李海洲,張曉君 , 張 璐

(1.山東理工大學(xué) 資源與環(huán)境工程學(xué)院 礦山工程技術(shù)研究所，山東 淄博 255049；2.山東理工大學(xué) 建筑工程學(xué)院，山東 淄博 255049)

近年來，世界采礦科學(xué)研究和采礦實踐愈加關(guān)注礦體深部開采問題。其中，深井開采過渡區(qū)巷道的支護(hù)方式直接影響煤礦的采掘接續(xù)平衡、經(jīng)濟(jì)效益和生產(chǎn)安全[1-2]。

國內(nèi)對深井巷道支護(hù)的研究取得了良好的應(yīng)用效果[3-9]，但在開采向深部過渡過程中，許多巷道圍巖變形加劇，使巷道維護(hù)成本大大增加，淺部支護(hù)方式已不能滿足巷道變形及安全要求。調(diào)查表明，在底板不支護(hù)的過渡區(qū)巷道中，頂?shù)装褰?0%的移近量是由底鼓引起的，其造成的巷道維修量約占總維修量的50%[10]。因此，對深部開采過渡區(qū)巷道圍巖變形尤其是底鼓控制進(jìn)行研究具有重要意義。

1 工程背景

新汶某煤礦-550 m水平二采區(qū)軌道下山埋深約556 m，穿過的巖層以砂質(zhì)頁巖、砂質(zhì)泥巖和粉砂巖為主，巷道斷面形狀為直墻半圓拱，凈寬×凈高=4.6 m×3.34 m，掘進(jìn)時支護(hù)方案為“錨網(wǎng)+噴漿”支護(hù)形式，巷道頂部及兩幫，采用M25-22-2500 型錨桿,間、排距均為1 m，每根錨桿錨固力為130 kN，全斷面鋪設(shè)12#鉛絲編制經(jīng)緯金屬網(wǎng)，噴50 mm砂漿[11]。

由于巷道圍巖在深部應(yīng)力的作用下軟巖特性明顯，導(dǎo)致巷道圍巖持續(xù)變形。支護(hù)數(shù)月后，產(chǎn)生明顯的拱肩開裂與底鼓變形，如圖1所示。原支護(hù)方案已不能保證巷道的穩(wěn)定性。

圖1 拱肩開裂與底鼓變形

2 巷道圍巖變形監(jiān)測與特征分析

為了分析原支護(hù)方式下過渡區(qū)巷道圍巖的變形規(guī)律，巷道開挖支護(hù)后，在底板、頂板及兩幫安裝 KDW 型多點位移計，實測巷道圍巖變形數(shù)據(jù)。

頂板和幫部多點位移計各包括4個測點，距離表面分別為1 m、2 m、3 m、4 m；底部多點位移計9個測點，距離表面分別為1 m、2 m、3 m；監(jiān)測結(jié)果如圖2所示。從圖2可以看出：

1)巷道掘進(jìn)后，在高應(yīng)力作用下，圍巖在很長時間內(nèi)仍在持續(xù)變形，表現(xiàn)為整體收斂變形的特點，其中，巷道底板變形程度最大。頂板及幫部圍巖掘進(jìn)后10～15 d變形速度開始收斂，而底板圍巖在掘進(jìn)后60 d仍在持續(xù)變形。

2)巷道底鼓變形具有對稱性，總體呈倒三角形，且中間底鼓量最大。

(a)巷道頂板位移-時間變化曲線

(b)巷道兩幫位移-時間變化曲線

(c)巷道底板位移-時間變化曲線

(d)巷道底鼓位移-時間變化曲線

綜上表明，原支護(hù)條件下巷道圍巖處于不穩(wěn)定狀態(tài)，具有持續(xù)變形特征，原有的支護(hù)參數(shù)已不能有效控制巷道圍巖，尤其是底鼓的變形。

3 支護(hù)方案改進(jìn)與數(shù)值模擬分析

基于上述情況，對原巷道支護(hù)方案加以改進(jìn)，采用頂部增加錨索、底角增加錨桿的“注漿+錨噴網(wǎng)+錨索+底角錨桿”支護(hù)形式。

增加頂部錨索，長度取為6.2 m，選取MS-Φ17.8-1-6200 mm鋼絞線預(yù)應(yīng)力錨索，其拉斷載荷為353 kN，間距2 m，排距5 m。

巷道底角采用M25-22-2500 型錨桿，按照45°角打入巷道底板。

根據(jù)巷道的實際施工步驟，本次數(shù)值分析過程共分為4步進(jìn)行：(1)初始地應(yīng)力平衡；(2)巷道徑向方向開挖20 m；(3)原支護(hù)方案的模擬計算；(4)改進(jìn)的支護(hù)方案模擬計算。

