田建设 宋岳 朱浩宇 廉开元

摘 要：為解决双巷布置工作面沿空留巷围岩稳定性控制技术难题，以园子沟煤矿1012001工作面辅助运输巷为研究对象，基于弹塑性力学理论公式求解确定围岩应力分布状态，进而采用FLAC3D数值解算与现场监测综合研究手段，通过“一掘二采”三次扰动影响围岩变形破坏规律分析，结合一次、二次采动围岩最大、最小主应力及主应力差分布特征研究，揭示留巷围岩主应力演化规律，为留巷围岩稳定性控制提供理论支撑。研究结果表明：基于留巷围岩弹塑性变形状态解析，确定煤体破裂区、塑性区、弹性区和原岩应力区分布范围，即相对一次采动，二次采动煤柱煤体应力集中系数增加1.08，煤壁应力集中系数峰值增加1.47，塑性区范围增加2 m，揭示了多重采动影响下留巷围岩非对称破坏特征，基于此针对性提出锚网索喷补强支护对策，应用控制效果良好。研究成果可为类似条件下双巷布置工作面围岩稳定性控制提供参考。关键词：双巷布置;主应力;数值模拟;控制技术中图分类号：TD 322

文献标志码：A

文章编号：1672-9315（2021）02-0282-08

DOI：10.13800/j.cnki.xakjdxxb.2021.0212开放科学（资源服务）标识码（OSID）：

Principal stress evolution law and control technology of

surrounding rock in retaining roadway of doublelane face

TIAN Jianshe1，SONG Yue2，ZHU Haoyu3，LIAN Kaiyuan3

（1.Shaanxi Energy Xiaohaotu Coal Power Co.，Ltd.，Yulin 719000，China;

2.Shaanxi Yanchang Petroleum Xihongdun Coal Industry Co.，Ltd.，Yulin 719000，China;

3.College of Energy Science and Engineering，Xian University of Science and Technology，Xian 710054，China）

Abstract：In order to study the evolution law of the principal stress of the surrounding rock of the retained roadway in the doublelaneworking face，and solve the problem of deformation and failure of the surrounding rock of the retained roadway under the influence of the three disturbances of “one excavation and two mining”，the auxiliary transportation lane of the 1012001 working face of Yuanzigou Coal Mine was taken as the background.The method of combining theoretical analysis，numerical simulation and field measurement is used to analyze the distribution characteristics of the maximum principal stress，minimum principal stress and principal stress difference of the surrounding rock during the primary mining and secondary mining.The results indicate：from the edge of the coal body to the deep part，the surrounding rock can be divided into fracture zone，plastic zone，elastic zone and original rock stress zone.The coal pillar bank and the coal wall bank surrounding rock are deformed asymmetrically，and

the secondary mining facies compared with the onetime mining stage，the stress concentration coefficient of coal pillar sills is increased by 1.08，the peak stress concentration coefficient of coal wall sills

by 1.47，and the plastic zone range by 2 m.A plan for retaining the surrounding rock of the roadway with boltnetcable shotcrete reinforcement is proposed，with desirable results achieved in the field application，which provides a reference for the surrounding rock control of the same type of roadway.Key words：doublelane layout;principal stress;numerical simulation;control technology

