千米深井超長工作面采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡及其推進(jìn)方向效應(yīng)

王兆會，孫文超，水艷婷，劉鵬舉

(1.中國礦業(yè)大學(xué)(北京) 能源與礦業(yè)學(xué)院，北京 100083；2.放頂煤開采煤炭行業(yè)工程研究中心，北京 100083)

“十三五”規(guī)劃綱要提出加強(qiáng)對“深地、深海、深空、深藍(lán)”4個領(lǐng)域的戰(zhàn)略技術(shù)部署，其中“深地”是指對地球深部礦物資源和能源資源的勘探開發(fā)。煤炭既是礦物資源也是能源資源，被譽(yù)為工業(yè)的糧食，也是我國能源安全的壓艙石。深部煤炭資源開發(fā)對我國東部地區(qū)穩(wěn)定發(fā)展至關(guān)重要，但開采深度增加導(dǎo)致地應(yīng)力升高，擾動效應(yīng)增強(qiáng)，圍巖所處應(yīng)力環(huán)境趨于復(fù)雜和集中化，煤巖力學(xué)特性由線性向非線性轉(zhuǎn)化，因此，深部煤炭資源開發(fā)面臨多種圍巖控制難題。為實現(xiàn)深部煤炭資源安全高效開采，提高強(qiáng)采動圍巖控制效果，我國學(xué)者針對深部開采存在的關(guān)鍵科學(xué)問題開展了大量研究。

謝和平院士從采場環(huán)境溫度、支護(hù)結(jié)構(gòu)變形、支架承載能力等角度分析了深部礦井極限開采深度，綜合考量應(yīng)力狀態(tài)、應(yīng)力水平、煤巖力學(xué)特性，提出了深部開采亞臨界深度、臨界深度和超深部臨界深度確定方法，給出了煤礦是否進(jìn)入深部開采的量化指標(biāo)。何滿潮院士分析了深部“三高一擾動”開采環(huán)境中巖體力學(xué)特性脆-延轉(zhuǎn)化特點，脆-延轉(zhuǎn)化導(dǎo)致深部礦井災(zāi)害事故增多，影響程度加劇，成災(zāi)機(jī)理復(fù)雜，指出深部開采存在的巖石力學(xué)問題是今后研究重點。康紅普院士認(rèn)為千米深井煤巷大變形產(chǎn)生原因是擾動效應(yīng)增強(qiáng)、采動應(yīng)力升高和煤巖風(fēng)化加劇等因素綜合作用的結(jié)果，提出了巷道圍巖支護(hù)-改性-卸壓協(xié)同控制技術(shù)，并指出揭露圍巖及時噴漿護(hù)表的關(guān)鍵作用。文獻(xiàn)[10-11]發(fā)現(xiàn)千米深井超長工作面頂板壓力沿工作面長度方向呈現(xiàn)“兩端大、中部小”的分布特征，與常規(guī)采場“中部大、兩端小”的分布形式差異明顯，認(rèn)為超長工作面頂板存在分區(qū)破斷現(xiàn)象，提出了該類工作面圍巖分區(qū)控制思想。王國法院士分析了千米深井超長工作面支護(hù)應(yīng)力特性，從工作面長度效應(yīng)角度解釋了支護(hù)應(yīng)力由單峰向雙峰轉(zhuǎn)變以及峰值向工作面兩端擴(kuò)展的原因，將支護(hù)應(yīng)力出現(xiàn)“M”型三峰值作為超長工作面判據(jù)，最后提出了液壓支架群組分區(qū)協(xié)同控制方法。文獻(xiàn)[13]研究了千米深井超長工作面覆巖采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)規(guī)律，確定了采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡，分析了覆巖層位對采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡的影響，初步探討了采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)現(xiàn)象在巖層控制中的應(yīng)用前景。

當(dāng)前深部開采相關(guān)研究主要集中于采動應(yīng)力大小方面，在指導(dǎo)深部煤炭資源安全開發(fā)中發(fā)揮了重要作用。筆者研究發(fā)現(xiàn)了采動引起的圍巖主應(yīng)力旋轉(zhuǎn)現(xiàn)象，后文稱為采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)現(xiàn)象。千米深井超長工作面圍巖裂隙發(fā)育程度升高，各向異性增強(qiáng)，采動應(yīng)力方向變化勢必對圍巖承載能力和破壞模式造成影響?？赏ㄟ^優(yōu)化采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡強(qiáng)化圍巖穩(wěn)定性，為該類工作面圍巖控制提供新思路。筆者以安徽口孜東礦121304工作面為工程背景，重點分析推進(jìn)方向?qū)η咨罹L工作面采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡的影響，根據(jù)裂隙分布特征給出優(yōu)勢采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡確定方法，促進(jìn)采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)現(xiàn)象在深部圍巖控制中的應(yīng)用。

1 工程背景

1.1 工作面開采條件

口孜東礦位于安徽省淮南煤田，121304工作面隸屬12采區(qū)，埋深達(dá)到1 000 m。工作面南鄰西翼大巷，北鄰13-1煤防砂煤柱，西鄰F5斷層為12采區(qū)和14采區(qū)自然邊界，東鄰121303工作面采空區(qū)。受區(qū)域斷層構(gòu)造影響，121304與121303工作面之間留設(shè)寬度100 m煤柱，防止斷層活化，降低臨近采空區(qū)對121304工作面回采工作的影響。121304工作面長度350 m，推進(jìn)長度885 m，采用大采高技術(shù)回采13-1煤層，煤層平均厚度為5.2 m，類屬近水平厚煤層。煤層直接頂為泥巖和砂質(zhì)泥巖復(fù)合層，可隨采隨冒，基本頂為砂巖和砂質(zhì)泥巖復(fù)合層，周期來壓步距介于13～17 m，工作面平面布置與頂?shù)装寰C合柱狀如圖1所示。為系統(tǒng)研究采動引起的圍巖主應(yīng)力方向變化特征，對12采區(qū)原巖應(yīng)力(地應(yīng)力)分布進(jìn)行了現(xiàn)場測試，結(jié)果表明最大主應(yīng)力()為垂直應(yīng)力，大小為25.12 MPa，與巖層自重相當(dāng)；最小主應(yīng)力()為水平應(yīng)力，方向北偏東55°，大小為13.28 MPa，中間主應(yīng)力()同為水平應(yīng)力，方向與最小主應(yīng)力垂直，大小為21.84 MPa。121304工作面沿北偏東20°方向推進(jìn)，推進(jìn)方向與最小地應(yīng)力之間的夾角約為35°。

