第36卷第4期2011年
4月煤炭学报
JOURNALOFCHINACOALSOCIETY
Vol．36Apr．
No．42011
文章编号：0253－9993（2011）04－0556－06
大断面煤巷变形破坏规律及控制技术
12222
周志利，柏建彪，肖同强，许磊，张科学
（1.中国矿业大学（北京）资源与安全工程学院，北京100083；2.中国矿业大学煤炭资源与安全开采国家重点实验室矿业工程学院，江苏徐州221008）
FLAC数值计算和工程实践等方法，要：采用理论分析、研究分析巷道宽度对巷道围岩变形、
塑性区及应力分布的影响规律，提出了巷道临界宽度判定指标：巷道顶板拉破坏深度为1.5m，顶摘
板拉破坏深度大于1.5m的巷道维护困难。并提出了超过临界宽度的巷道支护技术为：及时支护、高强高预紧力锚杆、锚索支护和高初撑力的临时支护。研究成果成功应用于王庄煤矿6207综放工作面运输巷。
关键词：大断面煤巷；围岩稳定性；临界宽度；支护技术中图分类号：TD322.4；TD353
文献标志码：A
3D
Deformationandfailurelawanditscontroltechnologyof
roadwaywithlargesection
ZHOUZhi-li1，BAIJian-biao2，XIAOTong-qiang2，XULei2，ZHANGKe-xue2
（1.SchoolofResourcesandSafetyEngineering，ChinaUniversityofMiningandTechnology（Beijing），Beijing
100083，China；2.SchoolofMines，StateKey
LaboratoryofCoalResourcesandMineSafety，ChinaUniversityofMiningandTechnology，Xuzhou221008，China）
Abstract：Theoreticalanalysis，FLAC3Dnumericalcalculationandengineeringpracticeswereusedtoresearchthein-fluencelawsofroadwaywidthonsurroundingrockdeformation，plasticzoneandstressdistribution．Themethodofroofpullfailuredepthasanindextodetermineroadwaycriticalwidthwereputforward．Theroadwaywidthindexisrooftensionfailuredepth1．5m．Whentherooftensionfailuredepthislargethan1．5m，theroadwayisdifficulttosup-astimelysupport，highstrengthandhighport．Androadwaysupporttechnologyofmorethancriticalwidthwasgiven，
pre-stressedboltandcablesupport，andhighsettingloadtemporarysupport．Researchresultsweresuccessfullyappliedto6207fully-mechanizedtopcavingworkingfacetransportroadwayofWangzhuangCoalMine．Keywords：roadwaywithlargesection；stabilityofsurroundingrock；criticalwidth；supporttechnology随着锚杆支护技术的发展以及综合机械掘进设
［1－7］
，备的应用煤层巷道所占比重越来越大。随着大回采采高工作面的推广应用和采掘重型设备的应用，
22
巷道断面由原来的10～15m增加到18～20m，甚至更大，回采巷道断面的增大主要是巷道宽度的增大，由原来的3.0～4.5m增加至5.0～6.0m，巷道宽度成为影响巷道安全的重要因素之一。巷道宽度的加大导致巷道变形量、顶板离层量加大及支护体破坏等问题，严重影响了煤矿安全生产
［8－12］
本关巷道宽度对围岩稳定性影响的研究较少。为此，
文针对潞安集团王庄煤矿6207综放工作面运输巷生研究了巷道宽度对围岩稳定性的影响。产地质条件，
王庄煤矿6207综放工作面运输巷采用了掘锚机组掘进，巷道宽度达到了5m，在顶板和两帮为软弱煤体的情况下，巷道宽度的加大加剧了对巷道围岩稳定性的影响。本文以王庄煤矿综放工作面运输巷围
3D
岩地质条件为背景，应用FLAC数值计算方法，研究了不同巷道宽度下围岩的变形、破坏及应力变化规
。目前，有
收稿日期：2010－12－29责任编辑：柴海涛
基金项目：煤炭资源与安全开采国家重点实验室自主研究课题资助项目（SKLCRSM08X04）；全国博士学位论文作者专项资金资助项目
（200760）；江苏高校优势学科建设工程资助项目（PAPD）
作者简介：周志利（1962—），男，山西洪桐人，正高级工程师。E－mail：[email protected]
第4期周志利等：大断面煤巷变形破坏规律及控制技术
557
律，明确了巷道宽度加大对围岩稳定性的影响规律，并针对大跨度厚顶煤巷道提出了围岩控制技术对策，并进行了工程应用，取得了良好的控制效果。
3m左右的煤层，其上为3m厚泥岩，属于典型的复合顶板巷道，巷道直接底为3m厚泥岩。为分析巷道宽
度对巷道稳定性的影响，固定巷道高度为3.5m，建4.0、4.5、5.0、5.5、6.0、6.5m立了巷道宽度为3.5、共7个计算模型。
1生产地质条件
王庄煤矿6207综放工作面开采3号煤层，煤层平均厚度为6.65m，含矸0～5层，一般含夹矸4～5层，煤层倾角2°～6°。地面标高为924～927m，工作
工作面埋深300m左右。东面面标高626～675m，
及北面是岭上村保护煤柱，西接630南翼巷道，南临
6205工作面。
