù)方式，頂部錨桿采用?22mm×2400mm等強(qiáng)螺紋鋼錨桿，矩形布置，錨桿間排距為800mm×800mm，每排7根。幫部錨桿采用?32mm×3500mm自鞏固可回收錨桿，間排距650mm×800mm，每排10根。錨索選用?21.6mm×7300mm鋼鉸線，“二·二”插花布置，間排距2100mm×2400mm；鋼帶為140×30T型，幫梯采用?14mm圓鋼加工而成。頂、幫網(wǎng)采用?6mm冷拔絲加工的經(jīng)緯網(wǎng)，頂網(wǎng)網(wǎng)格為150mm×150mm，幫網(wǎng)網(wǎng)格為75mm×75mm，頂網(wǎng)搭接長度150mm，幫網(wǎng)搭接長度75mm，聯(lián)網(wǎng)間距150mm，巷道支護(hù)斷面如圖2所示。

圖2 3309運(yùn)輸巷支護(hù)斷面(mm)

工作面回采期間，3309運(yùn)輸平巷圍巖受回采滯后支承壓力影響明顯，巷道圍巖發(fā)生大變形破壞，需進(jìn)行多次返修拉底工作，因而導(dǎo)致巷道斷面高度增大，大斷面巷道受“一掘二采”和拉底四次擾動影響，圍巖變形破壞嚴(yán)重，呈現(xiàn)明顯非均勻大變性特征，錨索斷裂等支護(hù)失效現(xiàn)象頻繁，對于巷道圍巖穩(wěn)定性具有不利用影響，嚴(yán)重制約巷道正常掘進(jìn)及工作面安全回采。

2 留巷圍巖非均勻大變形破壞機(jī)理

為揭示雙巷布置工作面拉底后留巷圍巖非均勻變形破壞機(jī)理，模擬分析回采期間無支護(hù)狀態(tài)下3309工作面運(yùn)輸平巷圍巖極限破壞情況，結(jié)合“一掘二采”和拉底四次擾動影響下的圍巖主應(yīng)力場分布規(guī)律研究，反演確定3309工作面運(yùn)輸平巷拉底部分圍巖補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)參數(shù)。

2.1 模型建立

基于工作面綜合地質(zhì)柱狀及巷道布置，建立FLAC3D數(shù)值模擬計(jì)算模型，模型沿走向長500m，沿傾向?qū)?00m，高度為42m。三維模型共劃分有1044000個(gè)單元，1087248個(gè)節(jié)點(diǎn)，網(wǎng)格劃分采用非結(jié)構(gòu)化網(wǎng)格劃分，對重點(diǎn)研究區(qū)域進(jìn)行加密。

為了實(shí)現(xiàn)模型與實(shí)際吻合，模型上方巖層產(chǎn)生的壓力按靜水壓力大小在模型上邊界施加均布載荷。在模型的頂端施加等效的載荷，即將自重力按下式得到：

σv=γH

(1)

式中，γ為覆巖的體積力，取25kN/m3；H為模型頂端距地表的深度，m。

本次模擬中，模型最上巖層埋深為280m，重力加速度取10m/s2，故在模型上邊界施加7.0MPa等效垂直應(yīng)力載荷。其次，固定邊界條件，先將模型四周各邊界施加水平約束，即水平位移為0；然后再將模型底部邊界固定，即底部的邊界水平、垂直位移均為0，頂部設(shè)為自由邊界。根據(jù)現(xiàn)場地質(zhì)調(diào)查和相關(guān)研究煤巖體力學(xué)試驗(yàn)結(jié)果，考慮到尺度效應(yīng)，模擬采用煤巖體物理力學(xué)參數(shù)見表1。

表1 巖體物理力學(xué)參數(shù)

根據(jù)現(xiàn)場取樣和巖石力學(xué)試驗(yàn)結(jié)果，當(dāng)載荷達(dá)到強(qiáng)度極限后，巖體產(chǎn)生破壞，在峰后塑性流動過程中，巖體殘余強(qiáng)度隨著變形發(fā)展逐步減小。因此，計(jì)算中采用莫爾-庫侖屈服準(zhǔn)則判斷巖體的破壞，見式(2)；采用應(yīng)變軟化模型以反映煤體破壞后隨變形發(fā)展殘余強(qiáng)度逐步降低的性質(zhì)。

式中，σ1、σ3分別是最大和最小主應(yīng)力，MPa；c為粘結(jié)力，MPa；φ為摩擦角，(°)。

當(dāng)fs>0時(shí)，材料將發(fā)生剪切破壞。在通常應(yīng)力狀態(tài)下，巖體的抗拉強(qiáng)度很低，因此可根據(jù)抗拉強(qiáng)度準(zhǔn)則(σ3≥σT)判斷巖體是否產(chǎn)生拉破壞。