0 引 言

双巷工作面能有效解决运输、通风及瓦斯等问题，在国内煤矿广泛应用[1-2]。然而双巷工作面留巷围岩受推进距离、维护周期和反复扰动等多种因素影响，围岩变形速率大，巷道支护困难，因此亟需分析双巷布置工作面留巷围岩应力分布规律和变形破坏特征[3-5]。在双巷工作面留巷围岩应力场、位移场和塑性区演化规律方面国内外学者进行了大量研究。康红普等以晋城矿区回采工作面多巷布置留巷围岩为工程背景，基于大量实测数据，分析了留巷围岩变形与受力分布特征，提出留巷围岩变形主要发生在本工作面后方，且采动影响范围较大[6];王书文等基于双巷布置工作面留巷对采空区侧向采动应力场研究，掌握了双巷布置工作面留巷期间围岩变形规律[7];刘洪涛等从留巷围岩主应力大小、角度和塑性区分布特征方面展开研究，获取了留巷围岩主应力变化规律、塑性区扩展特征，阐明了留巷围岩发生非对称变形的原因[8];谢生荣等以主应力差为衡量指标，对巷道围岩主应力差与塑性区响应特征以及两帮主应力差演化规律进行了研究[9];李季等研究了采空区侧方围岩主应力场方向的变化规律及其沿空巷道围岩塑性区分布形态影响机制，揭示了深部沿空巷道非均匀大变形机理[10];王猛等对主应力大小和方向演化影响下的有支护巷道围岩变形破坏特征进行了研究[11]。总体来说，上述研究对留巷围岩变形破坏特征和应力场演化规律进行了比较深入的分析，但是对不同采动影响阶段留巷围岩两帮主应力演化规律研究较少。以园子沟煤矿1012001工作面辅助运输巷为研究对象，采用理论分析和数值模拟相结合的方法分析了一次采动和二次采动阶段留巷围岩煤柱帮和煤壁帮最大主应力、最小主应力和主应力差分布特征，并根据研究结果提出了可行性控制方案，为分析同类双巷布置工作面留巷围岩控制及

类似巷道围岩破坏支护方案设计提供了借鉴经验。

1 工程背景园子沟煤矿位于宝鸡市麟游县，1012001工作面主采煤层为2#煤，煤层赋存稳定，结构较为简单，倾角1°～10°，埋深800 m。工作面倾向长度200 m，可采长度1 470 m，采高3.5 m，放顶煤高度6.67 m，采放比1∶2。带式输送机巷和辅助运输巷采用双巷布置方式。辅助运输巷沿煤层底板掘进，断面为5 200 mm×4 300 mm（宽×高），断面形状为矩形。带式输送机巷和辅助运输巷之间煤柱宽度为25 m，两巷道间垂直布置联巷。工作面巷道布置关系如图1所示，煤层顶底板情况见表1。

2 留巷围岩应力分布规律分析

2.1 一次采动阶段留巷围岩应力分布规律随着1012001工作面的回采，采空区上覆岩层发生垮落、裂隙、弯曲变形，上覆岩层应力载荷逐渐转移至工作面周围煤岩体，在高应力作用下，從煤体边缘（1012001带式输送机巷煤壁帮）到深部，都会出现破裂区、塑性区、弹性区及原岩应力区[9-10]。在弹塑性变形状态下，煤体内的应力分布如图2所示。

煤体的承载能力随着远离煤体边缘而明显增长。在距煤体边缘一定宽度内，存在着煤柱的承载能力与支承压力处于极限平衡状态，根据极限平衡区理论，工作面煤壁最大塑性区范围为[11-12]

x0=M2ξfln

KrH+Ccotφξ（p1+Ccotφ）

（1）

式中 C为内聚力，MPa;f为层间摩擦系数，取tanφ/4;φ为煤体内摩擦角，（°）;H为煤层埋深，m;P1为支架对煤帮的阻力，MPa;K为最大应力集中系数;M为采高，m;ξ为三轴应力系数，ξ=（1+sinφ）/（1-sinφ）。

根据园子沟煤矿1012001工作面生产地质资料，采高10 m，埋深800 m，内聚力为3.20 MPa，内摩擦角为38°，P1为0.2 MPa，K取3～5。将上述参数带入式（1），得煤体边缘塑性区宽度x0=9.06 m，即支承应力峰值位置距工作面距离为9.06 m。

2.2 二次采动阶段留巷围岩应力分布规律两侧均已采空的煤柱，其应力分布状态主要取决于工作面回采引起的支承压力影响距离x0及煤柱宽度B。从2.1节可知，煤柱宽度25 m大于2x0，此时煤柱内应力分布如图3所示。