6207综放工作面运输巷采用EBZ－150C掘进机加装机载锚杆钻机组成的掘进机组沿煤层底板掘进，巷道断面尺寸：宽×高=5.0m×3.5m，顶部尚有3m左右的煤层，并含有夹矸。直接顶为厚2.95m的泥岩，节理发育，含植物化石。基本顶为厚层灰白
致密坚硬，抗压强度高，不易冒落。巷色的细粒砂岩，
道两帮为强度较低的3号煤层，底板为厚3.1m强度较小的泥岩。
由于巷道围岩整体强度较低，直接顶又为易破碎、冒落的泥岩，与顶煤形成复合顶板，不稳定煤、岩复合顶板厚度达6m左右，加之巷道断面尺寸又大，巷道维护较困难。
3巷道宽度对围岩稳定性的影响
数值计算结果表明，巷道宽度对顶板稳定性影响而对两帮影响相对较小。因此，重点分析巷道较大，
宽度对顶板变形、塑性区及位移的影响。3.1巷道宽度对顶板变形的影响规律
固定巷道高度为3.5m，不同巷道宽度下巷道变形量及变化趋势如图1所示。由图1可知，巷道宽度对顶板下沉量影响较大，巷道宽度按照0.5m依次递
顶板下沉量增幅由小变大，巷道宽度小于增情况下，
4.5m时，增幅较为平缓，相邻巷道宽度间增幅为5、
14mm，超过4.5m后，增幅为20～30mm，受巷道宽度影响较为剧烈。由此可知，对于软弱厚顶煤巷道，巷道宽度存在临界值，在临界值之前，随巷道宽度增加，顶板下沉量变化不大，超过临界值后，巷道宽度对
顶板位移变顶板下沉量影响显著。不同巷道宽度时，化如图
2所示。
2模型的建立
依据王庄煤矿6207综放工作面回采巷道围岩力
3D
学性质及生产地质条件，采用FLAC数值软件建立计算模型。计算模型总体尺寸为50.0m×1.0m×47.3m，4个侧共划分9500个单元。模型底面固定，面限制水平运动。巷道埋深为400m，模型上边界施加覆岩自重9.6MPa，侧压系数取1.3。FLAC模拟软件是建立在拉格朗日算法基础上
适于模拟井巷开挖等岩土类材料的大变的数值分析，
形、弯曲和扭曲。模型采用弹塑性材料，运用Mohr－
Coulomb屈服准则判断岩体的破坏，即
fs=σ1－σ3Nφ+2Cφ
ft=σ3－σt
式中，σ1、σ3分别为最大和最小主应力；Nφ=（1+sinφ）/（1－sinφ）；C、φ分别为材料的黏结力和内摩擦角；σt为抗拉强度。
当fs=0时，材料将发生剪切破坏；当ft=0时，材料将产生拉伸破坏。巷道开挖过程中，考虑岩体的应变软化，采用应变软化模型以反映煤体破坏后随变形发展残余强度逐步降低的性质。
6207工作面运输巷沿煤层底板掘进，顶部尚有
图2
Fig.2
3D
图1Fig.1
巷道宽度对巷道变形的影响
Effectofroadwaywidth
onroofdeformation
不同巷道宽度顶板垂直位移变化曲线
Roofverticaldisplacementunderdifferentroadwaywidth
由图2可知，顶板浅部围岩垂直位移受巷道宽度
影响较大。巷道顶煤厚达3m，软弱顶煤导致3m范围内围岩变形量较大，经统计，约占巷道总变形量的
558
煤炭学报2011年第36卷
84%～87%。随着巷道宽度加大，浅部围岩变形增长1m尤为显著，巷道宽度由3.5m增加至6.5m时，范围内围岩变形由44mm增加至134mm，宽度的增加将导致顶煤裂隙张开、离层加剧。
3.2巷道宽度对顶板塑性区分布的影响规律不同巷道宽度下围岩塑性区分布特征如图3所示。由图3可知，随着巷道宽度增大，围岩塑性区范围增大，其中顶板和底板的塑性区范围增加较明显，而两帮塑性区变化不大，表明巷道宽度对顶板、底板的稳定性影响较显著。顶板拉破坏深度及面积变化如图4所示
。
图4Fig.4
巷道宽度对顶板破坏的影响
Effectofroadwaywidthonrooffailure
（1）巷道顶板浅部围岩首先发生拉破坏，而后塑性区逐步向深部发展，并向肩角和底角扩展，且深部围岩破坏为剪切破坏。随着巷道宽度加大，围岩塑性区范围增大，且顶板塑性区增加显著，可知巷道宽度对顶板的破坏影响较大。
（2）巷道宽度对顶板拉破坏深度及面积影响较大。巷道宽度由3.5m增大至6.5m时，顶板拉破坏深度由1.5m增加至3.0m，拉破坏面积则几乎呈线
22性增长，由3m增加至11m。
（3）随着巷道宽度的增加，顶板拉破坏深度存在一临界点，巷道宽度小于4.5m时，拉破坏深度为1.5m，巷道宽度为4.5～6.5m时，拉破坏深度增大至3.0m。拉破坏深度临界点与巷道变形临界点相对应。3.3
巷道宽度对顶板应力的影响规律在巷道顶板中部布置应力监测线，不同巷道宽度
围岩应力变化趋势如图5所示。由图5（a）可知，巷道围岩垂直应力具有以下规律：
（1）巷道顶板表面垂直应力为0，顶板2m以浅围岩垂直应力小于1MPa，随着围岩深度加大，垂直应力值升高，但增长速率呈减小趋势，浅部增加幅度加大，深部增加幅度减小，直至围岩深度15m以后才达到原岩应力。
（2）巷道宽度对顶底板垂直应力影响较大。对于同一深度围岩，巷道宽度越大，顶底板垂直应力越低，保持较低垂直应力的围岩深度也越大。巷道宽度垂直应力在1MPa以下的深度为3.5m和6.5m时，
分别为2.0m和3.5m。由此可知，巷道宽度越大，顶板浅部围岩应力降低越明显，围岩破坏深度与程度越大。
由图5（b）可知，巷道围岩水平应力具有以下规律：
（1）顶板表面水平应力几乎为0，2m以浅围岩
2m以深随着围岩深度加水平应力较低，约为2MPa，
图3Fig.3
不同巷道宽度围岩塑性区分布Plasticzonedistributionofsurrounding
rockunderdifferentroadwaywidths
4可知，由图3、巷道宽度对巷道顶板塑性破坏具
有以下影响规律
：
第4期周志利等：
大断面煤巷变形破坏规律及控制技术
559
锚固效果将大大降分或全部锚固在破碎区范围内，
低，顶锚杆受力也将会恶化，发生冒顶的可能性大大提高。因此，将拉破坏深度1.5m作为临界宽度的判断指标。
王庄煤矿6207综放工作面运输巷宽度小于等于4.0m时，拉破坏深度为1.5m，巷道超过4.0m时，拉破坏深度增大至3m，因此，确定王庄煤矿6207工作面运输巷的临界宽度为4.0m。
5
5.1