2.2 留巷圍巖主應(yīng)力差分布特征

留巷圍巖在塑性應(yīng)變狀態(tài)下的應(yīng)變增量是一個(gè)純剪切變形，對于雙巷工作面留巷圍巖所處應(yīng)力場環(huán)境而言，其主應(yīng)力差能反映剪應(yīng)力的分布狀態(tài)，表征圍巖的破壞程度[14-16]。

一次采動影響下工作面前方不同距離處3309運(yùn)輸巷圍巖主應(yīng)力差分布曲線如圖3所示，由圖3可知：①一次采動影響下工作面前方0～5m煤柱幫主應(yīng)力差呈“單峰”狀變化，5～30m煤柱幫主應(yīng)力差呈“駝峰”狀變化；②工作面前方0～5m煤柱幫剪應(yīng)力整體處于較高狀態(tài)，峰值應(yīng)力為工作面前方0m，距3309運(yùn)輸巷煤柱幫5.5m處出現(xiàn)應(yīng)力峰值，峰值應(yīng)力為17.42MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為2.48；工作面前方5～30m煤柱幫中心處出現(xiàn)1m范圍的彈性核區(qū)，剪應(yīng)力相對較小，在工作面前方10m，距3309運(yùn)輸巷煤柱幫3.5m處出現(xiàn)應(yīng)力峰值，峰值應(yīng)力為12.53MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為1.79；③一次采動影響下運(yùn)輸巷煤壁幫圍巖主應(yīng)力差整體呈“單峰”狀變化，且隨著距離工作面距離的增加應(yīng)力值逐漸減小；④在工作面前方0m，距3309運(yùn)輸巷煤壁幫3.0m處出現(xiàn)應(yīng)力峰值，峰值應(yīng)力為9.49MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為1.35，在距3309運(yùn)輸巷煤壁幫10m以外時(shí)煤壁幫主應(yīng)力差保持在2MPa左右，剪應(yīng)力相對較低，圍巖幾乎不發(fā)生變形破壞；⑤在工作面前方30m超前支承壓力影響較大范圍內(nèi)，煤柱幫剪應(yīng)力值遠(yuǎn)高于煤柱幫，煤柱幫峰值應(yīng)力相對煤壁幫高7.93MPa，煤柱幫圍巖變形破壞程度遠(yuǎn)高于煤壁幫，3309運(yùn)輸巷呈現(xiàn)出非均勻變形破壞。

圖3 一次采動階段工作面前方不同距離處3309運(yùn)輸巷圍巖主應(yīng)力差分布曲線

二次采動影響下工作面前方不同距離處3309運(yùn)輸巷圍巖主應(yīng)力差分布曲線如圖4所示，由圖4可知：①二次采動影響下3309運(yùn)輸巷煤柱幫主應(yīng)力差呈“單峰”狀變化，且隨著距離工作面距離的增大而逐漸減小；②二次采動階段煤柱幫主應(yīng)力差整體處于較高狀態(tài)，在工作面前方0m，距煤柱幫5m時(shí)主應(yīng)力差出現(xiàn)峰值，峰值應(yīng)力為23.99MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為3.42，相比一次采動期間主應(yīng)力差高11.46MPa，應(yīng)力集中系數(shù)增加1.63；③二次采動影響下工作面前方5～30m煤壁幫主應(yīng)力差呈“單峰”狀變化，且隨著距離工作面距離的增大而逐漸減小，工作面前方0～5m煤壁幫主應(yīng)力差遠(yuǎn)高于5～30m；④在工作面前方5m，距3309運(yùn)輸巷煤壁幫5.5m處出現(xiàn)應(yīng)力峰值，峰值應(yīng)力為36.95MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為5.27，相比一次采動期間主應(yīng)力差增高27.46MPa，應(yīng)力集中系數(shù)增加3.92，在距3309運(yùn)輸巷煤壁幫25m以外時(shí)煤壁幫主應(yīng)力差保持在4MPa左右，相比一次采動期間高2.0MPa；⑤在工作面前方30m超前支承壓力影響較大范圍內(nèi)，煤壁幫剪應(yīng)力值遠(yuǎn)高于煤柱幫，煤壁幫峰值應(yīng)力相對煤壁幫高12.96MPa，煤壁幫圍巖變形破壞程度遠(yuǎn)高于煤柱幫，3309運(yùn)輸巷呈現(xiàn)出非均勻變形破壞。

圖4 二次采動階段工作面前方不同距離處3309運(yùn)輸巷圍巖主應(yīng)力差分布曲線

2.3 留巷圍巖塑性區(qū)分布特征

巷道圍巖塑性區(qū)的形成和發(fā)展是圍巖所受應(yīng)力狀態(tài)和自身力學(xué)性質(zhì)共同作用的結(jié)果，對于雙巷工作面留巷圍巖而言，其塑性區(qū)分布特征能綜合反映留巷圍巖的變形破壞特征。

