双巷布置工作面留巷围岩主应力演化规律及控制技术

2021-04-21 来源：客趣旅游网

第４１卷　第２期２０２１年３月

西安科技大学学报

Ｖｏｌ．４１　Ｎｏ２Ｍａｒ．２０２１

ＪＯＵＲＮＡＬＯＦＸＩ’ＡＮＵＮＩＶＥＲＳＩＴＹＯＦＳＣＩＥＮＣＥＡＮＤＴＥＣＨＮＯＬＯＧＹ

田建设，宋岳，朱浩宇，等．双巷布置工作面留巷围岩主应力演化规律及控制技术［Ｊ］．西安科技大学学报，２０２１，４１（２）：２８２－２８９．

，ＳＯＮＧＹｕｅ，ＺＨＵＨａｏｙｕ，ｅｔａｌ．ＰｒｉｎｃｉｐａｌｓｔｒｅｓｓｅｖｏｌｕｔｉｏｎｌａｗａｎｄｃｏｎｔｒｏｌｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙｏｆｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋｉｎｒｅｔａｉｎｉｎｇＴＩＡＮＪｉａｎｓｈｅｒｏａｄｗａｙｏｆｄｏｕｂｌｅｌａｎｅｆａｃｅ［Ｊ］．ＪｏｕｒｎａｌｏｆＸｉ’ａｎＵｎｉｖｅｒｓｉｔｙｏｆＳｃｉｅｎｃｅａｎｄＴｅｃｈｎｏｌｏｇｙ，２０２１，４１（２）：２８２－２８９．

双巷布置工作面留巷围岩主应力演化

规律及控制技术

田建设１，宋　岳２，朱浩宇３，廉开元３

（１．陕西能源小壕兔煤电有限公司，陕西榆林７１９０００；２．陕西延长石油西红墩煤业有限公司，陕西榆林７１９０００；

３．西安科技大学能源学院，陕西西安７１００５４）

摘　要：为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２ｍ，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：ＴＤ３２２　　　　　　　　　　　　文献标志码：Ａ　文章编号：１６７２－９３１５（２０２１）０２－０２８２－０８ＤＯＩ：１０．１３８００／ｊ．ｃｎｋｉ．ｘａｋｊｄｘｘｂ．２０２１．０２１２

开放科学（资源服务）标识码（ＯＳＩＤ）：

３Ｄ

Ｐｒｉｎｃｉｐａｌｓｔｒｅｓｓｅｖｏｌｕｔｉｏｎｌａｗａｎｄｃｏｎｔｒｏｌｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙｏｆ

ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋｉｎｒｅｔａｉｎｉｎｇｒｏａｄｗａｙｏｆｄｏｕｂｌｅｌａｎｅｆａｃｅ

１２３３

ＴＩＡＮＪｉａｎｓｈｅ，ＳＯＮＧＹｕｅ，ＺＨＵＨａｏｙｕ，ＬＩＡＮＫａｉｙｕａｎ

（１．ＳｈａａｎｘｉＥｎｅｒｇｙＸｉａｏｈａｏｔｕＣｏａｌＰｏｗｅｒＣｏ．，Ｌｔｄ．，Ｙｕｌｉｎ７１９０００，Ｃｈｉｎａ；

２．ＳｈａａｎｘｉＹａｎｃｈａｎｇＰｅｔｒｏｌｅｕｍＸｉｈｏｎｇｄｕｎＣｏａｌＩｎｄｕｓｔｒｙＣｏ．，Ｌｔｄ．，Ｙｕｌｉｎ７１９０００，Ｃｈｉｎａ；

３．ＣｏｌｌｅｇｅｏｆＥｎｅｒｇｙＳｃｉｅｎｃｅａｎｄＥｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ，Ｘｉ’ａｎＵｎｉｖｅｒｓｉｔｙｏｆＳｃｉｅｎｃｅａｎｄＴｅｃｈｎｏｌｏｇｙ，Ｘｉ’ａｎ７１００５４，Ｃｈｉｎａ）

Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｉｎｏｒｄｅｒｔｏｓｔｕｄｙｔｈｅｅｖｏｌｕｔｉｏｎｌａｗｏｆｔｈｅｐｒｉｎｃｉｐａｌｓｔｒｅｓｓｏｆｔｈｅｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋｏｆｔｈｅｒｅｔａｉｎｅｄｒｏａｄｗａｙｉｎｔｈｅｄｏｕｂｌｅｌａｎｅｗｏｒｋｉｎｇｆａｃｅ，ａｎｄｓｏｌｖｅｔｈｅｐｒｏｂｌｅｍｏｆｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎａｎｄｆａｉｌｕｒｅｏｆｔｈｅ“ｏｎｅｅｘｃａｖａｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋｏｆｔｈｅｒｅｔａｉｎｅｄｒｏａｄｗａｙｕｎｄｅｒｔｈｅｉｎｆｌｕｅｎｃｅｏｆｔｈｅｔｈｒｅｅｄｉｓｔｕｒｂａｎｃｅｓｏｆｔｉｏｎａｎｄｔｗｏｍｉｎｉｎｇ”，ｔｈｅａｕｘｉｌｉａｒｙｔｒａｎｓｐｏｒｔａｔｉｏｎｌａｎｅｏｆｔｈｅ１０１２００１ｗｏｒｋｉｎｇｆａｃｅｏｆＹｕａｎｚｉｇｏｕＣｏａｌ，ｎｕｍｅｒｉｃａｌｓｉｍｕｌａｔｉｏｎＭｉｎｅｗａｓｔａｋｅｎａｓｔｈｅｂａｃｋｇｒｏｕｎｄ．Ｔｈｅｍｅｔｈｏｄｏｆｃｏｍｂｉｎｉｎｇｔｈｅｏｒｅｔｉｃａｌａｎａｌｙｓｉｓ

收稿日期：２０２０－０７－１０　　　责任编辑：刘　洁

基金项目：国家自然科学基金项目（５１８７４２３２，５１５０４１８３）

第一作者：田建设，男，陕西富平人，高级工程师，Ｅｍａｉｌ：ｔｊｓ７４２２１＠１６３．ｃｏｍ通信作者：宋　岳，男，陕西商洛人，助理工程师，Ｅｍａｉｌ：ｘｕｓｔｓｙ＠１６３．ｃｏｍ