圖1 工作面平面布置和頂?shù)装逯鶢?/p>

1.2 工作面圍巖破壞特征

埋深和工作面長度增加導(dǎo)致121304工作面采動應(yīng)力水平升高、擾動效應(yīng)增強(qiáng)、裂隙數(shù)量增多，圍巖控制難度增大，如圖2所示。超前工作面100 m，巷道兩幫破壞嚴(yán)重，部分錨桿可從破碎煤體中抽出，鋼帶彎曲變形，錨桿和鋼帶支護(hù)失效，破碎煤體快速向巷道空間擠出；超前支護(hù)范圍內(nèi)，巷道頂板發(fā)生破壞，頂板錨桿脫落，鋼帶斷裂，破碎頂板在自重作用下快速下沉，錨網(wǎng)變形后形成網(wǎng)兜，影響人員通過，如圖2(a)所示。超前工作面30 m范圍內(nèi)，回風(fēng)巷破碎煤巖向巷道空間擠出，發(fā)生大范圍移動，斷面尺寸急劇縮小，呈大變形破壞模式，如圖2(b)所示。運輸巷變形程度小于回風(fēng)巷，為保證運輸、行人通過能力，超前工作面20 m沿內(nèi)幫實施維修，一次起底高度和刷幫寬度分別達(dá)到1.5和3.5 m，如圖2(c)所示。

圖2 千米深井超長工作面圍巖破壞現(xiàn)象

工作面煤壁破壞嚴(yán)重，護(hù)幫板與煤壁由面接觸退化為點接觸，小塊煤體于2者之間的縫隙中流出，護(hù)幫板支護(hù)能力降低，大塊煤體片落，護(hù)幫板前方失去支撐，支架穩(wěn)定性降低，如圖2(d)所示。隨著煤壁片幫范圍和片幫深度的增加，端面頂板失去下位支撐，暴露面積增大。采動應(yīng)力和支架反復(fù)支撐作用下，頂板發(fā)生漏冒現(xiàn)象，破壞頂梁與頂板之間的整合接觸狀態(tài)，支架穩(wěn)定性進(jìn)一步劣化，如圖2(e)所示。煤壁片幫和頂板漏冒最終導(dǎo)致液壓支架姿態(tài)失控，支架發(fā)生前傾，頂梁觸及底板，失去支撐的頂板整體下沉，引起壓架現(xiàn)象，如圖2(f)所示。

1.3 圍巖破壞驅(qū)動因素

(1) 高采動應(yīng)力驅(qū)動煤巖破壞。千米深井超長工作面具有高應(yīng)力、強(qiáng)采動等特點，采動應(yīng)力水平和影響范圍急劇增大。121304工作面煤層和直接頂類屬軟巖，強(qiáng)度低，采動應(yīng)力驅(qū)動下圍巖出現(xiàn)多類型、高程度破壞現(xiàn)象。采動應(yīng)力大小表征圍巖所處應(yīng)力環(huán)境的優(yōu)劣，是驅(qū)動圍巖破壞的主要因素，根據(jù)采動應(yīng)力分布可對圍巖失穩(wěn)危險區(qū)進(jìn)行初步預(yù)判。為得到121304工作面采動應(yīng)力空間分布特征，采用鉆孔應(yīng)力監(jiān)測手段對超前支承壓力進(jìn)行實測，測站布置如圖3所示。共設(shè)3對測站，對稱分布于運輸巷和回風(fēng)巷，首對測站(C，F(xiàn))超前工作面120 m，每對測站走向間隔50 m。每個測站設(shè)置8個深度不等的鉆孔，受鉆孔難度和安裝深度限制，鉆孔最大深度17 m，最小深度3 m，鉆孔間距2 m，監(jiān)測工作面超前支承壓力走向變化特征。

圖3 超前支承壓力測站布置

3對測站監(jiān)測數(shù)據(jù)基本一致，此處分析測站B，E所得結(jié)果，如圖4所示。實測范圍覆蓋工作面兩側(cè)距巷道17 m的區(qū)域，實測結(jié)果直接置于覆蓋區(qū)域上方。由于測站超前工作面距離較大，鉆孔應(yīng)力計安裝完成后，初始油壓基本不變，支承壓力應(yīng)力集中系數(shù)在1.0左右，表明測站暫未受到采動影響。隨著工作面推進(jìn)，測站逐漸進(jìn)入采動影響區(qū)，應(yīng)力集中系數(shù)超前工作面150 m呈現(xiàn)上升趨勢，表明鉆孔內(nèi)壁開始收縮變形，應(yīng)力計內(nèi)部油壓升高，該階段采動影響程度低，應(yīng)力集中系數(shù)升高速度緩慢。工作面繼續(xù)推進(jìn)，測站與煤壁間距減少至100 m時，應(yīng)力集中系數(shù)升高速度加快，表明測站進(jìn)入強(qiáng)采動影響階段，該位置與位移監(jiān)測所得兩巷快速變形起始位置基本一致。采動應(yīng)力集中系數(shù)快速增長階段持續(xù)距離約90 m，測站超前工作面距離減小至8～12 m時，應(yīng)力峰值系數(shù)在推進(jìn)方向上達(dá)到峰值，表明該位置為煤層的彈塑性區(qū)域邊界。之后煤層進(jìn)入塑性破壞狀態(tài)，采動裂隙開始在煤體中萌生和發(fā)育，鉆孔內(nèi)壁出現(xiàn)破壞甚至塌孔現(xiàn)象，煤體承載能力降低，應(yīng)力集中系數(shù)在該區(qū)域開始降低，煤壁附近降至0.2，表明該區(qū)煤體進(jìn)入殘余變形階段，回采揭露后易于發(fā)生煤壁片幫現(xiàn)象。上述結(jié)果表明121304工作面煤壁破壞區(qū)寬度和支承壓力超前影響范圍明顯大于淺部采場。

圖4 工作面實測支承壓力分布特征

圖4表明支承壓力峰值系數(shù)在工作面長度方向上同樣存在峰值，峰值位于工作面兩端，距巷道內(nèi)幫5～7 m，最大峰值系數(shù)達(dá)到2.3，該現(xiàn)象與淺部采場超前支承壓力分布特征存在差異。淺部采場超前支承壓力空間分布示意繪制在工作面中部上方，呈現(xiàn)為工作面中部的單峰值空間形態(tài)。結(jié)合實測得到的工作面兩側(cè)峰值可推斷千米深井超長工作面超前支承壓力以峰值影響區(qū)為邊界，呈現(xiàn)出明顯的空間分區(qū)現(xiàn)象。兩側(cè)峰值的存在使工作面巷道受到比常規(guī)工作面更強(qiáng)的采動影響，高采動應(yīng)力驅(qū)動下，巷道圍巖破壞程度升高，最終表現(xiàn)出圖2(b)，(c)所示的大變形破壞現(xiàn)象。