超临界宽度巷道围岩控制工程实践
围岩稳定控制原理
王庄煤矿6207综放工作面运输巷采用掘进机加
装机载锚杆钻机掘进，巷道宽度为5.0m，超过其临界宽度4.0m，并且顶板为3m厚的顶煤，巷道维护采用了高初撑力难度大。为有效控制围岩变形破坏，机载临时支护、高预紧力锚杆支护技术。
高初撑力机载临时支护对围岩控制的作用：
（1）机载液压式临时撑柱支护具有一定的初撑力，能够及时支护顶板，给予围岩表面一定的支护强度，可减小顶板早期变形以及由于顶板屈曲下沉而导可实现永久支护后锚杆和围岩同步承致的离层，载。
（2）机载液压式临时撑柱支护能够保持高阻力承载，有效防止掘进端头发生松脱型垮冒。当松动严重超过临时撑柱初撑力时，其支护阻力增加，增加至工作阻力后保持恒定。另外，机载液压式临时撑柱支护操作简单，安全可靠，整个操作由控制阀来完成，控制阀组安装在掘进机司机座旁部，司机可单独完成整个前配套的展开和收回过程。
高预紧力锚杆支护对围岩控制的作用在于：锚杆施加一定的预紧力成为主动支护，使围岩的应力状态向三向应力转化，在巷道变形初期，围岩沿破裂面滑移阻力就比较大，避免围岩力学性质过早恶化，有效抑制巷道围岩破裂区向深部发展，提高围岩的径向约束能力和抗剪能力，发挥围岩的自身承载能力，提高稳定性。
不考虑围岩自重应力时，模拟锚杆预紧力为10、20、30、40kN时的顶板应力场分布，预紧力水平与顶板出现的最大压应力的关系如图6所示。数值计算结果表明，锚杆尾部出现了应力集中，预紧力为10、20、30、40kN时，4.5、8.0、最大压应力值分别为2.5、12.0kPa，随着预紧力的增大，顶板表面最大压应力值逐渐增大，而且锚杆之间的压应力值也有所提高，表明预紧力的提高可使顶板处于预应力梁状态，并有效减小顶板拉破坏和早期离层。
图5不同巷道宽度顶板垂直应力和水平应力变化Fig.5
Verticalstressandhorizontalstressofroofunderdifferentroadwaywidth
大，水平应力增长较快，并在4.0～4.5m围岩深度即
泥岩直接顶内达到应力峰值，而后水平应力降低，随着进入砂岩顶板，在6.0～6.5m围岩深度水平应力达到又一峰值，之后逐渐降低原始水平应力。（2）对于顶板浅部同一围岩深度，巷道宽度越大水平应力越小，表明巷道宽度的加大致使对顶板的破坏较严重。
4巷道临界宽度的确定方法
由以上分析可以看出，巷道宽度对顶板变形和破坏影响较为显著，顶板事故也直接威胁到煤矿工人生命安全，因此从顶板的变形和破坏角度去分析巷道的临界宽度。巷道开挖后，围岩应力重新分布，当围岩应力超过煤岩体强度后，围岩发生破坏，应力向深部发生转移，破碎区和塑性区范围也向深部逐渐扩展，直至取得新的平衡状态。巷道宽度的加大使得顶板的下沉量增加，破坏区和塑性区的范围也增大。由围岩应力及塑性区分布（图3）可知，在拉破坏范围内围岩应力降低最明显，可看作破碎区，再往深部，发生剪切破坏的围岩应力虽然较低，但与拉破坏范围内的应力相比，应力有所升高，该区域可看作塑性区，再往深部则为弹性区。
处于破碎区范围内的围岩必须对其进行支护或加固，才能使之稳定，并阻止破碎区向深部发展。受施工机具和巷道高度的影响，顶板锚杆长度一般为1.8～2.5m。考虑锚杆外露长度及安全锚固长度，因此，如果最大拉破坏深度大于1.5m，则顶锚杆将部
560
煤炭学
5.3
报2011年第36
卷
围岩控制效果分析工程应用效果表明，具有初撑力的临时支护能够
及时支护空顶区顶板，避免了空顶区发生松脱型垮冒事故；高预紧支护有效减小了顶板早期变形以及由于顶板屈曲下沉而导致的离层，提高了锚固体承载能力，阻止了破碎区和塑性区向深部发展。掘进期间，巷道变形如图8所示。掘巷稳定后，顶板下沉量为45～60mm，两帮移近量为40～50mm，底臌量为20～30mm，有效控制了围岩变形，实现了围岩稳定。
图6Fig.6
预紧力对顶板应力状态的影响Effectofpre-stressonroofstressstatus
5.2
围岩控制技术
6207综放工作面运输巷所采用的EBZ－150C
掘进机设有前配套临时支撑系统，可支撑住顶、底板，该临时支撑系统采用4个液压缸体支撑、初撑力大，对顶板的支撑力可达600kN。
高强锚杆支护参数为：顶板使用5根22mm×2400mm高强螺纹钢锚杆，两帮使用8根22mm×2000mm的高强螺纹钢锚杆，顶、帮锚杆间排距分别900mm×1000mm，为1150mm×1000mm、如图7所示。由于空间限制，为方便机载锚杆钻机施工，底角锚杆采用水平布置，并距离底板稍远。顶板锚杆采用一支双速（CK+Z）2360和一支Z2360加长锚固，两帮锚杆采用一支CK2335和一支Z2360加长锚固，顶板和两帮均铺设金属网和14mm圆钢焊制的钢筋梯子梁
。
图8
Fig.8
掘进期间巷道变形－时间关系
Relationshipbetweenroadwaydeformationandtimeduringroadwayexcavation
6结论
（1）巷道宽度对顶板的变形和破坏影响较显著。巷道宽度越大，巷道变形破坏越严重，而且巷道宽度存在临界值。巷道宽度小于临界值时，随巷道宽度增
巷道变形量增加较小，围岩的拉破坏深度增加均加，
较小，超过临界值后，围岩变形量和拉破坏深度增加较为迅速。
（2）在拉破坏范围内围岩应力降低最明显，可看作破碎区，处于破碎区范围内的围岩必须对其进行支护或加固，才能使之稳定，并阻止破碎区向深部发展。受施工机具和巷道高度的影响，顶板锚杆长度一般为1.8～2.5m。因此，提出将拉破坏深度1.5m作为临界宽度的判断指标。
（3）对于超临界宽度的6207综放工作面运输巷，采用机载锚杆钻机掘进，实现了具有初撑力的大阻力机载临时支护和300N·m高预紧力锚杆支护，取得了较好的围岩控制效果。
图7
Fig.7
巷道支护断面
Crosssectionofroadwayboltsupport
参考文献：
［1］王金华．我国煤巷锚杆支护技术的新发展［J］．煤炭学报，2007，
32（2）：113－118．