　　　　　　第２期田建设等：双巷布置工作面留巷围岩主应力演化规律及控制技术２８３

ａｎｄｆｉｅｌｄｍｅａｓｕｒｅｍｅｎｔｉｓｕｓｅｄｔｏａｎａｌｙｚｅｔｈｅｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓｔｉｃｓｏｆｔｈｅｍａｘｉｍｕｍｐｒｉｎｃｉｐａｌｓｔｒｅｓｓ，ｍｉｎｉｍｕｍｐｒｉｎｃｉｐａｌｓｔｒｅｓｓａｎｄｐｒｉｎｃｉｐａｌｓｔｒｅｓｓｄｉｆｆｅｒｅｎｃｅｏｆｔｈｅｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋｄｕｒｉｎｇｔｈｅｐｒｉｍａｒｙｍｉｎｉｎｇａｎｄｓｅｃｏｎｄａｒｙｍｉｎｉｎｇ．Ｔｈｅｒｅｓｕｌｔｓｉｎｄｉｃａｔｅ：ｆｒｏｍｔｈｅｅｄｇｅｏｆｔｈｅｃｏａｌｂｏｄｙｔｏｔｈｅｄｅｅｐｐａｒｔ，ｔｈｅｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋｃａｎｂｅｄｉｖｉｄｅｄｉｎｔｏｆｒａｃｔｕｒｅｚｏｎｅ，ｐｌａｓｔｉｃｚｏｎｅ，ｅｌａｓｔｉｃｚｏｎｅａｎｄｏｒｉｇｉｎａｌｒｏｃｋｓｔｒｅｓｓｚｏｎｅ．Ｔｈｅｃｏａｌｐｉｌｌａｒｂａｎｋａｎｄｔｈｅｃｏａｌｗａｌｌｂａｎｋｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋａｒｅｄｅｆｏｒｍｅｄａｓｙｍｍｅｔｒｉｃａｌｌｙ，ａｎｄｔｈｅｓｅｃｏｎｄａｒｙｍｉｎｉｎｇｆａｃｉｅｓｃｏｍｐａｒｅｄｗｉｔｈｔｈｅｏｎｅｔｉｍｅｍｉｎｉｎｇｓｔａｇｅ，ｔｈｅｓｔｒｅｓｓｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎｃｏｅｆｆｉｃｉｅｎｔｏｆｃｏａｌｐｉｌｌａｒｓｉｌｌｓｉｓｉｎｃｒｅａｓｅｄｂｙ１．０８，ｔｈｅｐｅａｋｓｔｒｅｓｓｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎｃｏｅｆｆｉｃｉｅｎｔｏｆｃｏａｌｗａｌｌｓｉｌｌｓｂｙ１．４７，ａｎｄｔｈｅｐｌａｓｔｉｃｚｏｎｅｒａｎｇｅｂｙ２ｍ．Ａｐｌａｎｆｏｒｒｅｔａｉｎｉｎｇｔｈｅｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋｏｆｔｈｅｒｏａｄｗａｙｗｉｔｈｂｏｌｔｎｅｔｃａｂｌｅｓｈｏｔｃｒｅｔｅｒｅｉｎｆｏｒｃｅｍｅｎｔｉｓｐｒｏｐｏｓｅｄ，ｗｉｔｈｄｅｓｉｒａｂｌｅｒｅｓｕｌｔｓａｃｈｉｅｖｅｄｉｎｔｈｅｆｉｅｌｄａｐｐｌｉｃａｔｉｏｎ，ｗｈｉｃｈｐｒｏｖｉｄｅｓａｒｅｆｅｒｅｎｃｅｆｏｒｔｈｅｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋｃｏｎｔｒｏｌｏｆｔｈｅｓａｍｅｔｙｐｅｏｆｒｏａｄｗａｙ．Ｋｅｙｗｏｒｄｓ：ｄｏｕｂｌｅｌａｎｅｌａｙｏｕｔ；ｐｒｉｎｃｉｐａｌｓｔｒｅｓｓ；ｎｕｍｅｒｉｃａｌｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ；ｃｏｎｔｒｏｌｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ

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。

０　引　言

双巷工作面能有效解决运输、通风及瓦斯等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

３－５］

。律和变形破坏特征［

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

６］

；王发生在本工作面后方，且采动影响范围较大［

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８００ｍ。工作面倾向长度２００ｍ，可采长度１４７０ｍ，采高３．５ｍ，放顶煤高度６．６７ｍ，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５２００ｍｍ×４３００ｍｍ（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２５ｍ，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。

󰀡󰀢󰀡󰀣󰀢󰀢󰀡-.(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

７］

围岩变形规律［；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

８］

；谢生荣等了留巷围岩发生非对称变形的原因［

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

９］

；李季等研究了采空区侧方围岩主应力了研究［

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

１１］

。总体来说，上述研究对留巷围岩变形破坏究［

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。

图１　１０１２００１工作面巷道布置Ｆｉｇ．１　Ｗｏｒｋｉｎｇｆａｃｅｒｏａｄｗａｙｌａｙｏｕｔｓ

２８４　　　　　　　　　西安科技大学学报　　　　　　　　２０２１年第４１卷　

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，从煤体边缘（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。