(2) 采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)驅(qū)動裂隙擴(kuò)展。對121304工作面煤體進(jìn)行CT掃描和三維重構(gòu)，得到內(nèi)部裂隙和非煤礦物空間分布見表1。初始狀態(tài)下標(biāo)準(zhǔn)圓柱試件表面完整，無明顯差異。但試件內(nèi)部存在隨機(jī)分布的非貫通裂隙和非煤礦物，不均勻程度較高。煤體內(nèi)部結(jié)構(gòu)差異是由千米深井工作面煤層和頂?shù)装鍘r層經(jīng)歷的地質(zhì)歷史更為長久，受各類構(gòu)造運動影響次數(shù)增加造成的。構(gòu)造運動在煤系地層中留下大量的節(jié)理裂隙，導(dǎo)致121304工作面圍巖原生裂隙發(fā)育程度升高，各向異性增強(qiáng)。

表1 裂隙分布對煤體破壞模式的影響

千米深井超長工作面圍巖中高度發(fā)育的節(jié)理裂隙使其承載能力和破壞模式對采動應(yīng)力方向表現(xiàn)出較高的敏感性。為研究加載方向與裂隙方向之間的空間位置關(guān)系對圍巖承載能力和破壞模式的影響，對單軸抗壓實驗后的煤樣試件進(jìn)行重構(gòu)，結(jié)果見表1。對比破壞前后的裂隙重構(gòu)結(jié)果可知，大尺度破壞裂隙主要由原生裂隙擴(kuò)展形成，新生破壞裂隙數(shù)量極少。單軸抗壓條件下，煤體中尺寸較大、裂隙面與加載方向夾角較小的裂隙被激活并發(fā)生擴(kuò)展，裂隙擴(kuò)展方向與加載方向基本一致，僅3號試件中綠色大尺度裂隙發(fā)生沿裂隙平面的自相似擴(kuò)展。由于被激活原生裂隙的擴(kuò)展方向以加載方向為主，1號和2號煤樣試件表現(xiàn)為軸向劈裂破壞，3號則發(fā)生拉剪混合破壞。破壞裂隙張開度大，導(dǎo)致破壞煤樣試件體積明顯大于完整試件，這是121304工作面圍巖發(fā)生大變形破壞的主要原因。3個煤樣中的初始裂隙體積差異較小，分別為970，750，868 mm，但裂隙空間分布差異大，非煤礦物體積同樣差異明顯，分別為2 949，6 626，4 804 mm。實驗結(jié)果表明3個試件的單軸抗壓強(qiáng)度差異明顯，分別為25.0，18.0，14.6 MPa，破壞裂隙展布形態(tài)各異，體積差異較大，分別為3 589，4 237，5 211 mm。非煤礦物分布對破壞裂隙展布形態(tài)的影響不明顯，初始裂隙體積差異較小，影響程度相近，因此，煤樣單軸抗壓強(qiáng)度和破壞模式差異主要由裂隙空間分布差異性引起。裂隙分布本質(zhì)是影響裂隙方向同加載方向之間的空間位置關(guān)系，從而導(dǎo)致各向異性煤體的強(qiáng)度和破壞模式表現(xiàn)出明顯差異。采場尺度上煤巖非均質(zhì)性更強(qiáng)，因此，采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)必然會對121304工作面圍巖自穩(wěn)能力和失穩(wěn)模式造成影響。

2 千米深井?dāng)?shù)值模型構(gòu)建與驗證

2.1 模型構(gòu)建與參數(shù)確定

為系統(tǒng)分析千米深井超長工作面采動應(yīng)力分布特征和旋轉(zhuǎn)規(guī)律，根據(jù)121304工作面地質(zhì)條件建立圖5所示FLAC3D數(shù)值計算模型，反演采動應(yīng)力全空間分布特征。模型尺寸600 m×600 m×180 m，四周和底部設(shè)置為固定位移邊界，上表面為應(yīng)力邊界，施加21 MPa壓應(yīng)力模擬未建入數(shù)值模型的覆巖重力。初始地應(yīng)力按照實測結(jié)果賦值，最小、中間和最大地應(yīng)力分別與，，坐標(biāo)軸平行。工作面長度為350 m，推進(jìn)方向與最小地應(yīng)力方向成35°夾角。為分析采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡，煤層中布置中部測線和與巷道間距為的測線，將與工作面推進(jìn)方向平行的豎直平面定義為，與工作面長度方向平行的定義為，如圖5所示。

圖5 121304工作面數(shù)值模型示意

采用文獻(xiàn)[18]構(gòu)建的宏-細(xì)觀本構(gòu)模型模擬煤巖體采動力學(xué)行為，借助巴西劈裂、單軸抗壓、三軸抗壓等力學(xué)實驗得到巖石抗拉強(qiáng)度、黏聚力、內(nèi)摩擦角等巖石強(qiáng)度參數(shù)，通過分析應(yīng)力-應(yīng)變曲線得到彈性模量、泊松比和軟化參數(shù)。根據(jù)實測所得工作面煤巖裂隙參數(shù)分布特征，采用Hoek-Brown強(qiáng)度準(zhǔn)則和GSI方法對不同層位巖石力學(xué)參數(shù)進(jìn)行修正，最終得到巖體物理力學(xué)參數(shù)見表2，其中，，為軟化參數(shù)。

表2 巖體力學(xué)參數(shù)

煤層開挖后，覆巖縱向形成垮落帶、裂隙帶和彎曲下沉帶?？迓鋷ы肥S著裂隙帶和彎曲下沉帶的運動逐漸壓實，承載能力升高，采空區(qū)出現(xiàn)應(yīng)力恢復(fù)現(xiàn)象，從而減輕超前采動應(yīng)力集中程度。本文采用雙屈服模型模擬采空區(qū)冒落矸石的壓實和再承載特征。最終確定采空區(qū)冒落矸石的力學(xué)參數(shù)見表3，其中，，為雙屈服模型中的蓋帽應(yīng)力演化曲線擬合常數(shù)，參數(shù)取值保證模擬所得采空區(qū)矸石應(yīng)力-應(yīng)變曲線與Salamon經(jīng)驗?zāi)Ｐ皖A(yù)測結(jié)果一致。

表3 采空區(qū)冒落矸石力學(xué)參數(shù)

