0 引言
回采巷道作为地下煤炭资源开采和运输的咽喉通道，其围岩稳定性控制对保证工作面安全高效开采具有重要意义[1]。随着对不同地质条件和应力环境下巷道围岩变形破坏机理和稳定性控制技术的研究和探索，煤矿巷道支护技术和理论也日趋成熟和完善，提出了锚杆支护、锚杆+锚索支护和锚网索喷联合支护等支护方法，形成了用于指导巷道支护的悬吊理论、组合梁理论和最大水平应力理论等[2]。研究人员采用不同的支护方法与支护理论的组合指导现场巷道围岩的稳定性控制，效果良好。动压高帮回采巷道作为一种特殊的巷道，不仅在掘进期间要经历掘进过程的扰动，而且在后期使用过程中先后要经历相邻工作面和本工作面的回采扰动，使得此类巷道的围岩变形破坏过程异于常规的回采巷道，且高帮围岩的稳定性相对较弱，导致此类型巷道的围岩稳定性控制异常困难。
针对动压巷道围岩变形破坏特征和稳定性控制，学者们从不同角度提出了各种围岩控制方法，如高预应力强力锚杆一次支护[1]、全断面高预应力强力锚索支护技术[3]、“非均匀”锚注加固技术[4]、基于“卸压与整体支护”思路的支护技术[5]、高阻让压支护技术[6]、锚杆与注浆相结合的加固方法[7]、U型钢支架-锚索协同支护方法[8-9]、锚网索+锚注联合支护方式[10]等。在高帮巷道的围岩稳定性研究方面，有学者研究了巷道断面宽高比对围岩稳定性的影响规律[11]:宽高比越小，帮部围岩变形量越大，应力集中程度越明显，且高度越大，帮部围岩稳定性越低。
上述研究成果极大丰富了高帮类巷道或受动压影响巷道的围岩变形特征和稳定性控制技术，但大多是基于单一影响因素的稳定性研究，很少涉及巷道在高帮和动压两方面综合作用下的围岩变形规律和稳定性控制，即动压高帮类巷道围岩稳定性控制研究。动压高帮类巷道是指服务期限内受动压影响严重、巷帮高度较大的巷道，其围岩变形特征是断面尺寸和动载影响下耦合作用的结果。不同地质条件下的围岩变形规律和破坏特征又显现出不同。基于此，本文以某矿15312工作面高帮进风平巷为研究对象，探讨该平巷在动压影响下的破坏机理，通过优化原有的支护参数，保证该动压高帮回采巷道的稳定性，为类似条件下的动压高帮回采巷道围岩稳定性控制提供借鉴和参考。
1 工程概况
15312工作面开采煤层厚度为4.4～6.8 m，平均5.7 m，局部含1～2层夹矸；煤层倾角为4～11°，平均6°。煤层伪顶为平均厚度为0.1 m的砂质页岩，直接顶为平均厚度为12.3 m的石灰岩和泥岩组成的互层，基本顶为平均厚度为10.8 m的细粒砂岩和砂质泥岩。煤层直接底为平均厚度为5.4 m的粉砂质泥岩，夹有细砂岩薄层，基本底为平均厚度为4.8 m的细粒石英砂岩。
15312工作面东侧为相邻的15310工作面，北侧为采空区，南侧为采区回风巷，西侧为15312工作面实体煤。15312工作面进风巷用于进风、行人和运输，巷道埋深为240～300 m，设计断面为矩形，沿煤层顶板掘进，巷道净宽度为5.0 m，净高度为4.4 m，属于高帮巷道。进风平巷在服务期间不仅会受到掘进扰动的影响，也会受到相邻工作面(15310工作面)和本工作面回采动压的影响，即15312工作面进风平巷属于动压高帮回采巷道。15312工作面进风平巷与15310工作面回风平巷间的煤柱宽度为12 m，工作面布置如图1所示。
图1 工作面布置
Fig.1 Working face layout
2 动压高帮回采巷道变形破坏机理
2.1 动压高帮回采巷道破坏特征