表１　工作面煤层顶底板情况

Ｔａｂｌｅ１　Ｒｏｏｆａｎｄｆｌｏｏｒｏｆｃｏａｌｓｅａｍｏｎｗｏｒｋｉｎｇｆａｃｅ

名称岩石名称厚度／ｍ特征

深灰色，细粒砂状结构，分选性

老顶

细粒

砂岩

０～５．４

直接顶

砂质

０～６．２３

灰褐色，质较均，断面平滑，易泥岩

风化成薄片状，含植物化石

泥岩、碳

泥岩、炭质泥岩，灰黑色，泥质

伪顶

质泥岩

０．１～０．８５胶结，

含炭量高，薄层状，具水平层理

煤层结构较为简单，含１～２层夹矸，赋存较为稳定，夹矸一般

煤层２＃煤

３．０～１４．９厚度０．１～０．６ｍ，岩性均以泥

岩或粉砂岩为主。煤层底板为铝土质泥岩，遇水易膨胀、底鼓

炭质泥炭质泥岩、铝质泥岩，深灰色，

直接底

岩、铝质１．６１～７．７薄层状及鳞片状，泥质结构，遇泥岩水易变软膨胀

󰀢󰀢󰀣󰀡󰀢󰀣󰀡󰀡󰀢󰀣󰀤󰀡󰀡󰀡图２　煤体弹塑性变形分区及应力分布Ｆｉｇ．２　Ｅｌａｓｔｉｃｐｌａｓｔｉｃｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎｚｏｎｅ

ａｎｄｓｔｒｅｓｓｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎｏｆｃｏａｌ

　　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］

ｘＭ０＝２ξｆｌｎＫｒＨ＋Ｃｃｏｔφ

ξ（ｐＣｃｏｔ））

１＋

φ（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１０ｍ，埋深８００ｍ，内聚力为３．２０ＭＰａ，内摩擦角为３８°，Ｐ１为０．２ＭＰａ，Ｋ取３～５。将上述参数带入式（１），得煤体边缘塑性区宽度ｘ０＝９．０６ｍ，即支承应力峰值位置距工作面距离为９．０６ｍ。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２５ｍ大于２ｘ０

，此时煤柱内应力分布如图３所示。󰀢󰀡󰀢󰀢󰀡󰀡󰀡󰀡󰀡󰀢󰀣󰀢󰀡󰀡󰀢󰀡󰀣󰀢󰀢󰀡󰀡󰀢󰀣󰀡󰀢󰀡󰀣󰀢󰀢󰀣󰀡󰀢󰀤图３　煤柱内弹塑性变形分区及应力分布Ｆｉｇ．３　Ｅｌａｓｔｉｃｐｌａｓｔｉｃｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎｚｏｎｅａｎｄ

ｓｔｒｅｓｓｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎｉｎｃｏａｌｐｉｌｌａｒ

从图３可知，煤柱中央的载荷均匀分布，且为原岩应力γ

Ｈ。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２５ｍ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

　　　　　　第２期田建设等：双巷布置工作面留巷围岩主应力演化规律及控制技术

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型，模型尺寸为５５０ｍ×５００ｍ×１３１ｍ，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。

4-*+'()*+,-*.-(-/01,2/-3'#&%1,-*)*!)*#)*%)*$0()*-()*/-*.,-*!..,,--**#%.,-*$+,-*!+,-*#'()*%!\"!#\"\"!!\"$&!\"!#\"\"#!\"#图４　数值分析模型Ｆｉｇ．４　Ｎｕｍｅｒｉｃａｌａｎａｌｙｓｉｓｍｏｄｅｌ

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

应，为１７．５０ＭＰａ，重力加速度为９．８１ｍ／ｓ２

，侧压

系数根据地应力测量结果取１．３０；本构关系采用ＭｏｈｒＣｏｕｌｏｍｂ准则，岩层力学参数见表２。

表２　岩层力学参数

Ｔａｂｌｅ２　Ｍｅｃｈａｎｉｃａｌｐａｒａｍｅｔｅｒｓｏｆｒｏｃｋｓｔｒａｔａ

密度／

体积

剪切

内摩

抗拉岩性（ｇ·ｃｍ－３）

模量

内聚力

擦角

强度／ＧＰａ／ＧＰａ／ＭＰａ

／（°）／ＭＰａ砂质泥岩２．２５２．００２．４０５．０３８１．５０粉砂岩２．５５９．００７．２５６．５３６３．２３中粒砂岩２．４５１０．００５．２０６．０３５１．４３细粒砂岩２．５０３．８５３．２３６．１６５２．４３２＃煤１．３８４．９２２．００２．２３２１．１５泥岩２．６０１．８０２．４３３．１６０２．４３炭质泥岩２．２０２．００１．６３５．０３２１．２０铝质泥岩２．５６０．８０２．１７３．５５３２．１７粗粒砂岩

