王 恩 ，謝生榮 ，陳冬冬 ，劉瑞鵬 ，馮少華

（1.華北科技學(xué)院 礦山安全學(xué)院，河北 廊坊 065201；2.中國礦業(yè)大學(xué)(北京) 能源與礦業(yè)學(xué)院, 北京 100083；3.The University of British Columbia,Department of Civil Engineering, Vancouver, British Columbia V6T1Z4, Canada）

0 引 言

隨著淺部煤炭資源日益枯竭，深部開采的煤體越來越多表現(xiàn)出松軟碎等復(fù)雜地質(zhì)條件特征[1-3]，對煤巷圍巖控制提出了嚴峻的挑戰(zhàn)。沿空掘巷是基于上區(qū)段工作面采空區(qū)邊緣保留窄煤柱掘進且為本工作面服務(wù)的回采巷道[4]，其圍巖穩(wěn)定性主要與窄煤柱留設(shè)寬度、圍巖結(jié)構(gòu)體強度、開挖卸荷引起的圍巖應(yīng)力分布、支護體與圍巖的互饋關(guān)系等有關(guān)[5]。深部沿空掘巷煤柱留設(shè)寬度及煤巖體強度、支護體與圍巖的互饋關(guān)系確定條件下，研究開挖卸荷引起的掘巷圍巖應(yīng)力分布規(guī)律及塑化破壞狀態(tài)，對揭示深部掘巷圍巖破壞機制及制定圍巖穩(wěn)定性控制技術(shù)具有重要指導(dǎo)作用。

國內(nèi)外學(xué)者針對沿空掘巷技術(shù)主要開展以下幾方面的研究：①掘巷窄煤柱寬度[6-13]方面：主要運用數(shù)值模擬方法分析沿空掘巷圍巖應(yīng)力及位移分布、采用極限平衡區(qū)理論、現(xiàn)場監(jiān)測、工程類比等方法綜合確定合理的窄煤柱留設(shè)寬度；②掘巷圍巖大變形破壞機制方面：主要研究了孤島面窄煤柱掘巷理論力學(xué)計算模型[14]、傾斜煤層關(guān)鍵塊體結(jié)構(gòu)力學(xué)模型[15]、掘巷小煤柱中性面的變形效應(yīng)[16]、數(shù)值反演了掘巷期間上位基本頂斷裂位置的變化過程[17-18]、綜放面掘巷頂板破壞機制[19]等，揭示了窄煤柱沿空掘巷圍巖破壞機制；③掘巷圍巖穩(wěn)定性控制方面：提出了高強高預(yù)應(yīng)力錨桿索非對稱控制原則[20-21]、沿空掘巷“外伸梁”結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性的基本判別準則[22]、深井高應(yīng)力沿空掘巷圍巖控制原理與技術(shù)[23]、支護系統(tǒng)設(shè)計及其圍巖應(yīng)力調(diào)控對沖擊傾向性沿空掘巷的防控機制[24-25]、抑制頂板離層和優(yōu)化幫部煤體承載力對控制復(fù)合頂板沿空掘巷圍巖的機理[26]、窄煤柱留設(shè)寬度確定及沿空掘巷時機選擇是圍巖穩(wěn)定性控制的關(guān)鍵[27-28]。

上述研究成果豐富了窄煤柱沿空掘巷圍巖控制理論與技術(shù)體系，對推廣沿空掘巷在各大礦區(qū)的應(yīng)用奠定了優(yōu)良的基礎(chǔ)，但針對松軟碎煤體賦存下孤島工作面窄煤柱沿空掘巷圍巖破壞機制研究甚少。試驗巷道周圍煤體表現(xiàn)出典型深部松軟碎等特征[29-30]，筆者針對深部典型試驗段松軟碎煤體條件下孤島工作面留小煤柱掘巷圍巖大變形破壞的控制難題，以垂直應(yīng)力、水平應(yīng)力、最大剪應(yīng)力以及塑性破壞場為指標模擬并揭示了掘巷圍巖大變形破壞機制，基于掘巷圍巖應(yīng)力、塑性區(qū)的發(fā)育、形成及延伸拓展規(guī)律提出了留小煤柱掘巷圍巖控制的關(guān)鍵區(qū)域，鑒于此提出槽鋼錨索支護+注漿改性強化等分區(qū)域聯(lián)合支護原則，工程試驗證實煤體松軟碎、強度低且易發(fā)生大變形破壞的試驗段掘巷圍巖取得了良好的控制效果，對深部煤體巷道圍巖控制及推動工作面智能化工作奠定了良好的先決性地質(zhì)基礎(chǔ)。