WangJinhua．NewdevelopmentofrockboltingtechnologyforcoalroadwayinChina［J］．JournalofChinaCoalSociety，2007，32（2）：113－118．
［2］赵学社．煤矿高效掘进技术现状与发展趋势［J］．煤炭科学技
2007，35（4）：1－10．术，
巷道顶板采用锚索加强支护，每3排锚杆打一排
2根锚索，锚索参数为17.8mm×8300mm，每根锚索采用一支双速（CK+Z）2360和2支Z2360树脂药
80kN，卷锚固。顶、帮锚杆锚固力分别100、机载锚杆钻机预紧扭矩达300N·m，真正实现了高强高预紧力锚杆支护。
第4期周志利等：大断面煤巷变形破坏规律及控制技术
561
ZhaoXueshe．Presentstatusanddevelopmenttendencyofhigheffi-cientroadwaydrivingtechnologyincoalmine［J］．CoalScienceandTechnology，2007，35（4）：1－10．［3］
柏建彪，王襄禹，贾明魁，等．深部软岩巷道支护原理及应用［J］．岩土工程学报，2008，30（5）：632－625．
BaiJianbiao，WangXiangyu，JiaMingkui，etal．Theoryandapplica-tionofsupportingindeepsoftroadways［J］．JournalofGeotechnicalEngineering，2008，30（5）：632－625．
［4］侯朝炯，郭励生，勾攀峰，等．煤巷锚杆支护［M］．徐州：中国矿业
1999．大学出版社，
HouChaojiong，GuoLisheng，GouPanfeng，etal．Boltsupportofcoalroadway［M］．Xuzhou：ChinaUniversityofMiningandTechnologyPress，1999．
［5］康红普．煤巷锚杆支护成套技术研究与实践［J］．岩石力学与工
2005，24（21）：3959－3963．程学报，
KangHongpu．Studyandapplicationofcompleterockblottingtech-nologytocoalroadway［J］．JournalofRockMechanicsandEngi-2005，24（21）：3959－3963．neering，
［6］王金华．我国煤巷机械化掘进机现状及锚杆支护技术［J］．煤炭
2004，32（1）：6－10．科学技术，
WangJinhua．Chinamechanizedroadheaderstatusandboltsupporttechnologyinmineseamroadway［J］．CoalScienceandTechnology，2004，32（1）：6－10．
［7］伍光东，．煤炭万学锋．掘锚机组在羊场湾煤矿的应用实践［J］
2009（7）：56－58．工程，
WuGuangdong，WanXuefeng．Applicationandpracticeofexcava-tionandboltingunitsinYangchangwanMine［J］．CoalEngineering，2009（7）：56－58．
［8］赵洪亮，姚精明，何富连，等．大断面煤巷预应力桁架锚索的理
J］．煤炭学报，2007，32（10）：1061－1065．论与实践［
ZhaoHongliang，YaoJingming，HeFulian，etal．Applicationofpre-stresstrusscableinlargecrosssectioncoalroadway［J］．Journalof2007，32（10）：1061－1065．ChinaCoalSociety，
［9］徐春宇，苏多云．大断面复合顶板回采巷道锚杆锚索网支护试
J］．矿业安全与环保，2004，31（4）：13－14．验［
XuChunyu，SuDuoyun．Supportingexperimentofboltanchorcableandwiremeshinlargesectionworkingroadwaywithcompositeroof［J］．MiningSafetyandEnvironmentalProtection，2004，31（4）：13－14．
［10］张
炜，张东升，王旭锋，等．大断面回采巷道锚梁网索联合支J］．煤炭工程，2008（7）：64－66．护效果分析［
ZhangWei，ZhangDongsheng，WangXufeng，etal．Analysisonre-beam，steelmeshandsultsofcombinedsupportsystemwithbolt，
anchorappliedtolargecrosssectionmininggateway［J］．CoalEn-gineering，2008（7）：64－66．
［11］段云刚，张向阳．锚梁网索支护技术在复合顶板回采巷道中的
J］．煤矿开采，2006，11（5）：45－47．应用［
ZhangXiangyang．Applicationofboltingbeam，DuanYungang，
meshandropesupportincombinedroofofminingroadway［J］．2006，11（5）：45－47．CoalMining，
［12］杨战标．大断面回采巷道锚网支护分析及应用［J］．矿业安全
2009，36（4）：29－31．与环保，
YangZhanbiao．Theresearchandapplicationofhugecross-section-J］．MiningSafetyandEnvironmentalalroadmetalmeshtimbering［Protection，2009，36（4）：29－31．
第36卷第4期2011年
4月煤炭学报
JOURNALOFCHINACOALSOCIETY
Vol．36Apr．
No．42011