２．２６

１．１２

１．４３

２．２

５５

１．４３

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。１

０１２００１工作面采动应力会对留巷围岩的变形破坏产生重要影响。

(((.()*67(#()*67*.#0(()*67,.#()*67*(#()*67,(#()*67010.#()*67/5#()*670(#!*(()*67/(#()*67(.#432*.54/(3/.21,(,.(.0/,-./.-(-((,(+(*()((('(&%$%'()*'+\"#󰀡!󰀢!\"#$%&7(()*67(#()*67*5#()*67,5#()*67*(#&(()*67,(#()*6705#()*67/5#()*670(#8(()*67/(#()*67(5#!43((250(43*(21/(,((.0/,-./-(:((9(/(*(0(((8(&(7('()*'+2#󰀡6󰀢8\"#$%&图５　１０１２００１辅助运输巷围岩最大主应力分布Ｆｉｇ．５　Ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎｏｆｍａｘｉｍｕｍｐｒｉｎｃｉｐａｌｓｔｒｅｓｓｏｆｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋｏｆａｕｘｉｌｉａｒｙｔｒａｎｓｐｏｒｔａｔｉｏｎｒｏａｄｗａｙ

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０～１．５ｍ为破裂区，１．５～３ｍ为塑性区，３．０～１０．０ｍ为弹性区应力增高部分；二次采动阶段距煤柱帮０～１．５ｍ为破裂区，１．５～３．５ｍ为塑性区，３．５～１０．５ｍ为弹性区应力升高部分。

３）一次采动阶段，距煤柱帮２．５ｍ，工作面前１０ｍ处最大主应力出现峰值，应力为３３．１９ＭＰａ，应力集中系数为１．８９；二次采动阶段，距煤柱帮３５ｍ，工作面前方５ｍ时最大主应力出现峰值应力为５

２．０５ＭＰａ，应力集中系数为２．９７，相比一次采动期间应力增加１８．８６ＭＰａ，应力集中系数增加

２８６　　　　　　　　　西安科技大学学报　　　　　　　　２０２１年第４１卷　

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０～１．０ｍ为破裂区，１．０～２．５ｍ为塑性区，２．５～１０．０ｍ为弹性区应力升高部分，１０．０ｍ以外为原岩应力区；二次采动阶段距煤壁帮０～１．５ｍ为破裂区，１．５～３．５ｍ为塑性区，３．５～１０．５ｍ为弹性区应力增高部分，１０．５ｍ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５ｍ和１０ｍ处应力明显高于其它位置。

ＭＰａ，应力集中系数为１．７８；二次采动阶段，距煤壁帮３．５ｍ，工作面前方５ｍ时最大主应力出现峰值，应力为５６．９８ＭＰａ，应力集中系数为３．２５，比一次采动期间应力增加２５．７１ＭＰａ，应力集中系数增加１．４７。

３．２．２　留巷围岩最小主应力分析

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１６ｍ，工作面前方５ｍ时最小主应力出现峰值，应力为２３３６ＭＰａ，应力集中系数为１．３３；二次采动阶段，距煤柱帮１３ｍ，工作面前方５ｍ时最小主应力出现峰值，应力为３０．０８ＭＰａ，应力集中系数为１．７２，相比一次采动期间应力增加６．７２ＭＰａ，应力集中系数增加０３９。

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０～２．０ｍ为破裂区，２．０～８．０ｍ为塑性区，８．０～２０．０ｍ为弹性区应力升高部分，２０．０ｍ外为原岩应力区；二次采动阶段距煤壁帮０～

