相鄰巷道斷面形狀選擇及聯合支護技術研究

裴雁飛，李永軍

（山西馬軍峪煤焦有限公司，山西 長治 046500）

礦井由淺部向深部開采后，巷道圍巖呈現出地應力加大、巖層膠結性差、松散破碎、具有明顯膨脹性、流變性等軟巖特征[1-3]。為減小巷道圍巖變形，可選取合理的巷道形狀進行圍巖控制，我國專家學者對巷道斷面形狀選擇進行了大量研究[4-14]，然而巷道斷面研究往往集中在單個巷道上，而對沿空掘巷相鄰巷道的斷面研究較少。曙光礦2 號煤為高應力軟巖，相鄰工作面間采用錯層位外錯式沿空掘巷巷道布置方式，由于回采巷道服務周期較短，選用“矩形- 矩形”、“矩形- 異形”、“異形-異形”等斷面，且為相鄰的兩個巷道，分別取名為上巷和下巷。采用數值模擬研究下巷開挖后巷道圍巖變形特征、圍巖側向支承壓力分布和圍巖塑性區分布規律，并采用錯層位外錯式相鄰巷道聯合支護技術。

1 數值模擬與參數

相鄰巷道間斷面形狀組合選取“矩形- 矩形”、“矩形- 異形”、“異形- 異形”3 種形式，如圖1所示。

圖1 巷道斷面尺寸示意Fig.1 Diagram of roadway section size

本文采用FLAC3D 數值模擬軟件進行模擬，計算模型沿X 軸方向長度為250 m，沿Y 軸方向長度為40 m，沿Z 軸方向長度為165 m，如圖2 所示。

圖2 FLAC3D數值模擬模型Fig.2 FLAC3D numerical simulation model

模型約束其四周及底部位移，頂部為自由邊界；在頂部施加13 MPa 的荷載，模擬頂部至地表巖體自重；各巖層的物理力學計算參數詳見表1，模擬研究巷道開挖后圍巖變形特征、圍巖側向支承壓力和圍巖塑性區分布規律。

表1 各巖層的物理力學參數Table 1 Physical and mechanical parameters of each rock layer

2 數值模擬結果及分析

2.1 巷道圍巖變形特征

從圖3 可看出，“矩形- 矩形”巷道、“矩形- 異形”巷道、“異形- 異形”巷道下巷圍巖表面位移變化曲線大致相同，但由于巷道斷面形狀的區別，“矩形- 矩形”巷道下巷圍巖位移最大，頂板、底板和幫部分別為298、198、190 mm；“矩形- 異形”巷道次之，頂板、底板和幫部分別為273、190、182 mm；“異形- 異形”巷道最小，頂板、底板和幫部分別為260、183、175 mm。

圖3 下巷圍巖表面位移變化曲線Fig.3 Change curve of surface displacement of surrounding rock in lower roadway

2.2 巷道圍巖側向支承壓力分布

巷道圍巖側向支承壓力分布變化曲線，如圖4所示。

圖4 巷道圍巖側向支承壓力分布變化曲線Fig.4 Variation curve of lateral support pressure distribution of roadway surrounding rock

（1） “矩形- 矩形”巷道、“矩形- 異形”巷道、“異形- 異形”巷道側向支承壓力變化分布規律基本一致，在下巷巷道處側向支承壓力基本重合，接近于零。

（2） 由于接續面巷道的開挖，使上覆巖層的垂直應力發生分流，出現兩次應力峰值，分別位于窄煤柱和接續面巷道右側。

（3） 位于窄煤柱處的應力峰值，“矩形- 矩形”巷道的垂直應力峰值約為18 MPa，“矩形-異形”巷道的垂直應力峰值約為17 MPa，均高于原巖應力16 MPa，煤柱發生破壞，煤柱承載力減弱，不利于相鄰巷道間的聯合支護，“異形- 異形”巷道的垂直應力峰值約為14 MPa，低于原巖應力，有利于相鄰巷道間的聯合支護。

2.3 巷道圍巖塑性區分布

不同斷面巷道圍巖塑性區分布如圖5 所示。

圖5 不同斷面形狀巷道圍巖塑性區分布Fig.5 Plastic zone distribution of surrounding rock in different section shape roadway

由圖5 分析可知，巷道圍巖的破壞主要為剪切、拉伸破壞，巷道圍巖兩幫的塑性區大于頂底板塑性區。“矩形- 矩形”巷道受偏心壓力影響較大，幫部和幫角易發生剪切破壞，塑性區范圍較大。“異形- 異形”巷道整體穩定性更好，兩幫承壓均衡受偏心壓力影響較小，主要由兩幫承壓，兩幫和底角容易剪切破壞，圍巖塑性區較小。

綜上所述，“異形- 異形”巷道相較于“矩形- 異形”巷道和“矩形- 矩形”巷道，其下巷巷道圍巖位移、側向支承應力和圍巖塑性區最小，故選擇“異形- 異形”巷道作為錯層位外錯式沿空掘巷巷道斷面形狀。