為一次采動階段3309運(yùn)輸巷圍巖塑性區(qū)分布如圖5所示，由圖5可知：一次采動階段3309運(yùn)輸巷圍巖破壞形式主要以剪切破壞為主，煤柱幫破壞深度為4.5m，煤壁幫破壞深度為3m，受側(cè)向支承壓力影響，煤柱幫與煤壁幫呈非對稱變形破壞。

圖5 一次采動階段3309運(yùn)輸巷圍巖塑性區(qū)分布云圖(工作面前方5m)

二次采動階段3309運(yùn)輸巷圍巖塑性區(qū)分布如圖6所示，由圖6可知：二次采動階段3309運(yùn)輸巷圍巖破壞形式主要以剪切破壞為主，頂板破壞深度為3m，煤壁幫破壞深度為4.5m，相比一次采動期間增加1.5m，煤柱幫圍巖整體處于塑性破壞狀態(tài)，塑性區(qū)貫通整個(gè)煤柱，在二次采動影響下，整個(gè)煤柱幫都處于塑性破壞狀態(tài)，煤柱幫與煤壁幫仍然呈非對稱變形破壞。

圖6 二次采動階段3309運(yùn)輸巷圍巖塑性區(qū)分布云圖(工作面前方5m)

綜合以上數(shù)值模擬分析結(jié)果可知，在“一掘二采”三次擾動影響下3309運(yùn)輸巷煤柱幫和煤壁幫圍巖呈非對稱變形，二次采動期間3309運(yùn)輸巷煤柱幫相比一次采動期間主應(yīng)力差增高11.46MPa，應(yīng)力集中系數(shù)增加1.63，煤柱幫圍巖塑性區(qū)范圍從4.5m增長至貫通整個(gè)煤柱。煤壁幫相比一次采動期間主應(yīng)力差增高27.46MPa，應(yīng)力集中系數(shù)增加3.92，塑性區(qū)增加1.5m，圍巖整體處于高剪應(yīng)力狀態(tài)，變形破壞嚴(yán)重，因此在進(jìn)行巷道支護(hù)設(shè)計(jì)時(shí)應(yīng)加強(qiáng)超前影響范圍內(nèi)巷道圍巖的監(jiān)測和支護(hù)。

3 留巷拉底圍巖穩(wěn)定性控制

雙巷工作面留巷圍巖極易形成不均勻塑性區(qū)，在兩幫會產(chǎn)生塑性破壞深度大和分布范圍廣的塑性區(qū)，導(dǎo)致此位置發(fā)生塑性破壞的巖層碎脹劇烈。而現(xiàn)有錨桿(索)等常規(guī)支護(hù)方式多為均勻?qū)ΨQ布置，無法對塑性破壞深度大和分布范圍廣的幫部頂角塑性區(qū)進(jìn)行重點(diǎn)支護(hù)[17]。因此，針對性優(yōu)化設(shè)計(jì)支護(hù)現(xiàn)有支護(hù)參數(shù)，通過在巷道圍巖拉底后進(jìn)行補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)，可以有效降低巷道片幫風(fēng)險(xiǎn)。

3.1 留巷拉底圍巖補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)方案

基于上述大斷面巷道圍巖變形破壞特征研究，可知：在“一掘二采”三次擾動作用下，3309運(yùn)輸巷煤柱幫和煤壁幫圍巖呈非對稱變形，巷道煤柱幫煤體破壞深度大于煤壁幫。因此，針對性設(shè)計(jì)“一長一短”兩種補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)設(shè)計(jì)參數(shù)，對拉底后巷道圍巖進(jìn)行補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)，煤壁幫采用?32mm×2500mm自鞏錨桿，煤柱幫采用?32mm×3500mm自鞏錨桿，錨桿間排距設(shè)計(jì)為800mm×800mm，巷道拉底補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)方案如圖7所示。

圖7 3309運(yùn)輸巷拉底支護(hù)斷面(mm)

3.2 留巷拉底圍巖補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)方案效果分析

錨桿支護(hù)可以通過錨入圍巖內(nèi)部的錨桿和錨索，將破碎的巖石連接成一個(gè)整體，改變圍巖本身的力學(xué)狀態(tài)，在巷道周圍形成一個(gè)整體而又穩(wěn)定的巖石帶，提高巷道圍巖穩(wěn)定性。為了驗(yàn)證拉底后3309運(yùn)輸巷支護(hù)參數(shù)合理性，在數(shù)值模擬的基礎(chǔ)上，采用cables單元模擬錨桿索支護(hù)情況，由于本次研究主要分析巷道圍巖的變形破壞特征，故結(jié)合該礦巷道錨桿支護(hù)體系實(shí)際情況，模擬中錨桿支護(hù)強(qiáng)度為0.25MPa左右。