从图3可知，煤柱中央的载荷均匀分布，且为原岩应力γH。由于煤柱边缘应力集中，煤柱从边缘到中央，依次分为破裂区、塑性区、弹性区以及原岩应力区。

3 留巷围岩主应力分布数值模拟巷道围岩稳定分析主要从围岩强度和围岩应力出发，同一条巷道的围岩强度主要受煤层强度的影响，而同一煤层围岩强度可以看作是一定的，因此本次研究主要分析围岩应力影响。1012001带式输送机巷与辅助运输巷之间留设25 m煤柱，1012001工作面回采引起煤柱内围岩应力重新分布。从摩尔库伦强度准则可知，当岩性一定时，岩石破坏程度主要取决于主应力σ1、σ3和主应力差（

Δσ=σ1-σ3）大小[5]。随着工作面的回采，采场周围垂向主应力增大明显，水平主应力增加较少，导致最大主应力与最小主应力差值变大，岩石发生变形破坏。本次研究主要分析留巷围岩在一次采动和二次采动阶段主应力分布特征。

3.1 模型建立为了准确掌握1012001工作面主应力分布规律，采用FLAC3D模拟辅助运输巷围岩在一次采动和二次采动阶段主应力演化规律。根据1012001工作面开采条件和综合柱状图建立数值分析模型，模型尺寸为550 m×500 m×131 m，网格划分采用非结构化网格划分，对重点研究区域进行加密，建立数值计算模型，如图4所示。

计算模型左、右边界x方向位移固定，前、后边界y方向位移固定，上、下边界z方向位移固定，上部采用应力边界，施加应力与上覆岩层容重相对应，为17.50 MPa，重力加速度为9.81 m/s2，侧压系数根据地应力测量结果取1.30;本构关系采用MohrCoulomb准则，岩层力学参数见表2。

3.2 留巷围岩主应力分布规律双巷布置工作面留巷围岩变形破坏是围岩应力作用的结果，对于深部留巷围岩所处应力场环境而言，围岩主应力可以综合反映垂直应力、水平应力和剪切应力分布状态，能够更好地揭示深部岩体变形破坏的力学本质[13-14]。

3.2.1 留巷围岩最大主应力分析1012001工作面辅助运输巷掘进完成后，巷道围岩发生变形破坏，围岩应力趋于平衡。当1012001工作面回采时，在超前移动支承压力的作用下，巷道围岩应力再次重新分布，塑性区范围增加，围岩变形急剧增长。1012001工作面采动应力会对留巷围岩的变形破坏产生重要影响。

图5为1012001辅助运输巷两次采动影响下围岩最大主应力分布曲线，从图5可知：

1）两次采动影响下辅助运输巷煤柱帮围岩最大主应力整体呈“马鞍”状变化，且随着距工作面距离的增加应力值逐渐减小。

2）一次采动阶段，距煤柱帮0～1.5 m为破裂区，1.5～3 m为塑性区，3.0～10.0 m为弹性区应力增高部分;二次采动阶段距煤柱帮0～1.5 m为破裂区，1.5～3.5 m为塑性区，3.5～10.5 m为弹性区应力升高部分。

3）一次采动阶段，距煤柱帮2.5 m，工作面前10 m处最大主应力出现峰值，应力为33.19 MPa，应力集中系数为1.89;二次采动阶段，距煤柱帮35 m，工作面前方5 m时最大主应力出现峰值应力为52.05 MPa，应力集中系数为2.97，相比一次采动期间应力增加18.86 MPa，应力集中系数增加1.08。

4）两次采动影响下辅助运输巷煤壁帮围岩最大主应力整体呈“单峰”状变化，整体应力呈现出“先增后减”的变化趋势，且随着距工作面距离的增加应力值逐渐减小。

5）一次采动阶段距煤壁帮0～1.0 m为破裂区，1.0～2.5 m为塑性区，2.5～10.0 m为弹性区应力升高部分，10.0 m以外为原岩应力区;二次采动阶段距煤壁帮0～1.5 m为破裂区，1.5～3.5 m为塑性区，3.5～10.5 m为弹性区应力增高部分，10.5 m外为原岩应力区。一次采动阶段工作面前方不同位置处煤壁帮应力和变化趋势基本相同，二次采动阶段工作面前方5 m和10 m处应力明显高于其它位置。