２．０ｍ为破裂区，２．０～３．５ｍ为塑性区，３．５～２０ｍ为弹性区应力升高部分，２０ｍ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

*3./..!65,2()*67(#454,1()*67,3#()*677(#3.3#2,0()*67()*67.(#1()*67/*3#()*67*(#()*6713#.()*671(#()*67(3#-..0/,-./-((,(+(*()((('(&%$%'()*'+\"#󰀡!󰀢!\"#$%&1(13()*67(#()*67*3#()*67,3#()*67*(#*(()*67,(#()*6713#()*67.3#()*671(#!()*67.(#()*67(3#6*3545.(43.321,(,3(3.0/,-./9((7(.(*(1(((/(&(2('()*'+4#󰀡8󰀢8\"#$%&图６　１０１２００１辅助运输巷围岩最小主应力分布Ｆｉｇ．６　Ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎｏｆｍｉｎｉｍｕｍｐｒｉｎｃｉｐａｌｓｔｒｅｓｓｉｎｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋｏｆａｕｘｉｌｉａｒｙｔｒａｎｓｐｏｒｔａｔｉｏｎｒｏａｄｗａｙ

采动阶段工作面前方５ｍ处应力明显低于其它位置，５～３０ｍ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５ｍ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１０ｍ处达到最大值。

５）一次采动阶段，距煤壁帮８．０ｍ，工作面前方１０ｍ时最小主应力出现峰值，应力为２１．１０ＭＰａ，应力集中系数为１．２０；二次采动阶段，距煤壁帮６．０ｍ，工作面前方１０ｍ时最小主应力出现峰值，应力为２６．１７ＭＰａ，应力集中系数为１．４９，相比一次采动阶段应力增加４６１ＭＰａ，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

　　　　　　第２期

田建设等：双巷布置工作面留巷围岩主应力演化规律及控制技术２８７

.7*1()*01(#()*01*7#*/()*01,7#()*01*(#()*01,(#()*01.7#/0()*01/7#()*01.(#6(7#54/.()*01/(#()*0133/7.-,1,,/0.7-.-((,(/(*(.(((1(&(0('()*'+3#󰀡6󰀢2\"#$%&12()*01(#()*01*7#()*0187#()*01*(#(/()*018(#()*01.7#..()*01+7#()*01.(#()*01/(#()*01(7#6博看网 . All Rights Reserved.54*13/./0-,/7,/.9.-((,(+(*()((('(&%$%'()*'+\"#󰀡!󰀢!\"#$%&图７　１０１２００１辅助运输巷围岩主应力差分布Ｆｉｇ．７　Ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎｏｆｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋｐｒｉｎｃｉｐａｌｓｔｒｅｓｓ

ｄｉｆｆｅｒｅｎｃｅｏｆａｕｘｉｌｉａｒｙｔｒａｎｓｐｏｒｔａｔｉｏｎｒｏａｄｗａｙ

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０～７．０ｍ范围剪应力相对较高，围岩易发生变形破坏，在工作面前方１０ｍ，距煤柱帮２．５ｍ时出现主应力差峰值，应力为２１．０４ＭＰａ。７～１７．０ｍ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５．７６ＭＰａ；二次采动阶段距煤柱帮０～９．０ｍ范围剪应力相对较高，围岩易发生变形破坏，在工作面前方１０ｍ，距煤柱帮２．５ｍ时出现主应力差峰值，应力为３

８．３０ＭＰａ，相比一次采动期间增加了１７２６ＭＰａ；９．０～１２．０ｍ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１３．１０ＭＰａ，相比一次采动期间剪应力增加了７３４ＭＰａ，范围减小了７ｍ。

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０～６．０ｍ范围剪应力相对较高，围岩易发生变形破坏，在工作面前方１