2.2 模型可靠性驗證

支承壓力數(shù)值計算結(jié)果如圖6所示，其中圖6(a)為工作面不同推進(jìn)階段中部測線支承壓力演化曲線。初始推進(jìn)階段，采動影響范圍較小，支承壓力峰值約32 MPa，集中系數(shù)為1.28，如圖6(b)所示。開采范圍增加，支承壓力峰值增大，但升高速度逐漸降低，工作面推進(jìn)至300 m時，支承壓力峰值不再受采動范圍的影響。此時，支承壓力峰值達(dá)到60 MPa，是煤體單軸抗壓強(qiáng)度的2～3倍，峰值系數(shù)達(dá)到2.4，支承壓力峰值與煤體強(qiáng)度之間的高比值表明121304工作面圍巖控制難度大。數(shù)值模擬所得基本頂初次來壓步距和周期來壓步距分別為42 m和20 m，支架阻力實測表明121304工作面初次和周期來壓步距分別為37 m和13～17 m。支承壓力和來壓步距的數(shù)值計算結(jié)果與實測結(jié)果趨勢相近。

圖6(a)，(b)表明基本頂斷裂導(dǎo)致支承壓力峰值驟降，繼而隨著基本頂懸露跨距的增加逐漸升高，因此，支承壓力峰值隨工作面推進(jìn)呈現(xiàn)振蕩式增長模式，符合開采實踐中基本頂斷裂引起的彈性回彈現(xiàn)象。圖6(a)表明采空區(qū)存在應(yīng)力恢復(fù)現(xiàn)象，且隨著推進(jìn)距離的增加，應(yīng)力恢復(fù)程度逐漸升高，這是由于采空區(qū)冒落矸石逐漸壓實，承載能力逐漸升高?？諈^(qū)應(yīng)力最大值隨開采范圍演化曲線如圖6(a)右下所示，回采300 m時，采空區(qū)應(yīng)力恢復(fù)至15 MPa，約為初始地應(yīng)力的60%，與以往研究結(jié)果一致。工作面前方煤體破壞區(qū)寬度隨推進(jìn)距離的變化曲線如圖6(c)所示，與支承壓力峰值和集中系數(shù)的振蕩式增長模式不同，破壞區(qū)寬度呈階梯式增長模式，工作面推進(jìn)至200 m時，破壞區(qū)寬度基本穩(wěn)定，這是由于后續(xù)采動應(yīng)力增長速度降低造成的。實測采動應(yīng)力與模擬結(jié)果的直接對比如圖6(d)所示，前者明顯小于后者，這是由于鉆孔應(yīng)力計安裝應(yīng)力為5 MPa，明顯小于初始地應(yīng)力造成的。但模擬和實測曲線變化特征一致，超前影響范圍達(dá)到150 m，支承壓力峰值位于工作面前方8～12 m處。綜上可知數(shù)值模型可用于后續(xù)采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)分析。

圖6 超前支承壓力分布模擬結(jié)果

2.3 支承壓力空間分區(qū)特征

工作面推進(jìn)300 m時，超前支承壓力空間分布如圖6(e)所示，工作面中部和巷道附近均存在應(yīng)力峰值，兩側(cè)應(yīng)力峰值集中程度與工作面中部峰值相當(dāng)，但應(yīng)力梯度明顯高于工作面中部。支承壓力空間分區(qū)模擬結(jié)果與圖4實測結(jié)果相近。峰值影響區(qū)煤體處于極限平衡狀態(tài)，該區(qū)支承壓力正比于煤體強(qiáng)度和側(cè)向水平應(yīng)力。由此可知開采深度和工作面長度增加改變了水平應(yīng)力分布特征，導(dǎo)致千米深井超長工作面采動應(yīng)力呈現(xiàn)空間分區(qū)特征。保持圖5模型參數(shù)不變，改變開采深度和工作面長度，在超前支承壓力峰值區(qū)布置傾向測線，分析采動應(yīng)力分區(qū)現(xiàn)象形成原理。

(1)開采深度影響。開采深度對水平應(yīng)力和支承壓力傾向分布曲線的影響如圖7(a)所示。開采深度增加，水平應(yīng)力呈現(xiàn)升高趨勢，但兩側(cè)應(yīng)力增長速度高于中部，2者比值隨采深呈升高趨勢。采深小于800 m，水平應(yīng)力由工作面中部向兩側(cè)呈現(xiàn)單調(diào)降低趨勢，工作面開采效應(yīng)掩蓋了巷道掘進(jìn)效應(yīng)；采深大于800 m，巷道附近水平應(yīng)力高于工作面中部，巷道掘進(jìn)對附近圍巖的影響程度高于工作面回采效應(yīng)。千米深井條件下，工作面兩側(cè)水平應(yīng)力集中現(xiàn)象導(dǎo)致該區(qū)支承壓力峰值的出現(xiàn)，且兩側(cè)峰值的應(yīng)力水平和應(yīng)力梯度均高于工作面中部。

(2)工作面長度影響。工作面長度對水平應(yīng)力和支承壓力傾向分布曲線的影響如圖7(b)所示。工作面長度增加，水平應(yīng)力同樣呈現(xiàn)升高的趨勢，但中部應(yīng)力增長速度高于兩側(cè)，2者比值隨工作面長度呈升高趨勢。中部水平應(yīng)力集中程度快速升高導(dǎo)致該區(qū)支承壓力峰值快速增大，與工作面兩側(cè)應(yīng)力峰值之差快速縮減。工作面長度增加至350 m時，工作面中部峰值與兩側(cè)峰值達(dá)到同等應(yīng)力水平，致使千米深井超長工作面采動應(yīng)力呈現(xiàn)以3峰值為標(biāo)志、峰值影響區(qū)為邊界的空間分區(qū)現(xiàn)象。

