雙巷布置工作面留巷圍巖主應(yīng)力演化規(guī)律及控制技術(shù)

田建設(shè)，宋 岳，朱浩宇，廉開元

(1.陜西能源小壕兔煤電有限公司，陜西 榆林 719000；2.陜西延長(zhǎng)石油西紅墩煤業(yè)有限公司，陜西 榆林 719000；3.西安科技大學(xué) 能源學(xué)院，陜西 西安 710054)

0 引 言

雙巷工作面能有效解決運(yùn)輸、通風(fēng)及瓦斯等問題，在國內(nèi)煤礦廣泛應(yīng)用[1-2]。然而雙巷工作面留巷圍巖受推進(jìn)距離、維護(hù)周期和反復(fù)擾動(dòng)等多種因素影響，圍巖變形速率大，巷道支護(hù)困難，因此亟需分析雙巷布置工作面留巷圍巖應(yīng)力分布規(guī)律和變形破壞特征[3-5]。

在雙巷工作面留巷圍巖應(yīng)力場(chǎng)、位移場(chǎng)和塑性區(qū)演化規(guī)律方面國內(nèi)外學(xué)者進(jìn)行了大量研究。康紅普等以晉城礦區(qū)回采工作面多巷布置留巷圍巖為工程背景，基于大量實(shí)測(cè)數(shù)據(jù)，分析了留巷圍巖變形與受力分布特征，提出留巷圍巖變形主要發(fā)生在本工作面后方，且采動(dòng)影響范圍較大[6]；王書文等基于雙巷布置工作面留巷對(duì)采空區(qū)側(cè)向采動(dòng)應(yīng)力場(chǎng)研究，掌握了雙巷布置工作面留巷期間圍巖變形規(guī)律[7]；劉洪濤等從留巷圍巖主應(yīng)力大小、角度和塑性區(qū)分布特征方面展開研究，獲取了留巷圍巖主應(yīng)力變化規(guī)律、塑性區(qū)擴(kuò)展特征，闡明了留巷圍巖發(fā)生非對(duì)稱變形的原因[8]；謝生榮等以主應(yīng)力差為衡量指標(biāo)，對(duì)巷道圍巖主應(yīng)力差與塑性區(qū)響應(yīng)特征以及兩幫主應(yīng)力差演化規(guī)律進(jìn)行了研究[9]；李季等研究了采空區(qū)側(cè)方圍巖主應(yīng)力場(chǎng)方向的變化規(guī)律及其沿空巷道圍巖塑性區(qū)分布形態(tài)影響機(jī)制，揭示了深部沿空巷道非均勻大變形機(jī)理[10]；王猛等對(duì)主應(yīng)力大小和方向演化影響下的有支護(hù)巷道圍巖變形破壞特征進(jìn)行了研究[11]。總體來說，上述研究對(duì)留巷圍巖變形破壞特征和應(yīng)力場(chǎng)演化規(guī)律進(jìn)行了比較深入的分析，但是對(duì)不同采動(dòng)影響階段留巷圍巖兩幫主應(yīng)力演化規(guī)律研究較少。

以園子溝煤礦1012001工作面輔助運(yùn)輸巷為研究對(duì)象，采用理論分析和數(shù)值模擬相結(jié)合的方法分析了一次采動(dòng)和二次采動(dòng)階段留巷圍巖煤柱幫和煤壁幫最大主應(yīng)力、最小主應(yīng)力和主應(yīng)力差分布特征，并根據(jù)研究結(jié)果提出了可行性控制方案，為分析同類雙巷布置工作面留巷圍巖控制及類似巷道圍巖破壞支護(hù)方案設(shè)計(jì)提供了借鑒經(jīng)驗(yàn)。

1 工程背景

園子溝煤礦位于寶雞市麟游縣，1012001工作面主采煤層為2#煤，煤層賦存穩(wěn)定，結(jié)構(gòu)較為簡(jiǎn)單，傾角1°～10°，埋深800 m。工作面傾向長(zhǎng)度200 m，可采長(zhǎng)度1 470 m，采高3.5 m，放頂煤高度6.67 m，采放比1∶2。帶式輸送機(jī)巷和輔助運(yùn)輸巷采用雙巷布置方式。輔助運(yùn)輸巷沿煤層底板掘進(jìn)，斷面為5 200 mm×4 300 mm(寬×高)，斷面形狀為矩形。帶式輸送機(jī)巷和輔助運(yùn)輸巷之間煤柱寬度為25 m，兩巷道間垂直布置聯(lián)巷。工作面巷道布置關(guān)系如圖1所示，煤層頂?shù)装迩闆r見表1。