建立模型尺寸：40 m×20 m×40 m，考慮計算機(jī)模擬速度及模擬結(jié)果的精確性，對巷道圍巖10 m范圍內(nèi)網(wǎng)格劃分適當(dāng)加密，如圖3所示。原支護(hù)與改進(jìn)支護(hù)模型如圖4、5所示。

圖3 -550 m巷道數(shù)值分析模型

圖4 -550 m巷道原“錨網(wǎng)噴”支護(hù)模型

巷道模擬計算所采用的各巖層強(qiáng)度參數(shù)，均在巷道現(xiàn)場取樣實驗得到，各參數(shù)見表 1。

計算過程中假設(shè)各巖層為均質(zhì)、各向同性材料。模型邊界條件:模型底部z=-20，左側(cè)x=-20、右側(cè)x=20和y=0、y=20設(shè)置為固定約束，在模型上部巖層表面施加14 MPa的均勻荷載。

圖5 -550 m巷道改進(jìn)的支護(hù)模型

表1 模型各層介質(zhì)力學(xué)參數(shù)表Tab. 1 Mechanics parameters of layers in the model

巖性彈模/Pa泊松比內(nèi)聚力 /MPa摩擦角/(°)容重/MN·m-1砂質(zhì)頁巖2.7×1090.301.28340.024砂質(zhì)泥巖2.4×1090.341.105320.022砂巖3.6×1090.251.86360.031錨桿210×1090.300.078錨索210×1090.10.078混凝土10×1090.270.025

首先對原支護(hù)形式下巷道的變形進(jìn)行計算，采用錨噴支護(hù)后，頂板沉降值為45.52 mm，巷道底板處于不支護(hù)狀態(tài)，頂板與兩幫支護(hù)強(qiáng)度不夠，巖體變形及壓力傳遞到深部，致使底板變形范圍和強(qiáng)度大于頂板及幫部，底鼓值為61.21 mm；從塑性區(qū)分布范圍來看，主要集中在拱肩和底角3～5 m范圍內(nèi)；計算結(jié)果如圖6、7所示。

圖6 原護(hù)形式下z向位移云圖

圖7 原護(hù)形式下塑性區(qū)分布圖

改進(jìn)支護(hù)形式下巷道的變形結(jié)果如圖8、9所示。增加預(yù)應(yīng)力錨索組合頂部圍巖，有效地將應(yīng)力傳遞至深部穩(wěn)定巖層，使巷道頂板沉降值減小為14.7 mm；增加底角錨桿使得底板底鼓值減小為15 mm；從塑性區(qū)分布范圍來看，拱肩位置塑性區(qū)消失，兩幫和底角塑性區(qū)范圍大大縮小，可見該支護(hù)形式下，能夠較好地控制巷道圍巖的變形。

圖8 改進(jìn)護(hù)形式下z向位移云圖

圖9 改進(jìn)支護(hù)形式下塑性區(qū)分布圖

4 新支護(hù)方式實施效果

為驗證新支護(hù)方式的實施效果，在-550 m巷道(圖10)試驗段進(jìn)行巷道位移觀測，通過2個月的觀測，得到監(jiān)測數(shù)據(jù)列于表2，巷道變形與時間關(guān)系曲線如圖11所示。

圖10 -550 m巷道試驗段支護(hù)效果

表2 巷道變形監(jiān)測Tab.2 Roadway deformation monitoring

時間/d頂?shù)装逡平?mm兩幫移近量/mm17.803.20512.305.301015.626.171516.427.362017.797.582518.568.183018.788.323519.428.474019.749.114520.219.305020.569.535520.789.716020.939.86

圖11 新支護(hù)方式下的巷道變形曲線

從圖11中可以看出在60 d觀測期內(nèi)，試驗段巷道兩幫總移近量為9.86 mm，頂?shù)装蹇傄平繛?0.93 mm，并在支護(hù)完成10～15 d后變形量開始收斂，圍巖變形量和變形速度均得到較好控制。

5 結(jié)論

1)深部開采中，在高應(yīng)力作用下，過渡區(qū)巖體表現(xiàn)出明顯的軟巖特性，使得原支護(hù)方式不能有效地控制巷道變形。

2)根據(jù)巷道受力與變形特點，將原錨網(wǎng)噴支護(hù)方式改進(jìn)為“注漿+錨噴網(wǎng)+錨索+底角錨桿”支護(hù)方式，數(shù)值分析表明該方案能夠有效地控制高應(yīng)力軟巖巷道圍巖變形。

3)根據(jù)-550 m試驗巷道的變形監(jiān)測數(shù)據(jù)可以看出：采用新的支護(hù)方式后巷道圍巖變形量及變形速度均得到有效控制，驗證了新支護(hù)方式的可行性。