拉底支護(hù)方案3309運(yùn)輸巷主應(yīng)力分布如圖8所示。對拉底部分進(jìn)行補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)后，兩幫0～1m范圍最大主應(yīng)力為0.165MPa，1～2m范圍最大主應(yīng)力為5.0MPa，2～3m最大主應(yīng)力為15MPa；由圖8(b)最小主應(yīng)力分布云圖可以看出，兩幫0～2.5m范圍最小主應(yīng)力為2.50MPa，2.5～3.0m范圍最小主應(yīng)力為5.00MPa。由此可知，受二次采動影響，兩幫0～2m范圍內(nèi)圍巖變形破壞嚴(yán)重，應(yīng)力降低，2m以外圍巖應(yīng)力逐漸升高，圍巖完整性相對較好，而拉低部分錨桿長度滿足將破碎的巖石連接成一個(gè)整體的支護(hù)需求。因此可對圍巖比較破碎、變形破壞比較嚴(yán)重的煤柱幫采用?32mm×3500mm自鞏錨桿進(jìn)行支護(hù)，對破壞情況相對較小的煤壁幫采用?32mm×2500mm自鞏錨桿進(jìn)行支護(hù)。

圖8 拉底支護(hù)方案3309運(yùn)輸巷主應(yīng)力分布

拉底支護(hù)方案下工作面前方不同距離處3309運(yùn)輸巷圍巖變形量分布曲線如圖9所示，由圖9可知：①煤柱幫和煤壁幫圍巖變形量呈非稱分布，煤柱幫圍巖最變形量比煤壁幫多221.14mm，煤住幫圍巖變形量約為煤壁幫的2.01～3.45倍；②對拉底部分采用上述設(shè)計(jì)方案進(jìn)行支護(hù)后，煤柱幫拉底部分圍巖變形量相比煤柱幫中線表面圍巖變形量最大減少113.88mm，圍巖變形量降低百分比為30%，拉底部分圍巖變形量最大為249.41mm；煤壁幫拉底部分圍巖變形量相比煤壁幫中線表面圍巖變形量最大減少71.96mm，圍巖變形量降低百分比為25%～52%，拉底部分圍巖變形量最大為74.69mm；③拉底部分煤柱幫采用?32mm×3500mm自鞏錨桿，煤壁幫采用?32mm×2500mm自鞏錨桿對原有支護(hù)方案進(jìn)行優(yōu)化后，煤柱幫最大變形量為363.30mm，煤壁幫最大變形量為142.14mm，基本可以滿足礦井安全生產(chǎn)需求。

圖9 拉底支護(hù)方案3309運(yùn)輸巷圍巖變形量分布曲線

4 結(jié) 論

1)兩次回采期間，3309運(yùn)輸平巷煤柱幫主應(yīng)力差分布由“駝峰”狀向“單峰”狀變化，煤柱幫主應(yīng)力差分布變化明顯，整體上表現(xiàn)為工作面前方0～5m主應(yīng)力差遠(yuǎn)高于5～30m，煤柱幫主應(yīng)力差高于煤壁幫，煤柱幫剪應(yīng)力分布集中，破壞深度更大，是引起巷道圍巖非均勻大變形破壞的主要原因。

2)一次采動期間煤柱幫峰值應(yīng)力相對煤壁幫高7.93MPa，二次采動期間煤壁幫峰值應(yīng)力相對煤壁幫高12.96MPa，3309運(yùn)輸巷煤柱幫和煤壁幫呈非對稱變形。

3)二次采動期間3309運(yùn)輸巷煤柱幫相比一次采動期間主應(yīng)力差增高11.46MPa，應(yīng)力集中系數(shù)增加1.63，煤柱幫圍巖塑性區(qū)范圍從4.5m增長至貫通整個(gè)煤柱。煤壁幫相比一次采動期間主應(yīng)力差增高27.46MPa，應(yīng)力集中系數(shù)增加3.92，塑性區(qū)增加1.5m，圍巖整體處于高剪應(yīng)力狀態(tài)，變形破壞嚴(yán)重。

4)基于大斷面巷道非均勻變形破壞特征，針對性提出巷道拉底補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)方案，即煤壁和煤柱幫分別采用?32mm×2500mm 和?32mm×3500mm自鞏錨桿支護(hù)，錨桿間排距為800mm×800mm，并進(jìn)一步通過數(shù)值模擬進(jìn)行驗(yàn)證，結(jié)果表明：相比于原支護(hù)條件，補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)后巷道圍巖應(yīng)力水平明顯降低，煤體塑性破壞程度減小，煤柱幫最大變形量為363.30mm，煤壁幫最大變形量為142.14mm，巷道穩(wěn)定性良好，基本可以滿足礦井安全生產(chǎn)需要。