圖7 工作面水平應(yīng)力和支承壓力傾向分布影響因素

3 工作面超前采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)規(guī)律

3.1 采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)原理與存在性驗證

含煤巖系沉積過程中若無大型構(gòu)造運動影響，巖層之間保持整合接觸，無相互剪切錯動痕跡。地質(zhì)鉆孔表明巖層之間的接觸面保持完整，如圖8(a)所示。巖層接觸面上不存在剪應(yīng)力，因此，水平面通常是主應(yīng)力平面，口孜東礦自重應(yīng)力為最大主應(yīng)力。若在頂板中取單元體，其應(yīng)力狀態(tài)如圖8(a)所示，最大主應(yīng)力()沿豎直方向，與豎直應(yīng)力分量()一致，最小主應(yīng)力()與水平應(yīng)力分量()一致。該狀態(tài)最大主應(yīng)力在空間中的極射赤平投影原理如圖8(d)左所示，投影點位于赤平投影圖中心點。煤層采動后，巖層之間發(fā)生剪切位錯現(xiàn)象，鉆孔監(jiān)測結(jié)果如圖8(b)所示。此時，巖層接觸面上出現(xiàn)剪應(yīng)力()，水平面不再是最大主應(yīng)力平面，單元應(yīng)力狀態(tài)轉(zhuǎn)變?yōu)閳D8(b)右圖。借助用莫爾應(yīng)力圓可確定新的主應(yīng)力平面方位，如圖8(c)右圖所示，與圖8(b)單元應(yīng)力狀態(tài)等價，同初始豎直狀態(tài)相比旋轉(zhuǎn)角度為。新狀態(tài)最大主應(yīng)力在空間中的極射赤平投影原理如圖8(d)中所示，投影點位于，采動應(yīng)力由初始狀態(tài)抵達(dá)采動狀態(tài)所經(jīng)歷的路徑即為采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡。最小主應(yīng)力旋轉(zhuǎn)原理與最大主應(yīng)力相同，此處不再贅述。

極射赤平投影實現(xiàn)空間三維實體在二維平面上的有效表征，將主應(yīng)力軸簡化為點，如圖8(d)右圖所示。赤平投影圖中心代表應(yīng)力沿豎直方向，周邊代表應(yīng)力沿水平方向，徑向刻度代表應(yīng)力傾角，周向刻度代表應(yīng)力方位角。維度降低減小了問題分析難度，同時不丟失傾角、方位角等關(guān)鍵信息。綜上，極射赤平投影圖可利用投影點位置的改變表示采動應(yīng)力在三維空間中的旋轉(zhuǎn)特征。本文數(shù)值模型初始設(shè)置的最小地應(yīng)力、中間地應(yīng)力、最大地應(yīng)力分別沿，，坐標(biāo)軸方向。煤層開采后，若采動應(yīng)力發(fā)生旋轉(zhuǎn)現(xiàn)象，則主應(yīng)力與坐標(biāo)軸應(yīng)力分量存在差異。為驗證采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)的存在性，借鑒文獻(xiàn)[22]采用的應(yīng)力路徑表示方法，得到中部測線采動應(yīng)力和坐標(biāo)軸應(yīng)力分量演化路徑如圖9所示。點超前工作面大于200 m，處于原巖應(yīng)力狀態(tài)，該點采動應(yīng)力與坐標(biāo)軸應(yīng)力分量大小相等，應(yīng)力曲線重疊。由點向工作面靠近，應(yīng)力曲線相互偏離，分叉為2條，表明開采擾動下采動應(yīng)力逐漸偏離初始地應(yīng)力方向，采動應(yīng)力與坐標(biāo)軸應(yīng)力分量差異在點達(dá)到峰值后呈現(xiàn)減小趨勢，2條應(yīng)力曲線在最大主應(yīng)力峰值點處再次相交，表明采動應(yīng)力方向在該點恢復(fù)至初始地應(yīng)力方向，階段采動應(yīng)力經(jīng)歷旋轉(zhuǎn)和反向回旋2個過程。點之后，采動應(yīng)力與坐標(biāo)軸應(yīng)力分量曲線再次分離，2者差異快速增大，表明該階段煤層受到強(qiáng)擾動作用，采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)速度加快。煤壁位置點處，采動應(yīng)力與坐標(biāo)軸應(yīng)力分量差異明顯，旋轉(zhuǎn)幅度達(dá)到最大值。

圖8 采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)原理示意

圖9 采動應(yīng)力與坐標(biāo)軸應(yīng)力分量差異曲線

3.2 工作面中部采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)特征

為明確采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)規(guī)律，提取中部測線采動應(yīng)力方向，繪制極射赤平投影圖，得到采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡如圖10(a)，(b)所示，應(yīng)力傾角和方位角變化如圖10(c)，(d)所示。方位角0°與數(shù)值模型軸平行，由軸順時針旋轉(zhuǎn)，方位角逐漸增大。單箭頭虛線代表平面，雙線頭虛線代表平面。工作面由S55W向N55E方向推進(jìn)，與軸成35°夾角。點最大、最小主應(yīng)力分別與軸和軸平行，與初始地應(yīng)力狀態(tài)一致。開采擾動后，采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡可分為3個階段。階段超前工作面60～200 m，最大主應(yīng)力偏離豎直方向，向采空區(qū)旋轉(zhuǎn)，傾角減??；最小主應(yīng)力偏離水平方向，向豎直方向旋轉(zhuǎn)，傾角增大。

最大主應(yīng)力向平面旋轉(zhuǎn)，最小主應(yīng)力向平面旋轉(zhuǎn)。該階段最大主應(yīng)力的傾角減小15°，方位角增加10°；最小主應(yīng)力傾角增加10°，方位角增加5°。超前工作面距離減小至12～60 m，采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)進(jìn)入階段，開啟反向回旋進(jìn)程，最大、最小主應(yīng)力在點旋轉(zhuǎn)至平面，分別恢復(fù)至豎直和水平方向。階段最大主應(yīng)力傾角增加15°，方位角達(dá)到240°后返回平面(235°)；最小主應(yīng)力傾角減小10°，方位角快速回降至55°進(jìn)入平面。點之后，采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)進(jìn)入階段，超前工作面0～12 m，采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)速度升高，旋轉(zhuǎn)軌跡保持在平面內(nèi)，方位角不變。但傾角大幅度變化，最大主應(yīng)力由豎直狀態(tài)向采空區(qū)方向旋轉(zhuǎn)，最小主應(yīng)力由水平狀態(tài)向工作面前方旋轉(zhuǎn)，2者在煤壁處的傾角變化達(dá)到35°。

圖10表明121304工作面中部采動應(yīng)力最終旋轉(zhuǎn)至與工作面推進(jìn)方向平行的豎直平面內(nèi)，旋轉(zhuǎn)過程中最小主應(yīng)力方位角變化量與工作面推進(jìn)方向同初始最小地應(yīng)力方向之間的夾角相等，最大主應(yīng)力方位角變化較小，2者傾角變化量相同。以平面為基準(zhǔn)，超前采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡可劃分為3個階段：面外慢速偏離階段()、面外快速靠近階段()和面內(nèi)協(xié)同旋轉(zhuǎn)階段()。