6）一次采动阶段，距煤壁帮2.5 m，工作面前方5 m时最大主应力出现峰值，应力为31.27 MPa，应力集中系数为1.78;二次采动阶段，距煤壁帮3.5 m，工作面前方5 m时最大主应力出现峰值，应力为56.98 MPa，应力集中系数为3.25，比一次采动期间应力增加25.71 MPa，应力集中系数增加1.47。

3.2.2 留巷圍岩最小主应力分析图6为1012001辅助运输巷两次采动影响下围岩最小主应力分布曲线，从图6可知：

1）两次采动影响下辅助运输巷煤柱帮围岩最小主应力呈“拱桥”状变化，且随着距离工作面距离的增加应力值逐渐减小。

2）一次采动阶段，距煤柱帮16 m，工作面前方5 m时最小主应力出现峰值，应力为2336 MPa，应力集中系数为1.33;二次采动阶段，距煤柱帮13 m，工作面前方5 m时最小主应力出现峰值，应力为30.08 MPa，应力集中系数为1.72，相比一次采动期间应力增加6.72 MPa，应力集中系数增加039。

3）两次采动影响下辅助运输巷煤壁帮围岩最小主应力整体呈“单峰”状变化，整体应力呈现出“先增后减”的变化趋势，且随着距离工作面距离的增加应力值逐渐减小。

4）一次采动阶段距煤壁帮0～2.0 m为破裂区，2.0～8.0 m为塑性区，8.0～20.0 m为弹性区应力升高部分，20.0 m外为原岩应力区;二次采动阶段距煤壁帮0～2.0 m为破裂区，2.0～3.5 m为塑性区，3.5～20 m为弹性区应力升高部分，20 m以外为原岩应力区。一次采动阶段工作面前方不同位置处煤壁帮应力和变化趋势基本相同，二次采动阶段工作面前方5 m处应力明显低于其它位置，5～30 m应力变化曲线高于其它，由此可知，二次采动期间工作面前方5 m围岩在叠加支承应力的影响下出现一定程度变形破坏，超前支承压力向前方移动，工作面前方10 m处达到最大值。

5）一次采动阶段，距煤壁帮8.0 m，工作面前方10 m时最小主应力出现峰值，应力为21.10 MPa，应力集中系数为1.20;二次采动阶段，距煤壁帮6.0 m，工作面前方10 m时最小主应力出现峰值，应力为26.17 MPa，应力集中系数为1.49，相比一次采动阶段应力增加461 MPa，应力集中系数增加0.29。

3.3 留巷围岩主应力差分布规律留巷围岩在塑性应变状态下的应变增量是一个纯剪切变形，其主应力差能反映剪应力的分布状态，表征围岩的破坏程度[15-17]。

图7为1012001辅助运输巷两次采动影响下围岩主应力差分布曲线，从图7可知：

1）两次采动影响下辅助运输巷煤柱帮围岩主应力差整体呈“双抛物线”状变化，且随着距离工作面距离的增加应力值逐渐减小。

2）一次采动阶段距煤柱帮0～7.0 m范围剪应力相对较高，围岩易发生变形破坏，在工作面前方10 m，距煤柱帮2.5 m时出现主应力差峰值，应力为21.04 MPa。7～17.0 m剪应力相对较小，此区域煤柱完整性相对较好，此区域平均剪应力为5.76 MPa;二次采动阶段距煤柱帮0～9.0 m范围剪应力相对较高，围岩易发生变形破坏，在工作面前方10 m，距煤柱帮2.5 m时出现主应力差峰值，应力为38.30 MPa，相比一次采动期间增加了1726 MPa;9.0～12.0 m剪应力相对较小，此区域煤柱完整性相对较好，此区域平均剪应力为13.10 MPa，相比一次采动期间剪应力增加了734 MPa，范围减小了7 m。