文章编号：0253－9993（2011）04－0556－06
大断面煤巷变形破坏规律及控制技术
12222
周志利，柏建彪，肖同强，许磊，张科学
（1.中国矿业大学（北京）资源与安全工程学院，北京100083；2.中国矿业大学煤炭资源与安全开采国家重点实验室矿业工程学院，江苏徐州221008）
FLAC数值计算和工程实践等方法，要：采用理论分析、研究分析巷道宽度对巷道围岩变形、
塑性区及应力分布的影响规律，提出了巷道临界宽度判定指标：巷道顶板拉破坏深度为1.5m，顶摘
板拉破坏深度大于1.5m的巷道维护困难。并提出了超过临界宽度的巷道支护技术为：及时支护、高强高预紧力锚杆、锚索支护和高初撑力的临时支护。研究成果成功应用于王庄煤矿6207综放工作面运输巷。
关键词：大断面煤巷；围岩稳定性；临界宽度；支护技术中图分类号：TD322.4；TD353
文献标志码：A
3D
Deformationandfailurelawanditscontroltechnologyof
roadwaywithlargesection
ZHOUZhi-li1，BAIJian-biao2，XIAOTong-qiang2，XULei2，ZHANGKe-xue2
（1.SchoolofResourcesandSafetyEngineering，ChinaUniversityofMiningandTechnology（Beijing），Beijing
100083，China；2.SchoolofMines，StateKey
LaboratoryofCoalResourcesandMineSafety，ChinaUniversityofMiningandTechnology，Xuzhou221008，China）
Abstract：Theoreticalanalysis，FLAC3Dnumericalcalculationandengineeringpracticeswereusedtoresearchthein-fluencelawsofroadwaywidthonsurroundingrockdeformation，plasticzoneandstressdistribution．Themethodofroofpullfailuredepthasanindextodetermineroadwaycriticalwidthwereputforward．Theroadwaywidthindexisrooftensionfailuredepth1．5m．Whentherooftensionfailuredepthislargethan1．5m，theroadwayisdifficulttosup-astimelysupport，highstrengthandhighport．Androadwaysupporttechnologyofmorethancriticalwidthwasgiven，
pre-stressedboltandcablesupport，andhighsettingloadtemporarysupport．Researchresultsweresuccessfullyappliedto6207fully-mechanizedtopcavingworkingfacetransportroadwayofWangzhuangCoalMine．Keywords：roadwaywithlargesection；stabilityofsurroundingrock；criticalwidth；supporttechnology随着锚杆支护技术的发展以及综合机械掘进设
［1－7］
，备的应用煤层巷道所占比重越来越大。随着大回采采高工作面的推广应用和采掘重型设备的应用，
22
巷道断面由原来的10～15m增加到18～20m，甚至更大，回采巷道断面的增大主要是巷道宽度的增大，由原来的3.0～4.5m增加至5.0～6.0m，巷道宽度成为影响巷道安全的重要因素之一。巷道宽度的加大导致巷道变形量、顶板离层量加大及支护体破坏等问题，严重影响了煤矿安全生产
［8－12］
本关巷道宽度对围岩稳定性影响的研究较少。为此，
文针对潞安集团王庄煤矿6207综放工作面运输巷生研究了巷道宽度对围岩稳定性的影响。产地质条件，
王庄煤矿6207综放工作面运输巷采用了掘锚机组掘进，巷道宽度达到了5m，在顶板和两帮为软弱煤体的情况下，巷道宽度的加大加剧了对巷道围岩稳定性的影响。本文以王庄煤矿综放工作面运输巷围
3D
岩地质条件为背景，应用FLAC数值计算方法，研究了不同巷道宽度下围岩的变形、破坏及应力变化规
。目前，有
收稿日期：2010－12－29责任编辑：柴海涛
基金项目：煤炭资源与安全开采国家重点实验室自主研究课题资助项目（SKLCRSM08X04）；全国博士学位论文作者专项资金资助项目
（200760）；江苏高校优势学科建设工程资助项目（PAPD）
作者简介：周志利（1962—），男，山西洪桐人，正高级工程师。E－mail：[email protected]
第4期周志利等：大断面煤巷变形破坏规律及控制技术
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律，明确了巷道宽度加大对围岩稳定性的影响规律，并针对大跨度厚顶煤巷道提出了围岩控制技术对策，并进行了工程应用，取得了良好的控制效果。
3m左右的煤层，其上为3m厚泥岩，属于典型的复合顶板巷道，巷道直接底为3m厚泥岩。为分析巷道宽
度对巷道稳定性的影响，固定巷道高度为3.5m，建4.0、4.5、5.0、5.5、6.0、6.5m立了巷道宽度为3.5、共7个计算模型。
1生产地质条件
王庄煤矿6207综放工作面开采3号煤层，煤层平均厚度为6.65m，含矸0～5层，一般含夹矸4～5层，煤层倾角2°～6°。地面标高为924～927m，工作
工作面埋深300m左右。东面面标高626～675m，
及北面是岭上村保护煤柱，西接630南翼巷道，南临
6205工作面。