1 工程概況

1.1 地質(zhì)概況

試驗礦井深部2 號煤層沉積穩(wěn)定，結(jié)構(gòu)復(fù)雜，含有一層夾矸，煤層及夾矸厚度有一定變化。上層煤厚度為2.0～3.4 m，平均厚度為2.7 m；下層煤厚度1.1～1.5 m，平均厚度1.23 m；夾矸厚度為0.7～2.6 m，平均厚度為1.4 m；煤層總厚4.6～6.5 m，平均5.4 m。試驗段工作面運輸巷所在煤層傾角為3°～7°，平均傾角5°。2 號煤層直接頂為厚2.32 m 的粉砂巖，基本頂為細砂巖，厚度為11.23 m，直接底為厚1.06 m細砂巖。

2 號煤層21215 工作面西北與東南兩側(cè)均為采空區(qū)，其西北與21213 工作面采空區(qū)相鄰，東南與21217 工作面采空區(qū)相鄰，西南至-480 北翼運輸巷，如圖1 所示。21215 大采高工作面走向長度平均1 127 m，平均傾斜長度226 m，工作面底板標高-460 ～ -570 m，地面標高為+93 ～ +102 m。21215 工作面運輸巷（寬5.5 m×高4.0 m 矩形大斷面沿空掘巷）與21213 工作面采空區(qū)間留設(shè)寬度為7.0 m 煤柱，沿2 號煤層頂板掘進。

圖1 21215 回采工作面布置Fig.1 Layout of No.21215 Working Face

1.2 煤巷圍巖礦壓顯現(xiàn)特征

試驗礦井2 號煤層21215 工作面附近煤體取樣極為困難，煤體內(nèi)節(jié)理及裂隙發(fā)育明顯，硐室周圍煤體黏聚力低、強度低、承載能力差，煤巷圍巖松軟破碎程度高，表現(xiàn)出極為顯著的深部煤體松、軟、碎等特征，給大斷面煤體巷道圍巖穩(wěn)定性控制帶來了極大的困難。再者，21215 鄰近工作面煤巷圍巖支護方案設(shè)計主要以現(xiàn)場實踐經(jīng)驗為主，缺乏理論依據(jù)支撐，2 號煤層21215 鄰近工作面回采過程中附近軟碎煤體如圖2a 所示，煤巷圍巖破壞較為嚴重，主要表現(xiàn)為巷道頂板破碎出現(xiàn)網(wǎng)兜或漏頂現(xiàn)象，且巷道兩幫煤體向外臌出明顯，巷道圍巖出現(xiàn)大變形破壞特征，如圖2b 所示。

圖2 21215 工作面附近軟碎煤巷破壞Fig.2 Deformation of soft-broken coal roadway near No.21215 Working Face

由于2 號煤層節(jié)理裂隙發(fā)育且呈明顯深部軟碎煤體特征，為了維持工作面煤巷的正常使用，不得不專門安排施工隊伍對其進行不間斷的擴刷整修，整修后不久煤巷即出現(xiàn)頂幫圍巖大范圍被擠出及底臌等現(xiàn)象，支護成本居高不下。現(xiàn)場工程實踐證實：與21215 工作面相鄰的21213 工作面軌道巷在距開切眼約220 m 位置處（工作面見方時）圍巖受工作面劇烈回采擾動影響下極易發(fā)生大變形破壞，因此選取21215 工作面距開切眼220～450 m 位置留小煤柱掘巷為典型試驗段巷道。

