李晓博

（山西新元煤炭有限责任公司，山西 晋中 045400）

井工煤矿常见的T 型、Y 型、H 型及十字型巷道拐角处易出现大变形、围岩离层破坏的现象，对“围岩-支护”设计、施工、监测提出可控变形、可控破坏、少维护的要求。学者分析交叉角度的变化而引起工程围岩变形破坏规律、巷道尺寸变化对交叉段三角岩柱及顶板的安全性及不同锚杆支护方案下大跨度交叉巷的围岩支护效果的优化[1-6]。以交叉段双巷为背景，讨论顶板节理、交叉段双巷与最大主应力的夹角两个因素对围岩体的破坏程度及应力变化特征。

1 概述

新元矿的交叉段双巷位于3#煤层，联络巷、辅助进风巷平行布置，与集中运输巷交叉，埋深约460 m，巷道顶底板以含有节理、滑面的泥岩、砂岩为主。用应力解除法测量地应力，在集中运输巷煤体帮部中布置大孔和小孔，小孔底部安装测量探头，大孔深15 m，直径130 mm，小孔深0.36 m，直径36 mm，计算得出最大主应力为24.35 MPa。

2 数值模拟

2.1 构建交叉段双巷模型

岩体模型为长×宽×高=65 m×40 m×50 m，联络巷的断面为宽×高=5.2 m×3.5 m，辅助进风巷的断面为宽×高=5.2 m×3.5 m，集中运输巷的断面为宽×高=5.6 m×3.5 m，四周及底部边界固定，初始垂直地应力为11.96 MPa。

划分为7 组煤岩体，从模型顶部到底部依次为覆岩、砂岩、2 类泥岩、1 类泥岩、煤、2 类泥岩和基岩，对应厚度为7.5 m、2.5 m、6 m、0.5 m、3.5 m、1.5 m 及18.5 m，交叉段围岩力学参数见表1。

表1 交叉段顶底板岩层力学参数

2.2 双巷中间煤柱宽度

对于矩形断面围岩破坏深度可以借鉴圆形洞室弹塑应力分布的规律，将矩形断面等效成外接圆形断面，可以计算出双巷煤柱的宽度[7]：

式中：r为矩形外接圆半径，3.134 m；H为巷道埋深，460 m；γ为容重，13.7 kN/m3；C为内聚力，1.5 MPa；φ为内摩擦角，25°。

得出煤柱理论宽度L=9 m。

3 围岩破坏因素分析

3.1 交叉段双巷矿压特征

交叉段双巷设计之初考虑到不同生产时期的通风、运输需求，其空间跨度广、悬顶面积大、岩体节理和最大主应力不同的布置夹角等因素干扰围岩的自承力。随着集中运输巷、辅助进风巷、联络巷相继开挖，造成每条巷的原岩应力的反复变化，削弱了岩体强度。

3.2 节理顶板岩体应力变形分布

辅助进风巷、联络巷围岩受力经过“失衡—平衡”的循环过程，非连续性节理在不同布置夹角中演变成贯通性节理。在压应力及剪应力二次分布的过程中，节理发育较多的顶板岩层表现出剪切滑移的动态特征，节理顶板断裂下沉与岩块之间的咬合角有关，随着加载在岩块四周的应力增加，岩块底部变形显著，直至超过接触点的强度极限失衡逐步向深部重复上述过程。

巷道节理顶板下沉运动经历了3 个阶段。前期微弱形变，由于掘进机高速旋转的截割头震动作用迫使未开挖的顶板岩层原生裂隙轻微扩张，形变量忽略不计；中期中度形变，截割头一次0.5 m 的截深完成后，顶板表现为下沉，主要原因是节理顶板失去正下方煤体的支承，裂隙继续发育导致顶板结构趋于分割，完整性降低；后期支护形变，从锚杆锚索打入岩体直至喷浆结束后完成的顶板沉降，此时人工支护体与破坏岩体相互受力，该阶段主要是松动圈的变形，应力逐渐释放。

节理顶板水平应力变化分布曲线如图1。由图可以看出，节理顶板2 m 位置的水平受力分为左侧、中间及右侧并分析不同位置的应力响应。顶板中间受力在7.5～8.0 MPa 变化幅度较小，顶板两端受力集中在8.5～11.0 MPa 变化幅度较大，远离帮部的岩体应力充分释放，变形收敛程度不足以在小范围停止，局部岩体持续位移。数值模拟结果显示：随着交叉段双巷与地层最大主应力夹角增加，剪切和变形程度呈上升趋势，顶板下沉变形最小为144 mm，最大为294 mm。