3 巷道圍巖控制及支護參數確定

3.1 巷道圍巖控制技術研究

采用錯層位外錯式沿空掘巷相鄰巷道間聯合技術，首先對上巷巷道進行適當破頂布置，錨桿、索利于打入頂部穩定的巖層內，更易發揮懸吊作用[15-16]；同時，通過向上巷實體煤側巷幫打入錨桿、索，對其進行加固，抑制圍巖擴容變形，為沿空掘巷頂板支護創造條件；待上區段工作面采動穩定后，對下巷進行沿空掘巷，巷道沿底布置，通過向其頂部打錨桿、索，下巷頂板淺部將形成一個有效的整體，提高錨固體強度，極大改善巷道頂部支護效果。

3.2 支護參數設計

設計上巷巷道斷面寬4.50 m，高2.41 ～3.00 m，下巷巷道斷面寬3.50 m，高3.04 ～3.59 m，相應的支護情況如圖6 所示。

圖6 支護斷面巷道布置Fig.6 Layout of roadway support section

（1） 上巷頂板支護。采用6 根左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，規格為φ20 mm×2 200 mm，均使用配套托盤及標準螺母緊固，間排距為800 mm×800 mm，每根錨桿預緊力大于70 kN。錨索規格為φ17.8 mm×6 500 mm，間排距為1 600 mm，極限拉斷力270 kN。

（2） 上巷側幫支護。采用4 根左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，規格為φ20 mm×2 200 mm，均使用配套托盤及標準螺母緊固，間排距為700 mm×700 mm，每根錨桿預緊力大于80 kN。側幫錨索規格為φ18.9 mm×9 000 mm，間排距為900 mm×900 mm，極限拉斷力270 kN。

（3） 下巷頂板支護。采用4 根左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，規格為φ20 mm×2 200 mm，均使用配套托盤及標準螺母緊固，間排距為1 000 mm×1 000 mm，每根錨桿預緊力大于70 kN；采用錨索加強支護，規格為φ18.9 mm×6 000 mm，間排距為1 200 mm×1 200 mm，極限拉斷力270 kN。

（4） 下巷煤體側支護。采用4 根左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，規格為φ20 mm×2 200 mm，均使用配套托盤及標準螺母緊固，間排距為800 mm×800 mm，每根錨桿預緊力大于70 kN。

（5） 下巷煤柱側支護。采用5 根左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，規格為φ20 mm×2 200 mm，均使用配套托盤及標準螺母緊固，間排距為800 mm×800 mm，每根錨桿預緊力大于70 kN。

4 沿空掘巷圍巖控制效果

根據前文的研究成果，上巷、下巷巷道斷面均采用異形，采用相鄰巷道聯合支護方案，選取下巷一段150 m 巷道監測其表面位移量，如圖7 所示。

圖7 巷道表面位移監測曲線Fig.7 Monitoring curve of roadway surface displacement

由圖7 可以看出，巷道表面位移變形分為3 個階段，在0～30 m，變形速率較大，位移增加快；在30～110 m，變形速率減緩，但巷道表面位移仍在增加；在110 m 后圍巖變形速率接近于零，巷道圍巖的變形接近最大值。頂板最大下沉量為144 mm，底板最大鼓起量為91 mm，兩幫最大移近量為315 mm。

5 結 論

（1） “矩形- 矩形”、“矩形- 異形”、“異形- 異形”巷道下巷圍巖位移變形曲線大致相同，但由于巷道斷面形狀的區別，“矩形- 矩形”巷道下巷圍巖位移最大，頂板、底板和幫部分別為298、198、190 mm；“矩形- 異形”巷道次之，頂板、底板和幫部分別為273、190、182 mm；“異形- 異形”巷道最小，頂板、底板和幫部分別為260、183、175 mm。巷道側向支承壓力分布規律基本一致，出現兩次應力峰值，“矩形- 矩形”巷道最大，“矩形- 異形”巷道次之，“異形-異形”巷道最小，第一次應力峰值分別為18、16、14 MPa，第二次應力峰值分別為32、30、26 MPa。

（2） “矩形- 矩形”、“矩形- 異形”、“異形- 異形”巷道圍巖塑性區基本相同，由于巷道斷面形狀及尺寸區別，表現出一些差異，上巷塑性區范圍呈現“矩形- 矩形”＞“異形- 異形”＞“矩形- 異形”，下巷塑性區范圍呈現“異形- 異形”＞“矩形- 異形”＞“矩形- 矩形”。

（3） 選擇“異形- 異形”巷道斷面，相鄰巷道間采用聯合支護技術，選擇了合理支護參數，由于相鄰巷道在空間上表現為“一高一低”，相鄰巷道間錨桿、索相互交叉區域可形成聯合錨固區，對下巷巷道圍巖控制起到較重要的作用，可限制下巷圍巖的變形量。

（4） 現場監測結果表明，選擇“異形- 異形”巷道和采用相鄰巷道間聯合支護技術是合理的，頂底板最大移近量為282 mm，兩幫最大移近量為315 mm，巷道圍巖控制效果好。