2 掘巷圍巖變形破壞特征

為探究孤島工作面典型試驗段留小煤柱掘巷圍巖塑化運移及持續(xù)變形破壞特征，建立深部軟碎煤體掘巷圍巖三維數(shù)值計算模型，解算開挖擾動作用下掘巷圍巖變形破壞與垂直應(yīng)力、水平應(yīng)力、最大剪應(yīng)力以及塑性破壞場的演化關(guān)聯(lián)，闡明深部軟碎煤體大斷面掘巷圍巖持續(xù)大變形破壞機制。

2.1 數(shù)值計算模型

根據(jù)2 號煤層21215 工作面典型試驗段掘巷圍巖地質(zhì)條件，運用FLAC3D軟件構(gòu)建與典型試驗段掘巷現(xiàn)場工程實際相一致的深部軟碎煤體留小煤柱掘巷三維數(shù)值模型，如圖3 所示。模型的本構(gòu)關(guān)系采用Mohr-Coulomb 基本準則。

圖3 數(shù)值模型及模擬開挖順序Fig.3 Numerical model and simulated excavation sequence

1）模型簡介。模型長200 m×寬180 m×高100 m，模型四周鉸支、底部固支，上部為模型自由邊界。模型X軸方向為21215 工作面走向，Y軸方向為21215 工作面傾向，Z軸為鉛直方向。由于現(xiàn)場開挖擾動后的煤巖體中存在大量不規(guī)則節(jié)理和裂隙，實驗室測得的力學(xué)參數(shù)往往高于采場煤巖體本身，因此，室內(nèi)測試結(jié)果不能直接用于數(shù)值模擬。數(shù)值模擬中煤巖體力學(xué)參數(shù)的確定是通過Hoek-Brown基本準則[31]對實驗室測得的力學(xué)參數(shù)計算處理得出的，結(jié)果見表1。

表1 巖石物理力學(xué)參數(shù)Table 1 Rock physical and mechanical parameters

2）開挖過程。開挖順序如下：鄰近的21213 工作面軌道巷→21213 回采工作面→21215 工作面運輸巷。

3）數(shù)據(jù)監(jiān)測及提取。沿21215 工作面運輸巷煤柱側(cè)及實體煤側(cè)每隔0.5 m 分別預(yù)設(shè)圍巖各類應(yīng)力監(jiān)測點，模擬21215 大采高工作面運輸巷掘進全過程中圍巖應(yīng)力分布規(guī)律，揭示煤巷圍巖畸變破壞特征。

2.2 掘巷圍巖應(yīng)力及塑性區(qū)分布特征

煤礦井下巷道開挖前圍巖處于初始平衡的三向應(yīng)力狀態(tài)，巷道開挖后打破了原有的應(yīng)力平衡，導(dǎo)致巷道圍巖應(yīng)力發(fā)生重新分布。其中遠離巷道表面的深處圍巖受開挖擾動影響較小，通常處于三向受力穩(wěn)定狀態(tài)，距離巷道越近時受影響越大，圍巖將處于雙向應(yīng)力狀態(tài)，巷道周圍應(yīng)力分布 [32]如圖4 所示。

圖4 巷道周圍應(yīng)力變化曲線Fig.4 Curve of stress change around roadway

為研究21215 工作面典型試驗段掘巷圍巖畸變破壞特征，以掘巷圍巖垂直應(yīng)力、水平應(yīng)力、最大剪應(yīng)力以及塑性破壞場為指標模擬分析試驗段掘巷圍巖大變形破壞規(guī)律，為掘巷圍巖支護設(shè)計提供理論依據(jù)。圖5 為21215 工作面典型試驗段掘巷圍巖穩(wěn)定后應(yīng)力及塑性區(qū)分布。

圖5 巷道圍巖應(yīng)力及塑性區(qū)分布Fig.5 Distribution of stress and plastic zone in roadway surrounding rock