圖1 1012001工作面巷道布置Fig.1 Working face roadway layouts

2 留巷圍巖應(yīng)力分布規(guī)律分析

2.1 一次采動(dòng)階段留巷圍巖應(yīng)力分布規(guī)律

隨著1012001工作面的回采，采空區(qū)上覆巖層發(fā)生垮落、裂隙、彎曲變形，上覆巖層應(yīng)力載荷逐漸轉(zhuǎn)移至工作面周圍煤巖體，在高應(yīng)力作用下，從煤體邊緣(1012001帶式輸送機(jī)巷煤壁幫)到深部，都會(huì)出現(xiàn)破裂區(qū)、塑性區(qū)、彈性區(qū)及原巖應(yīng)力區(qū)[9-10]。在彈塑性變形狀態(tài)下，煤體內(nèi)的應(yīng)力分布如圖2所示。

表1 工作面煤層頂?shù)装迩闆rTable 1 Roof and floor of coal seam on working face

圖2 煤體彈塑性變形分區(qū)及應(yīng)力分布Fig.2 Elastic-plastic deformation zone and stress distribution of coal

煤體的承載能力隨著遠(yuǎn)離煤體邊緣而明顯增長(zhǎng)。在距煤體邊緣一定寬度內(nèi)，存在著煤柱的承載能力與支承壓力處于極限平衡狀態(tài)，根據(jù)極限平衡區(qū)理論，工作面煤壁最大塑性區(qū)范圍為[11-12]

(1)

式中C為內(nèi)聚力，MPa；f為層間摩擦系數(shù)，取tanφ/4；φ為煤體內(nèi)摩擦角，(°)；H為煤層埋深,m；P1為支架對(duì)煤幫的阻力,MPa；K為最大應(yīng)力集中系數(shù)；M為采高，m；ξ為三軸應(yīng)力系數(shù)，ξ=(1+sinφ)/(1-sinφ)。

根據(jù)園子溝煤礦1012001工作面生產(chǎn)地質(zhì)資料，采高10 m，埋深800 m，內(nèi)聚力為3.20 MPa，內(nèi)摩擦角為38°，P1為0.2 MPa，K取3～5。將上述參數(shù)帶入式(1)，得煤體邊緣塑性區(qū)寬度x0=9.06 m，即支承應(yīng)力峰值位置距工作面距離為9.06 m。

2.2 二次采動(dòng)階段留巷圍巖應(yīng)力分布規(guī)律

兩側(cè)均已采空的煤柱，其應(yīng)力分布狀態(tài)主要取決于工作面回采引起的支承壓力影響距離x0及煤柱寬度B。從2.1節(jié)可知，煤柱寬度25 m大于2x0，此時(shí)煤柱內(nèi)應(yīng)力分布如圖3所示。

圖3 煤柱內(nèi)彈塑性變形分區(qū)及應(yīng)力分布Fig.3 Elastic-plastic deformation zone and stress distribution in coal pillar

從圖3可知，煤柱中央的載荷均勻分布，且為原巖應(yīng)力γH。由于煤柱邊緣應(yīng)力集中，煤柱從邊緣到中央，依次分為破裂區(qū)、塑性區(qū)、彈性區(qū)以及原巖應(yīng)力區(qū)。

3 留巷圍巖主應(yīng)力分布數(shù)值模擬

巷道圍巖穩(wěn)定分析主要從圍巖強(qiáng)度和圍巖應(yīng)力出發(fā)，同一條巷道的圍巖強(qiáng)度主要受煤層強(qiáng)度的影響，而同一煤層圍巖強(qiáng)度可以看作是一定的，因此本次研究主要分析圍巖應(yīng)力影響。1012001帶式輸送機(jī)巷與輔助運(yùn)輸巷之間留設(shè)25 m煤柱，1012001工作面回采引起煤柱內(nèi)圍巖應(yīng)力重新分布。從摩爾庫倫強(qiáng)度準(zhǔn)則可知，當(dāng)巖性一定時(shí)，巖石破壞程度主要取決于主應(yīng)力σ1、σ3和主應(yīng)力差(Δσ=σ1-σ3)大小[5]。隨著工作面的回采，采場(chǎng)周圍垂向主應(yīng)力增大明顯，水平主應(yīng)力增加較少，導(dǎo)致最大主應(yīng)力與最小主應(yīng)力差值變大，巖石發(fā)生變形破壞。本次研究主要分析留巷圍巖在一次采動(dòng)和二次采動(dòng)階段主應(yīng)力分布特征。