０ｍ，距煤柱帮１．５ｍ时出现主应力差峰值，应力为１８．７３ＭＰａ。６．０ｍ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４．３９ＭＰａ；二次采动阶段距煤柱帮０～８．０ｍ范围剪应力相对较高，围岩易发生变形破坏，在工作面前方

１０ｍ，距煤柱帮２．５ｍ时出现主应力差峰值，应力为３８．１３ＭＰａ，相比一次采动期间增加了１９．４ＭＰａ；８．０ｍ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９．３８ＭＰａ，相比一次采动期间剪应力增加了４

．９９ＭＰａ。且工作面前方５ｍ和１０ｍ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１０ｍ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１

８．８６ＭＰａ，应力集中系数增加１

．０８。煤壁帮相比一次采动期间增加２５．７１ＭＰａ，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０～７．０ｍ范围、距煤壁帮０～６．０ｍ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０～９．０ｍ范围、距煤壁帮０～８．０ｍ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５ｍ范围和工作面前方１５ｍ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

２０ｍｍ×２２００ｍｍ，外露５０ｍｍ，锚杆间排距７００ｍｍ，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１

０５ｋＮ；锚网采用塑钢网，网孔规格１００ｍｍ×１００ｍｍ；锚索采用１７．８ｍｍ×７３００ｍｍ钢绞线，锚索布置形式３－３－３，排距为１４００ｍｍ，每根锚索采用３个Ｚ

２３６０型树脂药卷，锚索锚固力２８８　　　　　　　　　西安科技大学学报　　　　　　　　２０２１年第４１卷　

不小于２５０ｋＮ；锚杆、锚索托板均采用Ｑ２３５钢，锚杆托板规格为１２０ｍｍ×１２０ｍｍ×１０ｍｍ，配合钢筋梯子梁使用；锚索托板规格为３００ｍｍ×３００ｍｍ×１８ｍｍ，配合锚索梁使用；巷道底板加设焊接圆钢网，圆钢直径６．５ｍｍ，孔距１００ｍｍ。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。

&'#$%$(+!󰀡󰀡\"#--󰀢\"\"##--󰀡+*.)󰀢*(##--\"!#*##*##*##+!#+!󰀡##'&#*('#,-./####*0123'#)**+󰀡+#)###456.2*#/0+##%%!\"#$%(%%#)(󰀡\"#--󰀢#&!#('!#,##('\"\"##--*#&'#$%博看网 . All Rights Reserved.###\"󰀡\"#--󰀢*\"\"\"##--+!󰀡%%%%&'$%#!###!\"##+##图８　巷道支护断面

Ｆｉｇ．８　Ｒｏａｄｗａｙｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇｓｅｃｔｉｏｎａｌｄｒａｗｉｎｇ

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。

\"&󰀣󰀤\"!󰀥󰀦,!$,*!)󰀩󰀨!\"󰀧(%'#\"#&#%#$#!##!\"#󰀡󰀢*+图９　巷道表面位移变化监测

Ｆｉｇ．９　Ｍｏｎｉｔｏｒｉｎｇｏｆｒｏａｄｗａｙｓｕｒｆａｃｅｄｉｓｐｌａｃｅｍｅｎｔｃｈａｎｇｅ

在１０１２００１工作面回采期间，巷道两帮变形量最大值为１５ｍｍ，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＝９．０６ｍ，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２．３１ＭＰａ，二次采动煤柱侧煤体峰值应力较煤壁增加４９３ＭＰａ，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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ｆｏｒｇｏｂｓａｎｄｉｓｏｌａｔｅｄｃｏａｌｐｉｌｌａｒｓｂａｓｅｄｏｎｏｖｅｒａｌｌｂｕｒｓｔｉｎｓｔａｂｉｌｉｔｙｐｒｅｖｅｎｔｉｏｎｉｎｃｏａｌｍｉｎｅｓ［Ｊ］．ＪｏｕｒｎａｌｏｆＲｏｃｋＭｅｃｈａｎｉｃｓａｎｄＧｅｏｔｅｃｈｎｉｃａｌＥｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ，２０１６，８（４）：５５１－５５８．

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