1）垂直應(yīng)力。由圖5a 巷道圍巖垂直應(yīng)力分布云圖可知：巷道頂?shù)装寮皟蓭蜏\部煤體大范圍處于應(yīng)力低值區(qū)，煤巷淺部圍巖發(fā)生一定程度塑化破壞。實體煤幫應(yīng)力集中程度明顯高于煤柱，掘巷頂板圍巖主要由實體煤幫承載，實體煤側(cè)垂直應(yīng)力峰值高達45.65 MPa，處于應(yīng)力高度集中的實體煤幫應(yīng)力集中系數(shù)達3.04。

2）水平應(yīng)力。由圖5b 巷道圍巖水平應(yīng)力分布云圖可知：巷道兩幫淺部大范圍煤體處于水平應(yīng)力低值區(qū)，水平應(yīng)力主要集中分布于巷道實體煤幫頂肩角深處約5.26 m 位置處（應(yīng)力峰值約24.79 MPa），且頂板水平應(yīng)力峰值帶呈非對稱狀分布，主要表現(xiàn)為實體煤幫頂肩角位置峰值區(qū)域范圍明顯大于煤柱幫。同時，煤柱中部出現(xiàn)一定程度水平應(yīng)力集中，但應(yīng)力集中不明顯。

3）最大剪應(yīng)力。由圖5c 可以看出巷道頂板靠近煤柱幫肩角深處5.80 m 出現(xiàn)近似“橢圓狀”分布的最大剪應(yīng)力低值區(qū)。掘巷頂?shù)装?、兩幫淺部區(qū)域圍巖形成受剪弱化區(qū)域，最大剪應(yīng)力值較低；向煤巷四周延伸，最大剪應(yīng)力值逐漸升高，掘巷圍巖最大剪應(yīng)力峰值位于實體煤幫深處約2.55 m。巷道頂板最大剪應(yīng)力呈現(xiàn)向?qū)嶓w煤幫頂肩角拓展延伸的趨勢，即實體煤幫頂板肩角位置塑化范圍明顯大于煤柱幫側(cè)。

4）塑性區(qū)。由圖5d 巷道圍巖塑性區(qū)分布可知：以21213 工作面采空區(qū)右側(cè)3 m 煤柱邊界為分界線形成大范圍向采場頂板方向延伸拓展的塑性破壞區(qū)，留設(shè)7 m 煤柱沿空掘巷穩(wěn)定后其煤柱中心形成寬度近似為1 m 的彈性核區(qū)（煤體未完全塑性破壞）；巷道頂?shù)装?、煤柱幫與實體煤幫淺部一定范圍內(nèi)煤巖體均處于破裂區(qū)，向深部延伸至一定范圍煤巖體處于塑性狀態(tài)，且圍巖塑化以剪破壞、拉破壞為主。受鄰近21213 大采高工作面的劇烈擾動影響，巷道圍巖塑性區(qū)分布呈明顯的非對稱狀畸形分布特征，顯著表現(xiàn)為實體煤幫頂板肩角塑性區(qū)范圍大于煤柱幫頂肩角、煤柱側(cè)塑性區(qū)范圍略大于實體煤側(cè)，且實體煤側(cè)頂板肩角位置大范圍處于塑化破壞狀態(tài)。留小煤柱掘巷穩(wěn)定后頂板、實體煤幫、煤柱幫及底板塑性區(qū)范圍分別為5.88、2.50、3.00、2.20 m，掘巷頂板及幫部不同區(qū)域圍巖破壞程度存在顯著差異性特征，因此掘巷圍巖需采取分區(qū)域針對性控制措施。

5）應(yīng)力分布曲線。圖6 所示為留小煤柱掘巷穩(wěn)定后煤柱幫與實體煤幫圍巖垂直應(yīng)力、水平應(yīng)力及最大剪應(yīng)力分布曲線。由圖6 可知：①煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力及最大剪應(yīng)力分布曲線均呈典型“馬鞍”狀分布，呈現(xiàn)出雙峰型分布的垂直應(yīng)力峰值位于運輸巷靠近煤柱側(cè)約2.0 m 位置處，應(yīng)力峰值為35.99 MPa；水平應(yīng)力峰值近似位于煤柱中心處，其值12.42 MPa；最大剪應(yīng)力峰值18.59 MPa；②實體煤幫垂直應(yīng)力峰值及最大剪應(yīng)力峰值均位于煤幫深處約2.5 m，其中，最大剪應(yīng)力極值19.98 MPa，垂直應(yīng)力峰值45.65 MPa；實體煤幫水平應(yīng)力曲線總體呈快速增長→緩慢增長至極值后漸趨穩(wěn)定的變化趨勢。