3.1 模型建立

為了準(zhǔn)確掌握1012001工作面主應(yīng)力分布規(guī)律，采用FLAC3D模擬輔助運(yùn)輸巷圍巖在一次采動(dòng)和二次采動(dòng)階段主應(yīng)力演化規(guī)律。根據(jù)1012001工作面開采條件和綜合柱狀圖建立數(shù)值分析模型，模型尺寸為550 m×500 m×131 m，網(wǎng)格劃分采用非結(jié)構(gòu)化網(wǎng)格劃分，對(duì)重點(diǎn)研究區(qū)域進(jìn)行加密，建立數(shù)值計(jì)算模型，如圖4所示。

圖4 數(shù)值分析模型Fig.4 Numerical analysis model

計(jì)算模型左、右邊界x方向位移固定，前、后邊界y方向位移固定，上、下邊界z方向位移固定，上部采用應(yīng)力邊界，施加應(yīng)力與上覆巖層容重相對(duì)應(yīng)，為17.50 MPa，重力加速度為9.81 m/s2，側(cè)壓系數(shù)根據(jù)地應(yīng)力測(cè)量結(jié)果取1.30；本構(gòu)關(guān)系采用Mohr-Coulomb準(zhǔn)則，巖層力學(xué)參數(shù)見表2。

表2 巖層力學(xué)參數(shù)Table 2 Mechanical parameters of rock strata

3.2 留巷圍巖主應(yīng)力分布規(guī)律

雙巷布置工作面留巷圍巖變形破壞是圍巖應(yīng)力作用的結(jié)果，對(duì)于深部留巷圍巖所處應(yīng)力場(chǎng)環(huán)境而言，圍巖主應(yīng)力可以綜合反映垂直應(yīng)力、水平應(yīng)力和剪切應(yīng)力分布狀態(tài)，能夠更好地揭示深部巖體變形破壞的力學(xué)本質(zhì)[13-14]。

3.2.1 留巷圍巖最大主應(yīng)力分析

1012001工作面輔助運(yùn)輸巷掘進(jìn)完成后，巷道圍巖發(fā)生變形破壞，圍巖應(yīng)力趨于平衡。當(dāng)1012001工作面回采時(shí)，在超前移動(dòng)支承壓力的作用下，巷道圍巖應(yīng)力再次重新分布，塑性區(qū)范圍增加，圍巖變形急劇增長(zhǎng)。1012001工作面采動(dòng)應(yīng)力會(huì)對(duì)留巷圍巖的變形破壞產(chǎn)生重要影響。

圖5 1012001輔助運(yùn)輸巷圍巖最大主應(yīng)力分布Fig.5 Distribution of maximum principal stress of surrounding rock of auxiliary transportation roadway

圖5為1012001輔助運(yùn)輸巷兩次采動(dòng)影響下圍巖最大主應(yīng)力分布曲線，從圖5可知：

1)兩次采動(dòng)影響下輔助運(yùn)輸巷煤柱幫圍巖最大主應(yīng)力整體呈“馬鞍”狀變化，且隨著距工作面距離的增加應(yīng)力值逐漸減小。

2)一次采動(dòng)階段，距煤柱幫0～1.5 m為破裂區(qū)，1.5～3 m為塑性區(qū)，3.0～10.0 m為彈性區(qū)應(yīng)力增高部分；二次采動(dòng)階段距煤柱幫0～1.5 m為破裂區(qū)，1.5～3.5 m為塑性區(qū)，3.5～10.5 m為彈性區(qū)應(yīng)力升高部分。

3)一次采動(dòng)階段，距煤柱幫2.5 m，工作面前10 m處最大主應(yīng)力出現(xiàn)峰值，應(yīng)力為33.19 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為1.89；二次采動(dòng)階段，距煤柱幫3.5 m，工作面前方5 m時(shí)最大主應(yīng)力出現(xiàn)峰值應(yīng)力為52.05 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為2.97，相比一次采動(dòng)期間應(yīng)力增加18.86 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)增加1.08。