圖10 千米深井超長工作面中部采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡

3.3 超長工作面全空間采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)特征

提取不同測線應(yīng)力數(shù)據(jù)繪制采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡，分析超長工作面全空間采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)規(guī)律，如圖11所示。5條測線為1組，組內(nèi)紅、橙、綠、藍(lán)、紫測線與巷道間距依次增加1 m，深色測線位于運輸巷一側(cè)，淺色測線位于回風(fēng)巷一側(cè)。以平面為界，工作面兩側(cè)采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡分為2簇，呈非對稱分布形態(tài)，即采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡在三維空間中并不對稱。巷道附近第1測線組(=1～5 m)采動應(yīng)力轉(zhuǎn)向平面，并向巷道方向傾斜。測線遠(yuǎn)離工作面一端僅受巷道掘進(jìn)影響，不同測線采動應(yīng)力方位角在該端保持一致。

圖11 超前采動應(yīng)力全空間旋轉(zhuǎn)軌跡分布特征

最大主應(yīng)力所在平面與平面呈25°夾角，最小主應(yīng)力所在平面與平面同樣呈25°夾角，平面,關(guān)于平面對稱。不同測線采動應(yīng)力傾角在該端差異明顯，距巷道越近，采動應(yīng)力向巷道傾斜程度越高。同巷道間距由1 m增加至5 m，最大主應(yīng)力傾角由45°升至75°，最小主應(yīng)力傾角由45°降至15°。超前工作面距離減小，擾動效應(yīng)增強(qiáng)，采動應(yīng)力向空區(qū)方向傾斜，偏離平面和。運輸巷側(cè)，最大主應(yīng)力傾角經(jīng)歷先減小、后增大再減小3個階段，方位角逐漸向平面靠近；最小主應(yīng)力傾角則經(jīng)歷先增大、后減小再增大3個階段，方位角經(jīng)歷先偏離、后靠近平面兩個階段后進(jìn)入平面，開啟面內(nèi)旋轉(zhuǎn)階段；回風(fēng)巷側(cè)，最大主應(yīng)力傾角經(jīng)歷先增大、后減小2個階段，方位角先偏離、再轉(zhuǎn)向平面；最小主應(yīng)力傾角經(jīng)歷先增大、后減小、再增大3個階段，方位角經(jīng)歷先靠近、再偏離平面兩個階段后進(jìn)入平面，開啟面內(nèi)旋轉(zhuǎn)階段。平面與關(guān)于平面對稱，與其成20°夾角。圖11(=1～5 m)表明采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡對測線與巷道間距異常敏感，運輸巷側(cè)的采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡隨間距增加呈現(xiàn)擴(kuò)展趨勢，旋轉(zhuǎn)幅度升高，回風(fēng)巷側(cè)采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡則呈現(xiàn)收縮趨勢，旋轉(zhuǎn)幅度降低，但回風(fēng)巷側(cè)采動應(yīng)力整體旋轉(zhuǎn)幅度高于運輸巷側(cè)。

第2測線組與巷道間距增加至6～10 m，不同采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡間隔減小，差異化程度降低，表明巷道開挖對該區(qū)采動應(yīng)力的影響程度降低。遠(yuǎn)離工作面一端，最大主應(yīng)力仍在平面內(nèi)，方位角一致；最小主應(yīng)力則偏離平面，偏離程度隨著與巷道間距的增大而升高，運輸巷側(cè)方位角落于280°～290°，回風(fēng)巷側(cè)落于100°～110°，如圖11(b) (=6～10 m)陰影覆蓋區(qū)域所示。采動應(yīng)力向巷道方向傾斜程度降低，與巷道間距由6 m增加至10 m，最大主應(yīng)力傾角由75°增至85°，最小主應(yīng)力傾角由15°降至5°。采動影響下，第2組測線最大主應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡形態(tài)與第1組測線一致，但旋轉(zhuǎn)軌跡向平面平移；最小主應(yīng)力傾角經(jīng)歷先減小、后穩(wěn)定、再增大3個階段，方位角經(jīng)歷先偏離、再靠近平面兩個階段后進(jìn)入平面與，開啟面內(nèi)旋轉(zhuǎn)階段。平面與仍關(guān)于平面對稱，但與平面的夾角降至10°。該測線組區(qū)域內(nèi)的最小主應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡面外反向回旋階段發(fā)生重疊。

第3測線組與巷道間距增加至11～15 m，遠(yuǎn)離工作面端的采動應(yīng)力仍保持初始地應(yīng)力方向。該組測線的最大主應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡與工作面中部基本一致。運輸巷側(cè)最小主應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡與工作面中部測線也基本一致，但與回風(fēng)巷側(cè)最小主應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡存在較明顯差異。工作面兩側(cè)最小主應(yīng)力在煤壁附近分別進(jìn)入平面與，與平面夾角降至3°。第4測線組與巷道間距增至16～20 m，該區(qū)域采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡與中部測線采動應(yīng)力基本一致，表明巷道影響效應(yīng)消失，上述分析結(jié)果表明千米深井超長工作面兩側(cè)巷道對采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡的影響范圍約為15 m。

繪制千米深井超長工作面采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)規(guī)律三維空間示意如圖12所示，工作面推進(jìn)方向上(走向)，旋轉(zhuǎn)軌跡包含面外慢速偏離階段、面外快速靠近階段和面內(nèi)協(xié)同旋轉(zhuǎn)階段。工作面兩側(cè)與巷道間距15 m范圍內(nèi)，走向旋轉(zhuǎn)軌跡受巷道掘進(jìn)影響明顯；該范圍之外，采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡形態(tài)與中部測線基本保持一致。中部測線遠(yuǎn)離工作面端(點)的采動應(yīng)力方向與坐標(biāo)軸(初始地應(yīng)力方向)一致，由該點向工作面靠近，最大主應(yīng)力呈現(xiàn)向采空區(qū)傾斜的趨勢；向巷道靠近，最大主應(yīng)力呈現(xiàn)向巷道傾斜的趨勢。工作面長度方向上(傾向)，采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡形態(tài)以最大主應(yīng)力峰值位置為界分為2類。如赤平投影圖上的旋轉(zhuǎn)軌跡所示：紅色為工作面中部測線采動應(yīng)力軌跡，藍(lán)色和綠色為工作面傾向旋轉(zhuǎn)軌跡，2條傾向旋轉(zhuǎn)軌跡在工作面中部相交。最大主應(yīng)力峰值前方，煤層受采動影響程度較低，傾向旋轉(zhuǎn)軌跡在走向測線兩側(cè)呈非對稱分布；最大主應(yīng)力峰值至煤壁范圍內(nèi)，煤層受到強(qiáng)采動影響，傾向旋轉(zhuǎn)軌跡在走向測線兩側(cè)呈傘形對稱分布。