图1 节理顶板水平应力变化分布

3.3 煤柱岩体应力变形分布

交叉段双巷9 m 煤柱横向的水平受力以煤柱为中心呈现出左右对称的特征，反映了煤柱不同深度的受力状态，水平剪切作用从煤柱的浅部到深部逐渐减弱。煤柱水平应力变化分布曲线如图2。由图看出，7 号监测点左段曲线共划分为三个阶段：水平剪切力导致的煤体浅部扩张强化阶段，扩张受力小，煤体承载能力低；煤体中部扩张弱化阶段，扩张受力快速增加，煤体承载能力逐步提高；到达受力顶峰后，煤体深部扩张残余阶段，煤体扩张受力有所减小，煤体承载能力较强。随着交叉段双巷与地层最大主应力夹角从30°变化到90°时，煤柱中间位置水平应力传导峰值从1.7 MPa 变化到2.6 MPa，说明夹角越大对煤柱内部应力集中越明显，扩张变形从煤柱深部推移到煤柱帮部。不同主应力夹角下煤柱水平最大变形经历缓慢增长期和急速增长期，变形程度从87 mm 的最小值、拐点处95 mm，扩大到126 mm 最大值，说明50°以下主应力夹角对应煤柱的稳定性最好。

图2 煤柱水平应力变化分布

3.4 双巷掘进对拐角煤柱应力分布

不同主应力夹角下拐角煤柱水平应力变化分布曲线如图3。由图可以看出，主应力夹角小于50°时，浅部拐角煤柱1 至4 号测点水平受力趋于相同，中深部拐角煤柱5 至10 号测点水平受力分化，说明随着夹角的降低，拐角煤柱越易在小范围区域形成应力集中；而主应力夹角高于50°时，所有测点形成的曲线趋于重合且有向深部转移的可能，致使帮部锚杆无法锚固在稳定煤体中。

图3 拐角煤柱水平应力变化分布

3.5 双巷掘进围岩剪切破坏分布

交叉段双巷不同布置夹角剪切破坏分布区域如图4。由图可以看出，夹角小于40°时，冒落岩块集中在巷道上方，没有向两帮扩展，节理顶板稳定性强；夹角大于50°及以上时，冒落及剪切松动岩块向围岩深部发育，节理顶板稳定性逐步降低。节理顶板剪切破坏变化特征为：当夹角为30°时，节理顶板的剪切塑性破坏体范围仅有4.5 m；当夹角为90°时，节理顶板的剪切塑性破坏体最多，深度达到8.5 m。

图4 不同布置夹角剪切破坏分布区域

集中运输巷掘进初期，帮部及顶板形成局部破坏带，后期双巷掘进加剧了交叉区域拐角煤柱的扰动失衡，不同布置夹角对中部拐角煤柱破坏深度影响范围达到4 m，拐角煤柱与顶板衔接处破坏深度影响范围达到4～5.6 m，布置夹角越小，越有利于拐角煤柱的稳定；掘进后期9 m 煤柱内部受力不均且以X 型断裂为主，直至完全破坏。

4 围岩控制措施

4.1 支护及排水措施

根据分析可知，交叉段工程与最大主应力夹角在30°～40°时，围岩完整度高易支护。联络巷、辅助进风巷和集中运输巷喷浆支护段各20 m 区域封闭表面岩体，喷浆由初喷60 mm 和复喷40 mm的水泥砂粒组成，围岩表面铺设菱形网，严格把控初喷和复喷的间隔时间，初喷结束后待表层喷浆形成坚固保护体再进行复喷；锚杆长2.4 m 抵抗浅部节理剪切滑动效应；预应力锚索长8.5 m，自由段锚索紧密压制已有的节理裂隙增加滑移面的摩擦力，锚固段锚索深入稳定岩体约束下部岩层变形扩张，达到分级支护的目标。顶帮锚杆间排距0.8 m×1.1 m，钢带连接顶锚杆底端，顶锚索间排距1.2 m×1.1 m。现有离层仪数据显示，节理顶板中部易发生弱面分离现象，所以支护顺序先中间后两侧。顶板及掘进头安装50 mm 的柔性排水管，由水泵导入集中运输巷临水水仓，避免掘进头积水从而提高支护进度。

4.2 支护效果评价

在交叉段双巷辅助进风一侧监测45 d 内的顶板下沉及两帮变形程度。第40 天到第45 天变形趋于稳定，顶板下沉了90 mm，两帮变形65 mm，支护措施控制效果良好。

5 结语

（1）交叉段双巷作为井下必不可少的结构之一，应用塑性极限破坏公式计算双巷煤柱的宽度为9 m，为数值模型提供参考依据。

（2）随着最大主应力夹角的增加，交叉段双巷顶板围岩节理受力叠加下沉进而加剧煤柱强度的降低，是造成工程区域围岩稳定性差的主要原因。

（3）FLAC3D分析了不同夹角下顶板节理，中间煤柱和拐角煤的受力变形特征，将工程与最大主应力的方向调整至30°～40°，配合主动支护能够有效预防顶板深部离层及帮部变形。