4)兩次采動(dòng)影響下輔助運(yùn)輸巷煤壁幫圍巖最大主應(yīng)力整體呈“單峰”狀變化，整體應(yīng)力呈現(xiàn)出“先增后減”的變化趨勢(shì)，且隨著距工作面距離的增加應(yīng)力值逐漸減小。

5)一次采動(dòng)階段距煤壁幫0～1.0 m為破裂區(qū)，1.0～2.5 m為塑性區(qū)，2.5～10.0 m為彈性區(qū)應(yīng)力升高部分，10.0 m以外為原巖應(yīng)力區(qū)；二次采動(dòng)階段距煤壁幫0～1.5 m為破裂區(qū)，1.5～3.5 m為塑性區(qū)，3.5～10.5 m為彈性區(qū)應(yīng)力增高部分，10.5 m外為原巖應(yīng)力區(qū)。一次采動(dòng)階段工作面前方不同位置處煤壁幫應(yīng)力和變化趨勢(shì)基本相同，二次采動(dòng)階段工作面前方5 m和10 m處應(yīng)力明顯高于其它位置。

6)一次采動(dòng)階段，距煤壁幫2.5 m，工作面前方5 m時(shí)最大主應(yīng)力出現(xiàn)峰值，應(yīng)力為31.27 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為1.78；二次采動(dòng)階段，距煤壁幫3.5 m，工作面前方5 m時(shí)最大主應(yīng)力出現(xiàn)峰值，應(yīng)力為56.98 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為3.25，比一次采動(dòng)期間應(yīng)力增加25.71 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)增加1.47。

3.2.2 留巷圍巖最小主應(yīng)力分析

圖6為1012001輔助運(yùn)輸巷兩次采動(dòng)影響下圍巖最小主應(yīng)力分布曲線，從圖6可知：

圖6 1012001輔助運(yùn)輸巷圍巖最小主應(yīng)力分布Fig.6 Distribution of minimum principal stress in surrounding rock of auxiliary transportation roadway

1)兩次采動(dòng)影響下輔助運(yùn)輸巷煤柱幫圍巖最小主應(yīng)力呈“拱橋”狀變化，且隨著距離工作面距離的增加應(yīng)力值逐漸減小。

2)一次采動(dòng)階段，距煤柱幫16 m，工作面前方5 m時(shí)最小主應(yīng)力出現(xiàn)峰值，應(yīng)力為23.36 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為1.33；二次采動(dòng)階段，距煤柱幫13 m，工作面前方5 m時(shí)最小主應(yīng)力出現(xiàn)峰值，應(yīng)力為30.08 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為1.72，相比一次采動(dòng)期間應(yīng)力增加6.72 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)增加0.39。

3)兩次采動(dòng)影響下輔助運(yùn)輸巷煤壁幫圍巖最小主應(yīng)力整體呈“單峰”狀變化，整體應(yīng)力呈現(xiàn)出“先增后減”的變化趨勢(shì)，且隨著距離工作面距離的增加應(yīng)力值逐漸減小。

4)一次采動(dòng)階段距煤壁幫0～2.0 m為破裂區(qū)，2.0～8.0 m為塑性區(qū)，8.0～20.0 m為彈性區(qū)應(yīng)力升高部分，20.0 m外為原巖應(yīng)力區(qū)；二次采動(dòng)階段距煤壁幫0～2.0 m為破裂區(qū)，2.0～3.5 m為塑性區(qū)，3.5～20 m為彈性區(qū)應(yīng)力升高部分，20 m以外為原巖應(yīng)力區(qū)。一次采動(dòng)階段工作面前方不同位置處煤壁幫應(yīng)力和變化趨勢(shì)基本相同，二次采動(dòng)階段工作面前方5 m處應(yīng)力明顯低于其它位置，5～30 m應(yīng)力變化曲線高于其它，由此可知，二次采動(dòng)期間工作面前方5 m圍巖在疊加支承應(yīng)力的影響下出現(xiàn)一定程度變形破壞，超前支承壓力向前方移動(dòng)，工作面前方10 m處達(dá)到最大值。

5)一次采動(dòng)階段，距煤壁幫8.0 m，工作面前方10 m時(shí)最小主應(yīng)力出現(xiàn)峰值，應(yīng)力為21.10 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為1.20；二次采動(dòng)階段，距煤壁幫6.0 m，工作面前方10 m時(shí)最小主應(yīng)力出現(xiàn)峰值，應(yīng)力為26.17 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為1.49，相比一次采動(dòng)階段應(yīng)力增加4.61 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)增加0.29。