圖6 巷道兩幫圍巖應(yīng)力分布曲線Fig.6 Stress distribution curves of two sides of roadway surrounding rock

綜上所述，留小煤柱沿空掘巷后煤柱幫與實體煤幫均出現(xiàn)應(yīng)力集中現(xiàn)象，實體煤幫應(yīng)力集中程度明顯高于煤柱幫，巷道實體煤幫頂板肩角、煤柱及實體煤幫淺部塑化圍巖是關(guān)鍵控制區(qū)域。

3 掘巷圍巖支護參數(shù)及現(xiàn)場試驗

3.1 掘巷圍巖控制思想

煤礦井下巷道圍巖均處于非等壓應(yīng)力場中，致使其各個方位及深度塑性區(qū)范圍存在較大差異。明晰巷道圍巖塑性區(qū)范圍、發(fā)展及演變特征，對于井下巷道各部位圍巖的合理化、差異化支護設(shè)計具有重要指導(dǎo)意義，且需保證錨索等支護構(gòu)件的錨固基礎(chǔ)位于圍巖深部彈性區(qū)內(nèi)。

21215 工作面運輸巷留小煤柱掘巷穩(wěn)定后其圍巖垂直應(yīng)力、水平應(yīng)力、最大剪應(yīng)力峰值區(qū)邊界線及塑性區(qū)分布如圖7 所示，巷道頂板、煤柱幫及實體煤幫應(yīng)力峰值大小、位置及煤巖體塑性區(qū)范圍統(tǒng)計結(jié)果見表2。由此可知，掘巷穩(wěn)定后其頂板、實體煤及煤柱幫塑化范圍最大分別為5.88、2.50、3.00 m，顯著表現(xiàn)出圍巖分區(qū)域非對稱破壞特征，支護時需保證錨索錨固基礎(chǔ)穿過圍巖應(yīng)力峰值區(qū)、頂板最大剪應(yīng)力低值區(qū)位置。鑒于此，掘巷頂板錨索長度應(yīng)不小于5.88 m；實體煤幫錨索長度應(yīng)不小于2.50 m；煤柱幫錨索長度應(yīng)不小于3.00 m。另外，數(shù)值模擬結(jié)果表明掘巷圍巖變形破壞呈向?qū)嶓w煤幫頂肩角深處拓展延伸的趨勢，因此采用鉆孔窺視的方法對該位置處頂板圍巖進行窺視分析，窺視結(jié)果表明實體煤幫頂板肩角深處2.8 m 內(nèi)圍巖存在一定程度破碎、離層與各類不規(guī)則裂隙，頂板深4.6 m 時巖體層理與裂隙減少，延伸至頂板深8.1 m 時巖體完整性良好，頂錨索錨固在此位置將發(fā)揮優(yōu)良的錨固效果。因此，支護設(shè)計時需對掘巷實體煤幫頂板肩角、煤柱及實體煤幫等重點控制區(qū)域制定針對性控制措施。

表2 巷道圍巖應(yīng)力及塑性區(qū)分布規(guī)律Table 2 Statistical of stress and plastic zone distribution of roadway surrounding rock