6207综放工作面运输巷采用EBZ－150C掘进机加装机载锚杆钻机组成的掘进机组沿煤层底板掘进，巷道断面尺寸：宽×高=5.0m×3.5m，顶部尚有3m左右的煤层，并含有夹矸。直接顶为厚2.95m的泥岩，节理发育，含植物化石。基本顶为厚层灰白
致密坚硬，抗压强度高，不易冒落。巷色的细粒砂岩，
道两帮为强度较低的3号煤层，底板为厚3.1m强度较小的泥岩。
由于巷道围岩整体强度较低，直接顶又为易破碎、冒落的泥岩，与顶煤形成复合顶板，不稳定煤、岩复合顶板厚度达6m左右，加之巷道断面尺寸又大，巷道维护较困难。
3巷道宽度对围岩稳定性的影响
数值计算结果表明，巷道宽度对顶板稳定性影响而对两帮影响相对较小。因此，重点分析巷道较大，
宽度对顶板变形、塑性区及位移的影响。3.1巷道宽度对顶板变形的影响规律
固定巷道高度为3.5m，不同巷道宽度下巷道变形量及变化趋势如图1所示。由图1可知，巷道宽度对顶板下沉量影响较大，巷道宽度按照0.5m依次递
顶板下沉量增幅由小变大，巷道宽度小于增情况下，
4.5m时，增幅较为平缓，相邻巷道宽度间增幅为5、
14mm，超过4.5m后，增幅为20～30mm，受巷道宽度影响较为剧烈。由此可知，对于软弱厚顶煤巷道，巷道宽度存在临界值，在临界值之前，随巷道宽度增加，顶板下沉量变化不大，超过临界值后，巷道宽度对
顶板位移变顶板下沉量影响显著。不同巷道宽度时，化如图
2所示。
2模型的建立
依据王庄煤矿6207综放工作面回采巷道围岩力
3D
学性质及生产地质条件，采用FLAC数值软件建立计算模型。计算模型总体尺寸为50.0m×1.0m×47.3m，4个侧共划分9500个单元。模型底面固定，面限制水平运动。巷道埋深为400m，模型上边界施加覆岩自重9.6MPa，侧压系数取1.3。FLAC模拟软件是建立在拉格朗日算法基础上
适于模拟井巷开挖等岩土类材料的大变的数值分析，
形、弯曲和扭曲。模型采用弹塑性材料，运用Mohr－
Coulomb屈服准则判断岩体的破坏，即
fs=σ1－σ3Nφ+2Cφ
ft=σ3－σt
式中，σ1、σ3分别为最大和最小主应力；Nφ=（1+sinφ）/（1－sinφ）；C、φ分别为材料的黏结力和内摩擦角；σt为抗拉强度。
当fs=0时，材料将发生剪切破坏；当ft=0时，材料将产生拉伸破坏。巷道开挖过程中，考虑岩体的应变软化，采用应变软化模型以反映煤体破坏后随变形发展残余强度逐步降低的性质。
6207工作面运输巷沿煤层底板掘进，顶部尚有
图2
Fig.2
3D
图1Fig.1
巷道宽度对巷道变形的影响
Effectofroadwaywidth
onroofdeformation
不同巷道宽度顶板垂直位移变化曲线
Roofverticaldisplacementunderdifferentroadwaywidth
由图2可知，顶板浅部围岩垂直位移受巷道宽度
影响较大。巷道顶煤厚达3m，软弱顶煤导致3m范围内围岩变形量较大，经统计，约占巷道总变形量的
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煤炭学报2011年第36卷
84%～87%。随着巷道宽度加大，浅部围岩变形增长1m尤为显著，巷道宽度由3.5m增加至6.5m时，范围内围岩变形由44mm增加至134mm，宽度的增加将导致顶煤裂隙张开、离层加剧。
3.2巷道宽度对顶板塑性区分布的影响规律不同巷道宽度下围岩塑性区分布特征如图3所示。由图3可知，随着巷道宽度增大，围岩塑性区范围增大，其中顶板和底板的塑性区范围增加较明显，而两帮塑性区变化不大，表明巷道宽度对顶板、底板的稳定性影响较显著。顶板拉破坏深度及面积变化如图4所示
。
图4Fig.4
巷道宽度对顶板破坏的影响
Effectofroadwaywidthonrooffailure
（1）巷道顶板浅部围岩首先发生拉破坏，而后塑性区逐步向深部发展，并向肩角和底角扩展，且深部围岩破坏为剪切破坏。随着巷道宽度加大，围岩塑性区范围增大，且顶板塑性区增加显著，可知巷道宽度对顶板的破坏影响较大。
（2）巷道宽度对顶板拉破坏深度及面积影响较大。巷道宽度由3.5m增大至6.5m时，顶板拉破坏深度由1.5m增加至3.0m，拉破坏面积则几乎呈线
22性增长，由3m增加至11m。
（3）随着巷道宽度的增加，顶板拉破坏深度存在一临界点，巷道宽度小于4.5m时，拉破坏深度为1.5m，巷道宽度为4.5～6.5m时，拉破坏深度增大至3.0m。拉破坏深度临界点与巷道变形临界点相对应。3.3
巷道宽度对顶板应力的影响规律在巷道顶板中部布置应力监测线，不同巷道宽度
围岩应力变化趋势如图5所示。由图5（a）可知，巷道围岩垂直应力具有以下规律：
（1）巷道顶板表面垂直应力为0，顶板2m以浅围岩垂直应力小于1MPa，随着围岩深度加大，垂直应力值升高，但增长速率呈减小趋势，浅部增加幅度加大，深部增加幅度减小，直至围岩深度15m以后才达到原岩应力。
（2）巷道宽度对顶底板垂直应力影响较大。对于同一深度围岩，巷道宽度越大，顶底板垂直应力越低，保持较低垂直应力的围岩深度也越大。巷道宽度垂直应力在1MPa以下的深度为3.5m和6.5m时，
分别为2.0m和3.5m。由此可知，巷道宽度越大，顶板浅部围岩应力降低越明显，围岩破坏深度与程度越大。
由图5（b）可知，巷道围岩水平应力具有以下规律：
（1）顶板表面水平应力几乎为0，2m以浅围岩
2m以深随着围岩深度加水平应力较低，约为2MPa，
图3Fig.3
不同巷道宽度围岩塑性区分布Plasticzonedistributionofsurrounding
rockunderdifferentroadwaywidths
4可知，由图3、巷道宽度对巷道顶板塑性破坏具
有以下影响规律
：
第4期周志利等：
大断面煤巷变形破坏规律及控制技术
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锚固效果将大大降分或全部锚固在破碎区范围内，
低，顶锚杆受力也将会恶化，发生冒顶的可能性大大提高。因此，将拉破坏深度1.5m作为临界宽度的判断指标。