3.3 留巷圍巖主應(yīng)力差分布規(guī)律

留巷圍巖在塑性應(yīng)變狀態(tài)下的應(yīng)變?cè)隽渴且粋€(gè)純剪切變形，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[15-17]。

圖7 1012001輔助運(yùn)輸巷圍巖主應(yīng)力差分布Fig.7 Distribution of surrounding rock principal stress difference of auxiliary transportation roadway

圖7為1012001輔助運(yùn)輸巷兩次采動(dòng)影響下圍巖主應(yīng)力差分布曲線，從圖7可知：

1)兩次采動(dòng)影響下輔助運(yùn)輸巷煤柱幫圍巖主應(yīng)力差整體呈“雙拋物線”狀變化，且隨著距離工作面距離的增加應(yīng)力值逐漸減小。

2)一次采動(dòng)階段距煤柱幫0～7.0 m范圍剪應(yīng)力相對(duì)較高，圍巖易發(fā)生變形破壞，在工作面前方10 m，距煤柱幫2.5 m時(shí)出現(xiàn)主應(yīng)力差峰值，應(yīng)力為21.04 MPa。7～17.0 m剪應(yīng)力相對(duì)較小，此區(qū)域煤柱完整性相對(duì)較好，此區(qū)域平均剪應(yīng)力為5.76 MPa；二次采動(dòng)階段距煤柱幫0～9.0 m范圍剪應(yīng)力相對(duì)較高，圍巖易發(fā)生變形破壞，在工作面前方10 m，距煤柱幫2.5 m時(shí)出現(xiàn)主應(yīng)力差峰值，應(yīng)力為38.30 MPa，相比一次采動(dòng)期間增加了17.26 MPa；9.0～12.0 m剪應(yīng)力相對(duì)較小，此區(qū)域煤柱完整性相對(duì)較好，此區(qū)域平均剪應(yīng)力為13.10 MPa，相比一次采動(dòng)期間剪應(yīng)力增加了7.34 MPa，范圍減小了7 m。

3)兩次采動(dòng)影響下輔助運(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)一次采動(dòng)階段距煤壁幫0～6.0 m范圍剪應(yīng)力相對(duì)較高，圍巖易發(fā)生變形破壞，在工作面前方10 m，距煤柱幫1.5 m時(shí)出現(xiàn)主應(yīng)力差峰值，應(yīng)力為18.73 MPa。6.0 m以外剪應(yīng)力相對(duì)較小，此區(qū)域煤體完整性相對(duì)較好，平均剪應(yīng)力為4.39 MPa；二次采動(dòng)階段距煤柱幫0～8.0 m范圍剪應(yīng)力相對(duì)較高，圍巖易發(fā)生變形破壞，在工作面前方10 m，距煤柱幫2.5 m時(shí)出現(xiàn)主應(yīng)力差峰值，應(yīng)力為38.13 MPa，相比一次采動(dòng)期間增加了19.4 MPa；8.0 m以外剪應(yīng)力相對(duì)較小，此區(qū)域煤體完整性相對(duì)較好，平均剪應(yīng)力為9.38 MPa，相比一次采動(dòng)期間剪應(yīng)力增加了4.99 MPa。且工作面前方5 m和10 m處的剪應(yīng)力明顯高于其它曲線，因此工作面超前支承壓力主要對(duì)超前10 m范圍內(nèi)留巷圍巖影響較大，應(yīng)加強(qiáng)此區(qū)域圍巖的監(jiān)測(cè)和支護(hù)。

綜合以上分析可知，在采動(dòng)應(yīng)力影響下留巷圍巖煤柱幫圍巖主應(yīng)力、破裂區(qū)、塑性區(qū)范圍和應(yīng)力集中系數(shù)遠(yuǎn)大與煤壁幫，煤柱幫和煤壁幫圍巖呈非對(duì)稱變形，且二次采動(dòng)階段留巷圍巖煤柱幫最大主應(yīng)力相比一次采動(dòng)期間增加18.86 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)增加1.08。煤壁幫相比一次采動(dòng)期間增加25.71 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)增加1.47。煤柱幫主應(yīng)力差呈“雙拋物線”狀變化，煤壁幫主應(yīng)力差呈“單峰”狀變化。一次采動(dòng)階段距煤柱幫0～7.0 m范圍、距煤壁幫0～6.0 m范圍主應(yīng)力差相對(duì)較高，圍巖易發(fā)生變形破壞；二次采動(dòng)階段距煤柱幫0～9.0 m范圍、距煤壁幫0～8.0 m范圍剪應(yīng)力相對(duì)較高，圍巖易發(fā)生變形破壞。因此在巷道支護(hù)設(shè)計(jì)時(shí)應(yīng)加強(qiáng)煤柱幫5 m范圍和工作面前方15 m范圍內(nèi)圍巖的監(jiān)測(cè)和支護(hù)。