15312工作面进风平巷属于动压高帮回采巷道，其在使用过程中的破坏特征主要表现在帮部围岩变形量较大，尤其是靠近顶板位置的帮部围岩，部分区域出现大面积片帮和冒落，使得此区域的顶板跨度变大，顶板下沉量增大，且伴随着锚杆破断、托盘失效及金属网撕毁严重等现象，帮部围岩的整体性降低，巷道断面收缩严重，导致巷道在服务期间存在较大的安全隐患，无法正常使用。
2.2 围岩破坏机理
由15312工作面进风平巷具体条件和巷道破坏特征可知，影响进风平巷围岩稳定性的因素主要包括围岩自身强度、巷道断面尺寸、围岩所处的应力环境和围岩支护强度。
2.2.1 围岩自身强度
15312工作面进风平巷属于煤巷，煤层为松软破碎煤层，煤体孔隙裂隙发育，强度较低。巷道帮部围岩作为薄弱环节，易在开采扰动和自身载荷的综合作用下首先发生较大变形，进而导致巷道整体变形量较大，出现局部失稳现象。
2.2.2 巷道断面尺寸
15312工作面进风平巷断面尺寸为5.0 m(宽)×4.5 m(高)，巷道宽度和高度较大，尤其是高度达到4.5 m，使得巷道围岩变形较大，自稳能力较差。此外，巷道沿煤层顶板掘进，岩层分界面相当于结构弱面，导致巷道的稳定性进一步降低。
2.2.3 巷道所处应力环境
15312工作面进风平巷先后受到掘进扰动的影响、相邻工作面开采扰动的影响和本工作面开采扰动的影响。
对于进风平巷掘进扰动，巷道开挖后围岩应力重新分布，帮部围岩由浅部到深部垂直应力先增大后减小，之后逐渐恢复到原岩应力状态，此时工作面侧的帮部围岩应力集中系数为K0，煤柱位置的应力集中系数为K1和K2，K1>K0。单一巷道掘进后的帮部围岩垂直应力分布如图2(a)所示，相邻巷道掘进后的帮部围岩垂直应力分布如图2(b)所示。其中，γ为覆岩密度，H为埋深，l为巷道宽度，h为巷道高度，σz为垂直应力，x为距巷道表面的距离，l0为煤柱宽度。
(a)单一巷道围岩应力
(b)相邻巷道围岩应力
图2 巷道掘进后围岩应力分布
Fig.2 Stress distribution of surrounding rock after roadway excavation
相邻工作面开采对进风平巷的影响如图3所示。15310工作面开采过程中，工作面侧向支撑压力和15312工作面进风平巷周边的支撑压力相互叠加，导致煤柱上的应力集中程度增大，此时煤柱上的应力集中系数为K3，K3远大于K2，且煤柱上的垂直应力最大值出现在靠近15312进风平巷侧，煤柱稳定性逐渐降低，巷道帮部围岩变形量逐渐变大。
图3 相邻工作面开采围岩应力分布
Fig.3 Stress distribution of surrounding rock in mining of adjacent working faces
本工作面开采对进风平巷的影响如图4所示。15312工作面开采过程中，工作面侧向支撑压力与煤柱原有的载荷相互叠加，导致煤柱上的应力集中程度愈加明显或煤柱快速发生失稳，此时煤柱上的应力集中系数为K4。根据现场实际观测，本工作面开采过后煤柱没有立即发生失稳，即本工作面开采过程中，煤柱上的应力集中程度变大，导致进风平巷煤柱侧的塑性区增大，此时帮部围岩在顶底板挤压作用下向本工作面方向运移，帮部围岩变形量增大，围岩稳定性进一步降低。
图4 本工作面开采围岩应力分布
Fig.4 Stress distribution of surrounding rock in mining of this working face
2.2.4 围岩支护强度