王庄煤矿6207综放工作面运输巷宽度小于等于4.0m时，拉破坏深度为1.5m，巷道超过4.0m时，拉破坏深度增大至3m，因此，确定王庄煤矿6207工作面运输巷的临界宽度为4.0m。
5
5.1
超临界宽度巷道围岩控制工程实践
围岩稳定控制原理
王庄煤矿6207综放工作面运输巷采用掘进机加
装机载锚杆钻机掘进，巷道宽度为5.0m，超过其临界宽度4.0m，并且顶板为3m厚的顶煤，巷道维护采用了高初撑力难度大。为有效控制围岩变形破坏，机载临时支护、高预紧力锚杆支护技术。
高初撑力机载临时支护对围岩控制的作用：
（1）机载液压式临时撑柱支护具有一定的初撑力，能够及时支护顶板，给予围岩表面一定的支护强度，可减小顶板早期变形以及由于顶板屈曲下沉而导可实现永久支护后锚杆和围岩同步承致的离层，载。
（2）机载液压式临时撑柱支护能够保持高阻力承载，有效防止掘进端头发生松脱型垮冒。当松动严重超过临时撑柱初撑力时，其支护阻力增加，增加至工作阻力后保持恒定。另外，机载液压式临时撑柱支护操作简单，安全可靠，整个操作由控制阀来完成，控制阀组安装在掘进机司机座旁部，司机可单独完成整个前配套的展开和收回过程。
高预紧力锚杆支护对围岩控制的作用在于：锚杆施加一定的预紧力成为主动支护，使围岩的应力状态向三向应力转化，在巷道变形初期，围岩沿破裂面滑移阻力就比较大，避免围岩力学性质过早恶化，有效抑制巷道围岩破裂区向深部发展，提高围岩的径向约束能力和抗剪能力，发挥围岩的自身承载能力，提高稳定性。
不考虑围岩自重应力时，模拟锚杆预紧力为10、20、30、40kN时的顶板应力场分布，预紧力水平与顶板出现的最大压应力的关系如图6所示。数值计算结果表明，锚杆尾部出现了应力集中，预紧力为10、20、30、40kN时，4.5、8.0、最大压应力值分别为2.5、12.0kPa，随着预紧力的增大，顶板表面最大压应力值逐渐增大，而且锚杆之间的压应力值也有所提高，表明预紧力的提高可使顶板处于预应力梁状态，并有效减小顶板拉破坏和早期离层。
图5不同巷道宽度顶板垂直应力和水平应力变化Fig.5
Verticalstressandhorizontalstressofroofunderdifferentroadwaywidth
大，水平应力增长较快，并在4.0～4.5m围岩深度即
泥岩直接顶内达到应力峰值，而后水平应力降低，随着进入砂岩顶板，在6.0～6.5m围岩深度水平应力达到又一峰值，之后逐渐降低原始水平应力。（2）对于顶板浅部同一围岩深度，巷道宽度越大水平应力越小，表明巷道宽度的加大致使对顶板的破坏较严重。
4巷道临界宽度的确定方法
由以上分析可以看出，巷道宽度对顶板变形和破坏影响较为显著，顶板事故也直接威胁到煤矿工人生命安全，因此从顶板的变形和破坏角度去分析巷道的临界宽度。巷道开挖后，围岩应力重新分布，当围岩应力超过煤岩体强度后，围岩发生破坏，应力向深部发生转移，破碎区和塑性区范围也向深部逐渐扩展，直至取得新的平衡状态。巷道宽度的加大使得顶板的下沉量增加，破坏区和塑性区的范围也增大。由围岩应力及塑性区分布（图3）可知，在拉破坏范围内围岩应力降低最明显，可看作破碎区，再往深部，发生剪切破坏的围岩应力虽然较低，但与拉破坏范围内的应力相比，应力有所升高，该区域可看作塑性区，再往深部则为弹性区。
处于破碎区范围内的围岩必须对其进行支护或加固，才能使之稳定，并阻止破碎区向深部发展。受施工机具和巷道高度的影响，顶板锚杆长度一般为1.8～2.5m。考虑锚杆外露长度及安全锚固长度，因此，如果最大拉破坏深度大于1.5m，则顶锚杆将部
560
煤炭学
5.3
报2011年第36
卷
围岩控制效果分析工程应用效果表明，具有初撑力的临时支护能够
及时支护空顶区顶板，避免了空顶区发生松脱型垮冒事故；高预紧支护有效减小了顶板早期变形以及由于顶板屈曲下沉而导致的离层，提高了锚固体承载能力，阻止了破碎区和塑性区向深部发展。掘进期间，巷道变形如图8所示。掘巷稳定后，顶板下沉量为45～60mm，两帮移近量为40～50mm，底臌量为20～30mm，有效控制了围岩变形，实现了围岩稳定。
图6Fig.6
预紧力对顶板应力状态的影响Effectofpre-stressonroofstressstatus
5.2
围岩控制技术
6207综放工作面运输巷所采用的EBZ－150C
掘进机设有前配套临时支撑系统，可支撑住顶、底板，该临时支撑系统采用4个液压缸体支撑、初撑力大，对顶板的支撑力可达600kN。
高强锚杆支护参数为：顶板使用5根22mm×2400mm高强螺纹钢锚杆，两帮使用8根22mm×2000mm的高强螺纹钢锚杆，顶、帮锚杆间排距分别900mm×1000mm，为1150mm×1000mm、如图7所示。由于空间限制，为方便机载锚杆钻机施工，底角锚杆采用水平布置，并距离底板稍远。顶板锚杆采用一支双速（CK+Z）2360和一支Z2360加长锚固，两帮锚杆采用一支CK2335和一支Z2360加长锚固，顶板和两帮均铺设金属网和14mm圆钢焊制的钢筋梯子梁
。
图8
Fig.8
掘进期间巷道变形－时间关系
Relationshipbetweenroadwaydeformationandtimeduringroadwayexcavation
6结论
（1）巷道宽度对顶板的变形和破坏影响较显著。巷道宽度越大，巷道变形破坏越严重，而且巷道宽度存在临界值。巷道宽度小于临界值时，随巷道宽度增
巷道变形量增加较小，围岩的拉破坏深度增加均加，
较小，超过临界值后，围岩变形量和拉破坏深度增加较为迅速。
（2）在拉破坏范围内围岩应力降低最明显，可看作破碎区，处于破碎区范围内的围岩必须对其进行支护或加固，才能使之稳定，并阻止破碎区向深部发展。受施工机具和巷道高度的影响，顶板锚杆长度一般为1.8～2.5m。因此，提出将拉破坏深度1.5m作为临界宽度的判断指标。
（3）对于超临界宽度的6207综放工作面运输巷，采用机载锚杆钻机掘进，实现了具有初撑力的大阻力机载临时支护和300N·m高预紧力锚杆支护，取得了较好的围岩控制效果。
图7
Fig.7
巷道支护断面
Crosssectionofroadwayboltsupport
参考文献：