圖12 千米深井超長工作面采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)規(guī)律示意

3.4 推進(jìn)方向?qū)Σ蓜討?yīng)力旋轉(zhuǎn)特征的影響

121304工作面采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)規(guī)律表明采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡與推進(jìn)方向密切相關(guān)。為確定推進(jìn)方向?qū)Σ蓜討?yīng)力旋轉(zhuǎn)特征的影響，保持圖5數(shù)值模型參數(shù)不變，僅改變工作面推進(jìn)方向與初始最小地應(yīng)力方向之間的夾角，令分別為0°，15°，30°，45°，60°，90°。當(dāng)工作面推進(jìn)至200 m時，不同模型得到的采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡如圖13所示。

圖13 工作面推進(jìn)方向?qū)Σ蓜討?yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡的影響

如圖13所示，測線與巷道間距>15 m時，采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡對間距的敏感性顯著降低，為避免過多軌跡線縱橫交錯，僅取工作面中部和兩側(cè)=2，4，6，8，12 m的測線進(jìn)行采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡分析。由圖13可知推進(jìn)方向與初始最小地應(yīng)力方向平行或垂直時(=0°或90°)，工作面兩側(cè)的采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡在赤平投影圖中關(guān)于平面完全對稱；2者處于其他空間位置關(guān)系時，工作面兩側(cè)采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡呈現(xiàn)非對稱形態(tài)，最小主應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡展布形態(tài)對推進(jìn)方向的敏感度高于最大主應(yīng)力。工作面中部區(qū)域采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡演化特征如下：最大主應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡形態(tài)和尺寸保持穩(wěn)定，延展方向始終與平面保持一致，即推進(jìn)方向?qū)ψ畲笾鲬?yīng)力旋轉(zhuǎn)幅度沒有影響，僅改變其旋轉(zhuǎn)方向；最小主應(yīng)力面外旋轉(zhuǎn)階段的方位角變化量始終與相等，該階段最小主應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡形態(tài)改變，延展程度隨的增大而升高，進(jìn)入平面后，最小主應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡隨的變化趨勢與最大主應(yīng)力一致。工作面兩側(cè)測線采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡對的敏感度高于中部測線采動應(yīng)力，兩側(cè)采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡形態(tài)隨著的增大經(jīng)歷對稱→非對稱→對稱的演化過程。上述過程中，回風(fēng)巷側(cè)最大主應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡呈現(xiàn)擴(kuò)展趨勢，旋轉(zhuǎn)幅度升高，運輸巷側(cè)最大主應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡則呈現(xiàn)收縮趨勢，旋轉(zhuǎn)幅度降低。工作面兩側(cè)最小主應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡對的敏感度高于最大主應(yīng)力，最小主應(yīng)力傾角變化趨勢與最大主應(yīng)力一致，但方位角變化量則基本不受的影響。工作面中部和兩側(cè)的最小主應(yīng)力慢速旋轉(zhuǎn)階段均隨著的增大逐漸縮短，快速回旋階段則逐漸增長且旋轉(zhuǎn)速度逐漸升高。當(dāng)=90°(即推進(jìn)方向與初始最小地應(yīng)力垂直)時，工作面中部最小主應(yīng)力方向超前煤壁12 m處發(fā)生瞬變現(xiàn)象，其方位角由90°瞬間轉(zhuǎn)變至0°，該現(xiàn)象并非由采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)引起，而是采動應(yīng)力大小演化引起的最大、最小主方向互換造成的。此外，圖13表明當(dāng)≠0°或90°時，采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡僅面外旋轉(zhuǎn)階段呈非對稱分布，但面內(nèi)旋轉(zhuǎn)階段的軌跡線始終對稱分布于平面兩側(cè)，即推進(jìn)方向?qū)πD(zhuǎn)軌跡具有控制作用。

4 采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)指導(dǎo)圍巖控制

121304工作面開采深度達(dá)到1 000 m，大埋深煤系地層經(jīng)歷的地質(zhì)歷史更長，受構(gòu)造運動影響次數(shù)增加。構(gòu)造應(yīng)力作用下煤系地層中產(chǎn)生大量節(jié)理裂隙。采用MK-III Stereo掃描相機(jī)和ZKXG100鉆孔成像儀對121304工作面圍巖中節(jié)理裂隙發(fā)育情況進(jìn)行探測。煤壁局部重構(gòu)結(jié)果如圖14(a)所示，煤層中裂隙相互貫通，引發(fā)片幫事故；頂板巖層中縱向裂隙發(fā)育，如圖14(b)所示，導(dǎo)致冒頂事故。超長工作面回采過程中揭露裂隙數(shù)量增多，原生裂隙導(dǎo)致千米深井超長工作面圍巖表現(xiàn)出明顯的各向異性力學(xué)特征。CT掃描實驗表明煤巖承載能力受控于加載方向與裂隙方向之間的空間位置關(guān)系，巖石力學(xué)理論表明受裂隙切割巖石的單軸抗壓強(qiáng)度由式(1)確定。

圖14 千米深井超長工作面圍巖裂隙分布

(1)

式中，與分別為裂隙的黏聚力(MPa)與內(nèi)摩擦角(°)；為最大主應(yīng)力方向與裂隙面外法線方向之間的夾角，(°)。

完整圍巖單軸抗壓強(qiáng)度由式(2)確定。

(2)

式中，，分別為圍巖的黏聚力與內(nèi)摩擦角。

當(dāng)式(1)計算結(jié)果小于式(2)時，圍巖強(qiáng)度受到裂隙影響，發(fā)生劣化現(xiàn)象，圍巖穩(wěn)定性降低。此時，最大主應(yīng)力方向與裂隙面外法線方向之間的夾角滿足以下關(guān)系：

(3)

函數(shù)()曲線形態(tài)如圖15所示，當(dāng)夾角=或時，式(1)，(2)計算結(jié)果相等。當(dāng)落于[,]時，裂隙導(dǎo)致圍巖承載能力降低(<)，工作面圍巖穩(wěn)定性受裂隙面外法線方向與最大主應(yīng)力方向之間夾角的影響，進(jìn)入強(qiáng)度劣化狀態(tài)，將該區(qū)間定義為圍巖穩(wěn)定性的應(yīng)力方向敏感區(qū)間。原生裂隙分布由煤系地層經(jīng)歷的構(gòu)造歷史決定，不受開采活動影響，因此，可通過控制采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡改變最大主應(yīng)力方向與裂隙面外法線方向之間的夾角，將夾角驅(qū)離敏感區(qū)間[,]，從而提高圍巖承載能力，增強(qiáng)穩(wěn)定性，工作面推進(jìn)方向則是控制旋轉(zhuǎn)軌跡的有效手段。