15312工作面进风平巷原采用锚杆+锚索+钢带+菱形网联合支护的方式，如图5所示。顶板锚杆采用20号螺纹钢，长度为2 400 mm，间排距为1 500 mm×800 mm，配套托盘尺寸为300 mm×160 mm×10 mm。顶板锚索采用1×7股结构钢绞线，直径为17.8 mm，长度为7 200 mm，配套专用的锚索锁具，间排距为1 500 mm×800 mm，且顶板锚索间隔布置在M型钢带上。进风平巷帮部围岩两侧采用不同的支护参数，其中煤柱侧的锚杆为20号螺纹钢，长度为2 000 mm，间排距为800 mm×800 mm；工作面侧的锚杆为玻璃钢锚杆，长度为2 400 mm，间排距与煤柱侧间排距相同。进风平巷原支护配套网片规格为5 000 mm×1 200 mm的菱形网，锚杆预紧力为120 kN，锚索预紧力为170 kN。
图5 原始支护断面
Fig.5 Original support section
分析15312工作面进风平巷原始支护参数可看出，进风平巷顶板和帮部围岩支护强度和支护范围差异较大。顶板采用锚杆+锚索的支护方式，支护范围达到顶板上方7.2 m；而帮部围岩仅采用锚杆支护，最大支护范围为帮部围岩以内2.4 m，且巷道左右两侧采用不同的支护材料和支护长度，使得进风平巷整体支护强度和范围不协调，而进风平巷在服务期限内，进风平巷煤柱侧承受的载荷和扰动远大于工作面侧，即原始支护参数未充分考虑巷道实际的承载特征；同时锚杆和锚索的预紧力降低，最大仅为170 kN，难以提供较强的支护应力场。
综上所述，巷道围岩自身强度较低、断面尺寸较大、围岩所处的应力环境较复杂及围岩支护强度不合理是导致15312工作面进风平巷变形严重的主要原因。结合15312工作面进风平巷实际条件，从围岩自身强度低、巷道断面尺寸大和围岩所处的应力环境较为复杂的角度控制巷道稳定性较为困难，且现场观测到巷道变形量虽然较大，但间隔煤柱未发生失稳破坏，即间隔煤柱的宽度能够满足进风平巷的需求，故采取优化巷道原有支护参数的措施，通过提高巷道整体的支护强度和支护范围，降低进风平巷的变形量，实现15312工作面进风平巷围岩稳定性控制。
3 巷道围岩稳定性控制
3.1 支护参数优化
根据15312工作面进风平巷服务期间的围岩受力特征，结合巷道变形的实际情况，增大巷道两帮支护强度和支护范围，以提高巷道围岩的整体支护强度。优化后的具体支护参数如下。
顶板锚杆采用钢号为500的左旋无纵筋螺纹钢，直径为20 mm，长度为2 400 mm；采用加长树脂锚固剂(MSCK2380)，配套150 mm×150 mm×10 mm的拱形托板和4 800 mm×280 mm×4 mm的W钢带；锚杆间排距为900 mm×1 000 mm，预紧力不小于120 kN。
顶板锚索采用1×19股钢绞线，直径为21.8 mm，长度为6 200 mm；采用加长树脂锚固剂(MSCK23120)，配套高强度托盘；顶板每排布置2根锚索，间排距为1 800 mm×1 000 mm，预紧力为250 kN。
帮部采用全锚索支护，锚索材料为1×7股钢绞线，直径为17.8 mm，长度为4 200 mm；采用加长树脂锚固剂(MSCK23120)，间排距为900 mm×1 000 mm，预紧力为150 kN；全断面配套使用尺寸为4 100 mm×1 100 mm的经纬网,网孔尺寸为50 mm×50 mm。
优化后的支护断面如图6所示。
图6 参数优化后巷道支护断面
Fig.6 Roadway support section after parameter optimization
3.2 参数优化效果