圖7 巷道圍巖控制原理Fig.7 Control principle of roadway surrounding rock

綜合以上分析，同時考慮到試驗巷道將經(jīng)歷本大采高工作面的劇烈動壓擾動影響，因此將21215工作面留小煤柱掘巷圍巖錨索確定為頂板布置?17.8 mm×8 500 mm 鋼絞線長錨索（頂板兩側(cè)錨索傾斜布置可發(fā)揮良好的錨固效果），兩幫垂直巷壁布置?15.24 mm×4 500 mm 的鋼絞線錨索（由于掘巷實體煤幫頂肩角為重點控制區(qū)，因此實體煤幫錨索偏向上側(cè)布置），且針對巷道破碎煤巖塊處采取淺部噴漿封閉+注漿錨索對圍巖主動改性加固。掘巷圍巖長錨索的布置可保證錨索錨固點穿過圍巖淺部塑性區(qū)，同時封閉注漿改性可實現(xiàn)巷道不同位置圍巖不斷與地應(yīng)力相適應(yīng)且安全的應(yīng)力狀態(tài)，以獲取掘巷圍巖應(yīng)力分布趨于均勻、塑性區(qū)范圍相似的理想狀態(tài)[33-34]，將淺部塑化圍巖（注漿改性后）錨固至深部較完整巖體中，進而積極發(fā)揮錨索的錨固效果。

3.2 掘巷圍巖支護及加固參數(shù)

21215 運輸巷斷面為巷寬×中高=5.5 m×4.0 m，綜合上述分析確定典型試驗段留小煤柱掘巷圍巖采用錨梁網(wǎng)+槽鋼錨索支護+注漿改性等分區(qū)域聯(lián)合支護技術(shù)，如圖8 所示。

圖8 掘巷圍巖支護Fig.8 Supporting scheme of gob-side entry driving

1）頂板支護。頂錨桿：巷道頂板每排布置8 根?22 mm×2 400 mm 等強全螺紋鋼錨桿，配S2360、Z2360 樹脂藥卷各一卷；頂板中間排錨桿間排距為800 mm×800 mm（垂直頂板），兩側(cè)間排距為700 mm×800 mm（垂直頂板），最外兩根距幫約150 mm（向外側(cè)傾斜15°）；巷道頂、幫均鋪16 號菱形金屬網(wǎng)，同時配套鋼帶梁進行支護。

頂錨索：頂錨索采用?17.8 mm×8 500 mm 鋼絞線錨索，兩側(cè)錨索與頂板垂向偏兩幫呈15°布置，每孔配樹脂藥卷S2360 一卷、Z2360 三卷錨固，頂板采用3 道12 號槽鋼錨索順巷邁步交叉連鎖，距巷中1.5 m 各布置1 道，間排距1.5 m×2.4 m。

單體支柱：21215 工作面前方33 m 范圍內(nèi)運輸巷礦壓顯現(xiàn)劇烈區(qū)域圍巖布設(shè)兩排單體支柱進行加強支護，排距為0.8 m。

2）兩幫支護。幫錨桿：巷道兩幫每排布置12 根?20 mm×2 400 mm 全螺紋鋼錨桿，每孔采用2 支Z2360 錨固劑；幫錨桿間排距均為800 mm×800 mm，其中最上排錨桿距頂板400 mm，底部幫錨桿托盤邊緣距巷底不大于100 mm 且向底板下扎30°布置。

幫錨索：兩幫各垂直布置1 道?15.24 mm×4 500 mm 順巷槽鋼鋼絞線錨索，每孔配樹脂藥卷S2360 一卷、Z2360 兩卷錨固；幫部槽鋼采用3 m 長12 號槽鋼順巷布置，排距為2.4 m。

3）注漿改性措施。由于距21215 工作面開切眼220～450 m 位置煤巖體破碎且易發(fā)生大變形破壞，因此試驗段掘巷頂板及兩幫錨索采用注漿錨索及時對圍巖進行改性加固。鑒于現(xiàn)場煤巷周圍煤巖體松軟碎等特征，注漿前需對運輸巷噴射混凝土進而封閉表層破碎煤巖體，注漿孔間排距與錨索孔間排距相一致。煤巖體注漿加固材料選用高分子反應(yīng)材料馬麗散（A/B 組分組成），注漿壓力約3 MPa，漿液擴散半徑1.5～2.0 m，其反應(yīng)時間短、可快速達到科學(xué)的機械強度，與煤巖體粘合后抗壓、抗剪性能明顯提升。

