交叉段雙巷布置夾角優化及圍巖控制措施

李曉博

（山西新元煤炭有限責任公司，山西 晉中 045400）

井工煤礦常見的T 型、Y 型、H 型及十字型巷道拐角處易出現大變形、圍巖離層破壞的現象，對“圍巖-支護”設計、施工、監測提出可控變形、可控破壞、少維護的要求。學者分析交叉角度的變化而引起工程圍巖變形破壞規律、巷道尺寸變化對交叉段三角巖柱及頂板的安全性及不同錨桿支護方案下大跨度交叉巷的圍巖支護效果的優化[1-6]。以交叉段雙巷為背景，討論頂板節理、交叉段雙巷與最大主應力的夾角兩個因素對圍巖體的破壞程度及應力變化特征。

1 概述

新元礦的交叉段雙巷位于3#煤層，聯絡巷、輔助進風巷平行布置，與集中運輸巷交叉，埋深約460 m，巷道頂底板以含有節理、滑面的泥巖、砂巖為主。用應力解除法測量地應力，在集中運輸巷煤體幫部中布置大孔和小孔，小孔底部安裝測量探頭，大孔深15 m，直徑130 mm，小孔深0.36 m，直徑36 mm，計算得出最大主應力為24.35 MPa。

2 數值模擬

2.1 構建交叉段雙巷模型

巖體模型為長×寬×高=65 m×40 m×50 m，聯絡巷的斷面為寬×高=5.2 m×3.5 m，輔助進風巷的斷面為寬×高=5.2 m×3.5 m，集中運輸巷的斷面為寬×高=5.6 m×3.5 m，四周及底部邊界固定，初始垂直地應力為11.96 MPa。

劃分為7 組煤巖體，從模型頂部到底部依次為覆巖、砂巖、2 類泥巖、1 類泥巖、煤、2 類泥巖和基巖，對應厚度為7.5 m、2.5 m、6 m、0.5 m、3.5 m、1.5 m 及18.5 m，交叉段圍巖力學參數見表1。

表1 交叉段頂底板巖層力學參數

2.2 雙巷中間煤柱寬度

對于矩形斷面圍巖破壞深度可以借鑒圓形洞室彈塑應力分布的規律，將矩形斷面等效成外接圓形斷面，可以計算出雙巷煤柱的寬度[7]：

式中：r為矩形外接圓半徑，3.134 m；H為巷道埋深，460 m；γ為容重，13.7 kN/m3；C為內聚力，1.5 MPa；φ為內摩擦角，25°。

得出煤柱理論寬度L=9 m。

3 圍巖破壞因素分析

3.1 交叉段雙巷礦壓特征

交叉段雙巷設計之初考慮到不同生產時期的通風、運輸需求，其空間跨度廣、懸頂面積大、巖體節理和最大主應力不同的布置夾角等因素干擾圍巖的自承力。隨著集中運輸巷、輔助進風巷、聯絡巷相繼開挖，造成每條巷的原巖應力的反復變化，削弱了巖體強度。

3.2 節理頂板巖體應力變形分布

輔助進風巷、聯絡巷圍巖受力經過“失衡—平衡”的循環過程，非連續性節理在不同布置夾角中演變成貫通性節理。在壓應力及剪應力二次分布的過程中，節理發育較多的頂板巖層表現出剪切滑移的動態特征，節理頂板斷裂下沉與巖塊之間的咬合角有關，隨著加載在巖塊四周的應力增加，巖塊底部變形顯著，直至超過接觸點的強度極限失衡逐步向深部重復上述過程。

巷道節理頂板下沉運動經歷了3 個階段。前期微弱形變，由于掘進機高速旋轉的截割頭震動作用迫使未開挖的頂板巖層原生裂隙輕微擴張，形變量忽略不計；中期中度形變，截割頭一次0.5 m 的截深完成后，頂板表現為下沉，主要原因是節理頂板失去正下方煤體的支承，裂隙繼續發育導致頂板結構趨于分割，完整性降低；后期支護形變，從錨桿錨索打入巖體直至噴漿結束后完成的頂板沉降，此時人工支護體與破壞巖體相互受力，該階段主要是松動圈的變形，應力逐漸釋放。

節理頂板水平應力變化分布曲線如圖1。由圖可以看出，節理頂板2 m 位置的水平受力分為左側、中間及右側并分析不同位置的應力響應。頂板中間受力在7.5～8.0 MPa 變化幅度較小，頂板兩端受力集中在8.5～11.0 MPa 變化幅度較大，遠離幫部的巖體應力充分釋放，變形收斂程度不足以在小范圍停止，局部巖體持續位移。數值模擬結果顯示：隨著交叉段雙巷與地層最大主應力夾角增加，剪切和變形程度呈上升趨勢，頂板下沉變形最小為144 mm，最大為294 mm。