为验证支护参数优化后的动压高帮回采巷道围岩控制效果，采用FLAC3D数值模拟软件，分析支护参数优化前后的支护应力场分布特征。考虑到锚杆和锚索提供的预紧力数量级远远小于地应力的数量级，故模型中不考虑地应力作用，只涉及锚杆和锚索提供的应力场。建立尺寸为50 m(长)×50 m(宽)×45 m(高)的模型，模型底部垂直和水平方向固定，四周水平方向固定。围岩物理力学参数取煤体的参数，体积模量为2.9 GPa，剪切模量为2.4 GPa，黏聚力为2.5 MPa，内摩擦角为25°，抗拉强度为1.5 MPa。支护参数优化前后，锚杆和锚索产生的支护应力场分布如图7所示。
由图7可知，在原始支护参数作用下，锚杆和锚索产生的支护应力近似呈椭圆状，在同等支护应力下，顶板支护应力的范围远大于帮部围岩支护应力的范围。以支护应力0.020 MPa为例，顶板围岩中支护应力达到0.020 MPa的范围为6.7 m，而帮部仅为2.3 m。在优化后的支护参数作用下，巷道围岩支护应力场近似呈圆形，顶板围岩中支护应力达到0.020 MPa的范围为5.5～6.0 m，帮部为3.7 m，且支护应力最大值接近0.334 MPa，超过原支护应力场最大应力的26.7%。同时，相同支护应力条件下，优化后的支护应力范围远大于原支护应力的范围。对比支护参数优化前后的支护应力场可以看出，优化后的帮部围岩支护应力场范围增大，而顶板支护应力场范围减小。考虑到15312工作面进风巷变形主要集中在帮部，且帮部实体煤的强度比顶板的砂岩和泥岩小，故优化后的支护参数更适用于动压高帮回采巷道围岩稳定性控制。
(a)原始支护应力场
(b)优化参数支护应力场
图7 支护参数优化前后的支护应力场
Fig.7 Support stress field before and after optimization of support parameters
3.3 现场监测结果
对15312工作面进风平巷进行矿压监测，通过监测锚杆和锚索受力情况，分析支护参数优化后的动压高帮回采巷道围岩稳定性控制效果。2019-10-01—2020-04-17锚杆和锚索受力情况如图8所示。
图8 锚杆和锚索受力情况
Fig.8 Stress of anchor rod and anchor cable
由图8可知：支护参数优化后，15312工作面进风平巷锚杆锚索的受力整体较小，顶锚杆的受力基本保持不变，维持在110 kN左右；顶锚索、左锚索和右锚索受力在工作面接近测点位置时增大，但顶锚索和右锚索增大幅度较小，而左锚索受力快速增大，接近300 kN，三者后期均趋于稳定。
分析监测结果可知，由于左锚索布置在进风平巷煤柱侧，右锚杆布置在进风平巷工作面侧，而煤柱侧受到相邻工作面和本工作面开采的扰动影响较大，煤柱内应力集中较为明显，且巷道顶板的稳定性比帮部煤体高，故在本工作面逐渐接近测点时，左锚索受力增大幅度远大于顶锚索和右锚索受力增大幅度，但锚索最终的受力未超过其强度极限，即支护参数优化后，能实现动压高帮回采巷道的围岩稳定性控制，现场也观测到围岩变形量较小，围岩控制效果较好。
4 结论
(1)揭示了15312工作面进风平巷围岩稳定性低的主要原因为围岩自身强度低、巷道断面尺寸大、围岩所处的应力环境复杂和围岩支护强度低，确定了从优化巷道支护参数的角度提高巷道围岩的整体稳定性，并对相应的支护参数进行了优化。
(2)采用数值计算方法分析支护参数优化前后的支护应力场分布特征，确定了优化后的支护参数围岩支护应力场近似呈圆形，且其帮部围岩支护应力场范围较大，更适合15312工作面进风平巷围岩稳定性控制。
(3)现场监测锚杆和锚索受力结果显示，在优化后的支护参数支护作用下，锚杆和锚索受力均未超过其强度极限，且围岩变形量较小，围岩控制效果较好。
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