圖15 圍巖穩(wěn)定性應(yīng)力方向敏感區(qū)間確定

采場圍巖裂隙分布規(guī)律明顯、存在優(yōu)勢裂隙組的條件下，裂隙分布在赤平投影圖中呈現(xiàn)形式如圖16(a)所示(采用裂隙面外法線代表裂隙方向，裂隙在赤平投影圖中以綠點呈現(xiàn))。與優(yōu)勢裂隙面法線方向呈夾角和的最大主應(yīng)力方向邊界線分別為圖16中藍(lán)色和紅色實線，邊界線之間的灰色陰影區(qū)域，圍巖承載能力受采動應(yīng)力方向影響，將其定義為圍巖穩(wěn)定性的應(yīng)力方向敏感區(qū)。優(yōu)勢裂隙組賦存穩(wěn)定，應(yīng)力方向敏感區(qū)僅覆蓋赤平投影圖局部區(qū)域，為避免圍巖受采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)影響進(jìn)入劣化狀態(tài)，可通過改變工作面推進(jìn)方向，使最大主應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡偏離應(yīng)力方向敏感區(qū)，縮短最大主應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡落于應(yīng)力方向敏感區(qū)內(nèi)的范圍，如圖16中紫色實線所示。

采場圍巖裂隙分布無明顯規(guī)律、呈隨機(jī)分布的條件下，裂隙在赤平投影圖中的呈現(xiàn)形式如圖16(b)所示。此時，圍巖穩(wěn)定性的應(yīng)力方向敏感區(qū)在赤平投影圖中實現(xiàn)全區(qū)覆蓋，采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡全程落于應(yīng)力方向敏感區(qū)。只要采動應(yīng)力發(fā)生旋轉(zhuǎn)，便會存在裂隙驅(qū)動局部圍巖進(jìn)入劣化狀態(tài)，引發(fā)失穩(wěn)現(xiàn)象。為最大程度降低采場圍巖劣化范圍和劣化程度，可通過改變工作面推進(jìn)方向，使最大主應(yīng)力旋轉(zhuǎn)幅度降低，收縮最大主應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡在赤平投影圖中的延展長度。

圖16 不同裂隙分布下應(yīng)力方向敏感區(qū)覆蓋范圍

CT掃描結(jié)果表明裂隙擴(kuò)展方向與最大主應(yīng)力方向密切相關(guān)，因此，采場圍巖破壞模式同樣受采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)現(xiàn)象的影響。此處以煤壁失穩(wěn)模式為例說明圍巖破壞模式的采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)效應(yīng)，如圖17所示。煤層埋深小，采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)幅度小，最大主應(yīng)力沿豎直方向。若煤體發(fā)生拉伸破壞，破壞裂隙與最大主應(yīng)力平行，引起煤壁全高劈裂式片幫，破壞面上不存在剪應(yīng)力和正應(yīng)力，破壞塊體具有向采場傾倒的趨勢；若煤體發(fā)生剪切破壞，破壞裂隙與最大主應(yīng)力夾角45°+/2，引起煤壁上、下部剪切式片幫，上部破壞塊體在重力作用下具有向工作面滑落的趨勢。煤壁片落塊體無論是向工作面傾倒還是向工作面滑落，均會威脅生產(chǎn)安全。煤層埋深增大，采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)幅度增加，最大主應(yīng)力向工作面后方傾斜，煤體拉伸破壞裂隙與豎直方向存在夾角，引起煤壁下部劈裂式片幫，雖然破壞面上不存在剪應(yīng)力和正應(yīng)力，但破壞塊體在底板約束作用下不會發(fā)生大范圍移動；煤體剪切破壞裂隙則近似沿豎直方向擴(kuò)展，引起煤壁全高剪切式片幫，破壞面上存在剪應(yīng)力和正應(yīng)力，正應(yīng)力約束作用下，破壞塊體沒有向工作面傾倒的趨勢，煤壁可保持穩(wěn)定狀態(tài)。合理利用采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡，可改變煤壁片幫模式，減緩片幫事故對工作面生產(chǎn)安全的影響。

圖17 采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)對圍巖破壞模式的影響

5 結(jié) 論

(1)千米深井超長工作面超前支承壓力呈現(xiàn)以應(yīng)力峰值影響區(qū)為邊界的空間分區(qū)特征，工作面兩側(cè)支承壓力峰值的出現(xiàn)是導(dǎo)致深部工作面回采巷道出現(xiàn)大變形破壞的主要原因；超前支承壓力影響范圍達(dá)到150 m，煤層破壞區(qū)寬度達(dá)到8～12 m，強(qiáng)擾動作用下采動應(yīng)力發(fā)生大幅度旋轉(zhuǎn)現(xiàn)象，對圍巖裂隙擴(kuò)展產(chǎn)生驅(qū)動作用。

(2)以平行于工作面推進(jìn)方向的豎直平面為基準(zhǔn)，超前采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡包含面外慢速偏離階段、面外快速靠近階段和面內(nèi)協(xié)同旋轉(zhuǎn)階段；工作面兩側(cè)采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡受巷道掘進(jìn)影響呈現(xiàn)向巷道傾斜的趨勢，旋轉(zhuǎn)幅度升高，巷道對采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡的傾向影響范圍達(dá)到15 m。

(3)當(dāng)工作面推進(jìn)方向與初始最小地應(yīng)力方向之間的夾角=0°和90°時，工作面兩側(cè)采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡在赤平投影圖中以平面為界呈對稱分布；當(dāng)為其他角度時，呈現(xiàn)非對稱分布形態(tài)。隨著的增大，采動應(yīng)力面外慢速旋轉(zhuǎn)階段的旋轉(zhuǎn)幅度降低，面外快速回旋階段的旋轉(zhuǎn)幅度升高；面內(nèi)協(xié)同旋轉(zhuǎn)階段，采動應(yīng)力所在平面始終與推進(jìn)方向平行。

(4)采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)現(xiàn)象影響圍巖承載能力和破壞模式，基于裂隙分布特征，在赤平投影圖中實現(xiàn)圍巖穩(wěn)定性的應(yīng)力方向敏感區(qū)識別；裂隙方向穩(wěn)定，應(yīng)力方向敏感區(qū)局部覆蓋赤平投影圖，優(yōu)勢采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡應(yīng)偏離敏感區(qū)；裂隙隨機(jī)分布，應(yīng)力方向敏感區(qū)實現(xiàn)全區(qū)覆蓋，優(yōu)勢采動應(yīng)力旋轉(zhuǎn)軌跡應(yīng)收縮延展長度。