4 園子溝留巷圍巖控制技術(shù)

針對(duì)1012001輔助運(yùn)輸巷生產(chǎn)地質(zhì)條件，對(duì)留巷圍巖原有支護(hù)設(shè)計(jì)進(jìn)行優(yōu)化，設(shè)計(jì)采用錨網(wǎng)索噴支護(hù)。巷道靠近工作面一側(cè)采用玻璃鋼錨桿，背離工作面一側(cè)及巷道頂部采用左旋無縱筋井下專用錨桿，錨桿規(guī)格φ20 mm×2 200 mm，外露50 mm，錨桿間排距700 mm，具體布置如圖8所示，每根錨桿采用2個(gè)Z2360型樹脂藥卷端頭錨固，錨桿錨固力不低于105 kN；錨網(wǎng)采用塑鋼網(wǎng)，網(wǎng)孔規(guī)格100 mm×100 mm；錨索采用φ17.8 mm×7 300 mm鋼絞線，錨索布置形式3-3-3，排距為1 400 mm，每根錨索采用3個(gè)Z2360型樹脂藥卷，錨索錨固力不小于250 kN；錨桿、錨索托板均采用Q235鋼，錨桿托板規(guī)格為120 mm×120 mm×10 mm，配合鋼筋梯子梁使用；錨索托板規(guī)格為300 mm×300 mm×18 mm，配合錨索梁使用；巷道底板加設(shè)焊接圓鋼網(wǎng)，圓鋼直徑6.5 mm，孔距100 mm。在施工過程中，遇到斷層或圍巖破碎等不利地質(zhì)條件時(shí)，應(yīng)根據(jù)實(shí)際情況對(duì)支護(hù)參數(shù)和支護(hù)方法進(jìn)行適當(dāng)?shù)恼{(diào)整。

圖8 巷道支護(hù)斷面Fig.8 Roadway supporting sectional drawing

以上述支護(hù)參數(shù)為基礎(chǔ)，在1012001輔助運(yùn)輸巷布置多點(diǎn)位移計(jì)測(cè)站，對(duì)留巷圍巖表面與深部位移變化進(jìn)行監(jiān)測(cè)統(tǒng)計(jì)，監(jiān)測(cè)結(jié)果如圖9所示。

圖9 巷道表面位移變化監(jiān)測(cè)Fig.9 Monitoring of roadway surface displacement change

在1012001工作面回采期間，巷道兩幫變形量最大值為15 mm，巷道圍巖變形量和變形速率明顯減小，圍巖控制效果良好。

5 結(jié) 論

1)彈塑性理論公式求解確定留巷圍巖煤體塑性區(qū)范圍x0=9.06 m，進(jìn)一步將圍巖分布狀態(tài)分為破裂區(qū)、塑性區(qū)彈性區(qū)和原巖應(yīng)力區(qū)。

2)圍繞雙巷布置工作面留巷圍巖主應(yīng)力演化規(guī)律展開分析，確定“一掘二采”多次擾動(dòng)影響下，一次采動(dòng)煤柱側(cè)煤體峰值應(yīng)力較煤壁增加2.31 MPa，二次采動(dòng)煤柱側(cè)煤體峰值應(yīng)力較煤壁增加4.93 MPa，兩側(cè)煤體主應(yīng)力呈不均勻分布狀態(tài)，進(jìn)而引起留巷圍巖非對(duì)稱變形破壞。

3)基于留巷圍巖非對(duì)稱變形破壞特征，針對(duì)性提出留巷圍巖錨網(wǎng)索噴補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)措施，綜合現(xiàn)場(chǎng)礦壓觀測(cè)結(jié)果，巷道兩幫非對(duì)稱變形得到有效遏制，保障了工作面的安全生產(chǎn)。