［1］王金华．我国煤巷锚杆支护技术的新发展［J］．煤炭学报，2007，
32（2）：113－118．
WangJinhua．NewdevelopmentofrockboltingtechnologyforcoalroadwayinChina［J］．JournalofChinaCoalSociety，2007，32（2）：113－118．
［2］赵学社．煤矿高效掘进技术现状与发展趋势［J］．煤炭科学技
2007，35（4）：1－10．术，
巷道顶板采用锚索加强支护，每3排锚杆打一排
2根锚索，锚索参数为17.8mm×8300mm，每根锚索采用一支双速（CK+Z）2360和2支Z2360树脂药
80kN，卷锚固。顶、帮锚杆锚固力分别100、机载锚杆钻机预紧扭矩达300N·m，真正实现了高强高预紧力锚杆支护。
第4期周志利等：大断面煤巷变形破坏规律及控制技术
561
ZhaoXueshe．Presentstatusanddevelopmenttendencyofhigheffi-cientroadwaydrivingtechnologyincoalmine［J］．CoalScienceandTechnology，2007，35（4）：1－10．［3］
柏建彪，王襄禹，贾明魁，等．深部软岩巷道支护原理及应用［J］．岩土工程学报，2008，30（5）：632－625．
BaiJianbiao，WangXiangyu，JiaMingkui，etal．Theoryandapplica-tionofsupportingindeepsoftroadways［J］．JournalofGeotechnicalEngineering，2008，30（5）：632－625．
［4］侯朝炯，郭励生，勾攀峰，等．煤巷锚杆支护［M］．徐州：中国矿业
1999．大学出版社，
HouChaojiong，GuoLisheng，GouPanfeng，etal．Boltsupportofcoalroadway［M］．Xuzhou：ChinaUniversityofMiningandTechnologyPress，1999．
［5］康红普．煤巷锚杆支护成套技术研究与实践［J］．岩石力学与工
2005，24（21）：3959－3963．程学报，
KangHongpu．Studyandapplicationofcompleterockblottingtech-nologytocoalroadway［J］．JournalofRockMechanicsandEngi-2005，24（21）：3959－3963．neering，
［6］王金华．我国煤巷机械化掘进机现状及锚杆支护技术［J］．煤炭
2004，32（1）：6－10．科学技术，
WangJinhua．Chinamechanizedroadheaderstatusandboltsupporttechnologyinmineseamroadway［J］．CoalScienceandTechnology，2004，32（1）：6－10．
［7］伍光东，．煤炭万学锋．掘锚机组在羊场湾煤矿的应用实践［J］
2009（7）：56－58．工程，
WuGuangdong，WanXuefeng．Applicationandpracticeofexcava-tionandboltingunitsinYangchangwanMine［J］．CoalEngineering，2009（7）：56－58．
［8］赵洪亮，姚精明，何富连，等．大断面煤巷预应力桁架锚索的理
J］．煤炭学报，2007，32（10）：1061－1065．论与实践［
ZhaoHongliang，YaoJingming，HeFulian，etal．Applicationofpre-stresstrusscableinlargecrosssectioncoalroadway［J］．Journalof2007，32（10）：1061－1065．ChinaCoalSociety，
［9］徐春宇，苏多云．大断面复合顶板回采巷道锚杆锚索网支护试
J］．矿业安全与环保，2004，31（4）：13－14．验［
XuChunyu，SuDuoyun．Supportingexperimentofboltanchorcableandwiremeshinlargesectionworkingroadwaywithcompositeroof［J］．MiningSafetyandEnvironmentalProtection，2004，31（4）：13－14．
［10］张
炜，张东升，王旭锋，等．大断面回采巷道锚梁网索联合支J］．煤炭工程，2008（7）：64－66．护效果分析［
ZhangWei，ZhangDongsheng，WangXufeng，etal．Analysisonre-beam，steelmeshandsultsofcombinedsupportsystemwithbolt，
anchorappliedtolargecrosssectionmininggateway［J］．CoalEn-gineering，2008（7）：64－66．
［11］段云刚，张向阳．锚梁网索支护技术在复合顶板回采巷道中的
J］．煤矿开采，2006，11（5）：45－47．应用［
ZhangXiangyang．Applicationofboltingbeam，DuanYungang，
meshandropesupportincombinedroofofminingroadway［J］．2006，11（5）：45－47．CoalMining，
［12］杨战标．大断面回采巷道锚网支护分析及应用［J］．矿业安全
2009，36（4）：29－31．与环保，
YangZhanbiao．Theresearchandapplicationofhugecross-section-J］．MiningSafetyandEnvironmentalalroadmetalmeshtimbering［Protection，2009，36（4）：29－31．