3）两次采动影响下辅助运输巷煤壁帮围岩主应力差整体呈“单峰”状变化，且随着距离工作面距离的增加应力值逐渐减小。

4）一次采动阶段距煤壁帮0～6.0 m范围剪应力相对较高，围岩易发生变形破坏，在工作面前方10 m，距煤柱帮1.5 m时出现主应力差峰值，应力为18.73 MPa。6.0 m以外剪应力相对较小，此区域煤体完整性相对较好，平均剪应力为4.39 MPa;二次采动阶段距煤柱帮0～8.0 m范围剪应力相对较高，围岩易发生变形破坏，在工作面前方10 m，距煤柱帮2.5 m时出现主应力差峰值，应力为38.13 MPa，相比一次采動期间增加了19.4 MPa;8.0 m以外剪应力相对较小，此区域煤体完整性相对较好，平均剪应力为9.38 MPa，相比一次采动期间剪应力增加了4.99 MPa。且工作面前方5 m和10 m处的剪应力明显高于其它曲线，因此工作面超前支承压力主要对超前10 m范围内留巷围岩影响较大，应加强此区域围岩的监测和支护。综合以上分析可知，在采动应力影响下留巷围岩煤柱帮围岩主应力、破裂区、塑性区范围和应力集中系数远大与煤壁帮，煤柱帮和煤壁帮围岩呈非对称变形，且二次采动阶段留巷围岩煤柱帮最大主应力相比一次采动期间增加18.86 MPa，应力集中系数增加1.08。煤壁帮相比一次采动期间增加25.71 MPa，应力集中系数增加1.47。煤柱帮主应力差呈“双抛物线”状变化，煤壁帮主应力差呈“单峰”状变化。一次采动阶段距煤柱帮0～7.0 m范围、距煤壁帮0～6.0 m范围主应力差相对较高，围岩易发生变形破坏;二次采动阶段距煤柱帮0～9.0 m范围、距煤壁帮0～8.0 m范围剪应力相对较高，围岩易发生变形破坏。因此在巷道支护设计时应加强煤柱帮5 m范围和工作面前方15 m范围内围岩的监测和支护。

4 园子沟留巷围岩控制技术针对1012001辅助运输巷生产地质条件，对留巷围岩原有支护设计进行优化，设计采用锚网索喷支护。巷道靠近工作面一侧采用玻璃钢锚杆，背离工作面一侧及巷道顶部采用左旋无纵筋井下专用锚杆，锚杆规格20 mm×2 200 mm，外露50 mm，锚杆间排距700 mm，具体布置如图8所示，每根锚杆采用2个Z2360型树脂药卷端头锚固，锚杆锚固力不低于105 kN;锚网采用塑钢网，网孔规格100 mm×100 mm;锚索采用17.8 mm×7 300 mm钢绞线，锚索布置形式3-3-3，排距为1 400 mm，每根锚索采用3个Z2360型树脂药卷，锚索锚固力不小于250 kN;锚杆、锚索托板均采用Q235钢，锚杆托板规格为120 mm×120 mm×10 mm，配合钢筋梯子梁使用;锚索托板规格为300 mm×300 mm×18 mm，配合锚索梁使用;巷道底板加设焊接圆钢网，圆钢直径6.5 mm，孔距100 mm。在施工过程中，遇到断层或围岩破碎等不利地质条件时，应根据实际情况对支护参数和支护方法进行适当的调整。

以上述支护参数为基础，在1012001辅助运输巷布置多点位移计测站，对留巷围岩表面与深部位移变化进行监测统计，监测结果如图9所示。

在1012001工作面回采期间，巷道两帮变形量最大值为15 mm，巷道围岩变形量和变形速率明显减小，围岩控制效果良好。

5 结 论

1）弹塑性理论公式求解确定留巷围岩煤体塑性区范围x0=9.06 m，进一步将围岩分布状态分为破裂区、塑性区弹性区和原岩应力区。

2）围绕双巷布置工作面留巷围岩主应力演化规律展开分析，确定“一掘二采”多次扰动影响下，一次采动煤柱侧煤体峰值应力较煤壁增加2.31 MPa，二次采动煤柱侧煤体峰值应力较煤壁增加493 MPa，两侧煤体主应力呈不均匀分布状态，进而引起留巷围岩非对称变形破坏。

3）基于留巷围岩非对称变形破坏特征，针对性提出留巷围岩锚网索喷补强支护措施，综合现场矿压观测结果，巷道两帮非对称变形得到有效遏制，保障了工作面的安全生产。

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