圖1 節理頂板水平應力變化分布

3.3 煤柱巖體應力變形分布

交叉段雙巷9 m 煤柱橫向的水平受力以煤柱為中心呈現出左右對稱的特征，反映了煤柱不同深度的受力狀態，水平剪切作用從煤柱的淺部到深部逐漸減弱。煤柱水平應力變化分布曲線如圖2。由圖看出，7 號監測點左段曲線共劃分為三個階段：水平剪切力導致的煤體淺部擴張強化階段，擴張受力小，煤體承載能力低；煤體中部擴張弱化階段，擴張受力快速增加，煤體承載能力逐步提高；到達受力頂峰后，煤體深部擴張殘余階段，煤體擴張受力有所減小，煤體承載能力較強。隨著交叉段雙巷與地層最大主應力夾角從30°變化到90°時，煤柱中間位置水平應力傳導峰值從1.7 MPa 變化到2.6 MPa，說明夾角越大對煤柱內部應力集中越明顯，擴張變形從煤柱深部推移到煤柱幫部。不同主應力夾角下煤柱水平最大變形經歷緩慢增長期和急速增長期，變形程度從87 mm 的最小值、拐點處95 mm，擴大到126 mm 最大值，說明50°以下主應力夾角對應煤柱的穩定性最好。

圖2 煤柱水平應力變化分布

3.4 雙巷掘進對拐角煤柱應力分布

不同主應力夾角下拐角煤柱水平應力變化分布曲線如圖3。由圖可以看出，主應力夾角小于50°時，淺部拐角煤柱1 至4 號測點水平受力趨于相同，中深部拐角煤柱5 至10 號測點水平受力分化，說明隨著夾角的降低，拐角煤柱越易在小范圍區域形成應力集中；而主應力夾角高于50°時，所有測點形成的曲線趨于重合且有向深部轉移的可能，致使幫部錨桿無法錨固在穩定煤體中。

圖3 拐角煤柱水平應力變化分布

3.5 雙巷掘進圍巖剪切破壞分布

交叉段雙巷不同布置夾角剪切破壞分布區域如圖4。由圖可以看出，夾角小于40°時，冒落巖塊集中在巷道上方，沒有向兩幫擴展，節理頂板穩定性強；夾角大于50°及以上時，冒落及剪切松動巖塊向圍巖深部發育，節理頂板穩定性逐步降低。節理頂板剪切破壞變化特征為：當夾角為30°時，節理頂板的剪切塑性破壞體范圍僅有4.5 m；當夾角為90°時，節理頂板的剪切塑性破壞體最多，深度達到8.5 m。

圖4 不同布置夾角剪切破壞分布區域

集中運輸巷掘進初期，幫部及頂板形成局部破壞帶，后期雙巷掘進加劇了交叉區域拐角煤柱的擾動失衡，不同布置夾角對中部拐角煤柱破壞深度影響范圍達到4 m，拐角煤柱與頂板銜接處破壞深度影響范圍達到4～5.6 m，布置夾角越小，越有利于拐角煤柱的穩定；掘進后期9 m 煤柱內部受力不均且以X 型斷裂為主，直至完全破壞。

4 圍巖控制措施

4.1 支護及排水措施

根據分析可知，交叉段工程與最大主應力夾角在30°～40°時，圍巖完整度高易支護。聯絡巷、輔助進風巷和集中運輸巷噴漿支護段各20 m 區域封閉表面巖體，噴漿由初噴60 mm 和復噴40 mm的水泥砂粒組成，圍巖表面鋪設菱形網，嚴格把控初噴和復噴的間隔時間，初噴結束后待表層噴漿形成堅固保護體再進行復噴；錨桿長2.4 m 抵抗淺部節理剪切滑動效應；預應力錨索長8.5 m，自由段錨索緊密壓制已有的節理裂隙增加滑移面的摩擦力，錨固段錨索深入穩定巖體約束下部巖層變形擴張，達到分級支護的目標。頂幫錨桿間排距0.8 m×1.1 m，鋼帶連接頂錨桿底端，頂錨索間排距1.2 m×1.1 m。現有離層儀數據顯示，節理頂板中部易發生弱面分離現象，所以支護順序先中間后兩側。頂板及掘進頭安裝50 mm 的柔性排水管，由水泵導入集中運輸巷臨水水倉，避免掘進頭積水從而提高支護進度。

4.2 支護效果評價

在交叉段雙巷輔助進風一側監測45 d 內的頂板下沉及兩幫變形程度。第40 天到第45 天變形趨于穩定，頂板下沉了90 mm，兩幫變形65 mm，支護措施控制效果良好。

5 結語

（1）交叉段雙巷作為井下必不可少的結構之一，應用塑性極限破壞公式計算雙巷煤柱的寬度為9 m，為數值模型提供參考依據。

（2）隨著最大主應力夾角的增加，交叉段雙巷頂板圍巖節理受力疊加下沉進而加劇煤柱強度的降低，是造成工程區域圍巖穩定性差的主要原因。

（3）FLAC3D分析了不同夾角下頂板節理，中間煤柱和拐角煤的受力變形特征，將工程與最大主應力的方向調整至30°～40°，配合主動支護能夠有效預防頂板深部離層及幫部變形。