3.3 現(xiàn)場試驗及控制效果分析

21215 工作面運輸巷試驗段留小煤柱掘巷圍巖控制效果如圖9 所示。通過工程實踐證實采取錨梁網(wǎng)+槽鋼錨索支護+注漿改性等分區(qū)域聯(lián)合支護技術(shù)使原煤巖體破碎且易發(fā)生大變形破壞的試驗段掘巷圍巖變形控制在安全、合理范圍之內(nèi)，且掘巷頂板及兩幫煤巖體平整完好，巷道圍巖控制效果良好。

圖9 巷道圍巖控制效果Fig.9 Control effects of roadway surrounding rock

為便于定量化分析槽鋼錨索加固及注漿改性對掘巷圍巖控制效果，在典型試驗段巷道設(shè)置測站分別采用頂板離層指示儀監(jiān)測頂板離層值、采用塔尺定期測量固定站點圍巖變形量，結(jié)果如圖10 所示。圍巖移近量及頂板離層值均表現(xiàn)出超前工作面50 m 以外較為穩(wěn)定、工作面前方25～50 m 內(nèi)緩慢增長、工作面前方25 m 內(nèi)急速增長的顯著性特征。圍巖移近量：由于工作面開挖卸荷作用，距離回采面越近圍巖移近量達到最大值，掘巷頂?shù)装逑鄬ψ畲笠平考s438 mm，兩幫相對最大移近量約401 mm；頂板離層：距離回采面越近時頂板離層越顯著，工作面前方頂板離層量最大值不超過32 mm。

圖10 掘巷圍巖礦壓監(jiān)測曲線Fig.10 Pressure monitoring curves of surrounding rock for gobside entry driving

綜上可知，通過對試驗段留小煤柱掘巷圍巖采用錨梁網(wǎng)+槽鋼錨索支護+注漿改性等分區(qū)域聯(lián)合支護技術(shù)后，使原煤巖體破碎且易發(fā)生大變形破壞的煤巷圍巖變形控制在安全合理范圍內(nèi)，因此孤島工作面典型試驗段掘巷圍巖控制效果良好。

4 結(jié) 論

1）試驗礦井深部孤島工作面典型試驗段留小煤柱掘巷周圍煤體松軟碎、強度低且易發(fā)生大變形破壞，以圍巖應(yīng)力分布形態(tài)及特征、塑性區(qū)延伸及拓展規(guī)律揭示了掘巷圍巖分區(qū)非對稱破壞機制。

2）留小煤柱掘巷后應(yīng)力主要集中于實體煤幫，實體煤側(cè)垂直應(yīng)力峰值高達45.65 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)3.04；水平應(yīng)力主要集中分布于巷道實體煤幫頂板肩角深處約5.26 m 處，掘巷實體煤幫頂板肩角水平應(yīng)力峰值約24.79 MPa；掘巷頂板煤柱側(cè)深處約5.80 m 出現(xiàn)近似“橢圓狀”分布的最大剪應(yīng)力低值區(qū)。

3）非等壓應(yīng)力場中巷道各部位塑性破壞區(qū)深度存在差異，留小煤柱掘巷頂板、實體煤幫、煤柱及底板塑性區(qū)范圍分別為5.88、2.50、3.00、2.20 m，且主要發(fā)生剪切及拉伸破壞，揭示了掘巷實體煤幫頂板肩角、煤柱及實體煤幫淺部塑化圍巖是關(guān)鍵控制區(qū)域。

4）基于掘巷圍巖應(yīng)力及塑性區(qū)的發(fā)育及延伸拓展規(guī)律，提出采用錨梁網(wǎng)+槽鋼錨索支護+注漿改性等分區(qū)域聯(lián)合支護技術(shù)有效解決了原煤巖體破碎且易發(fā)生大變形破壞的試驗段留小煤柱掘巷圍巖控制難題，為此類深部軟碎煤體巷道圍巖大變形的有效控制提供可靠途徑。