石 巖,張 倩,龐 博
(1.潞安職業(yè)技術(shù)學(xué)院,山西 長治 046204;2.應(yīng)急管理部信息研究院,北京 100037)
在我國煤礦礦井逐漸轉(zhuǎn)入深部開采的趨勢下,深部圍巖變形控制已成為巷道支護研究的重要內(nèi)容,深部巷道在原巖應(yīng)力及采動應(yīng)力影響下極易發(fā)生變形破壞,造成支護失效。
國內(nèi)外研究學(xué)者針對深部巷道變形控制進行了大量研究,張文龍等[1]針對深部軟巖巷道支護困難,利用巖石力學(xué)實驗及有限元分析法確定柔性與剛性聯(lián)合支護方法,即通過應(yīng)用“噴混 + 錨桿 + 注漿 + U 型鋼支架”能夠充分發(fā)揮讓壓功能和圍巖變形控制的目的,提高巷道穩(wěn)定性;郭現(xiàn)偉等[2]利用FLAC3D分析不同支護參數(shù)下巷道圍巖應(yīng)力、位移及塑性區(qū)變化特征,在保障合理掘巷速度下確定巷道最優(yōu)支護參數(shù);譚香等[3]深部沖擊高應(yīng)力巷道變形現(xiàn)場,利用理論分析、數(shù)值模擬及現(xiàn)場試驗等多種方法確定“卸壓控制+讓壓支護”等的卸壓支護技術(shù),實現(xiàn)巷幫最大變形300 mm,底板最大變形171 mm,較原支護有較大改善,有效實現(xiàn)高應(yīng)力巷道變形控制;卓軍等[4]針對復(fù)合頂板半煤巖巷圍巖變形嚴重問題,通過分析圍巖變形機理,研發(fā)掘進巷道強力掩護裝備,通過現(xiàn)場實踐,方案設(shè)備能夠有效提高頂板完整性及巷道錨固質(zhì)量,提升弱粘結(jié)復(fù)合頂板掘進支護速度,緩解礦井采掘緊張關(guān)系;韓圖門烏力吉[5]針對巷道貫通時巷道穩(wěn)定性差、頂板破碎等現(xiàn)象,提出人工復(fù)合頂板及人工柔模澆筑等技術(shù)控制圍巖變形,現(xiàn)場試驗表明,該方案能夠有效避免三角煤柱垮落現(xiàn)象。上述研究內(nèi)容對深部巷道支護方式進行大量研究,但主要針對支護參數(shù)理論計算、數(shù)值模擬驗證分析等方面,缺少對巷道力學(xué)環(huán)境的內(nèi)在分析,且不同巷道支護方式并不能通用。
本文以潞安集團司馬煤礦1206工作面回風(fēng)巷為工程背景,巷道頂板巖層穩(wěn)定且厚度大,造成應(yīng)力向煤柱幫及巷道底板傳遞,且圍巖在采動應(yīng)力作用下,巷道變形嚴重,原支護失效,針對上述現(xiàn)象,在原巷道支護基礎(chǔ)上提出頂板爆破切頂卸壓方式進行巷道圍巖控制。
1206工作面位于3號煤層,煤層平均厚度6.35 m,近水平分布,平均傾角6°.1206工作面東側(cè)為1208工作面,已采畢,北側(cè)為二采區(qū),處于施工階段,南側(cè)為井田邊界,西部為未施工區(qū)。1206工作面巷道尺寸5.2 m×3.2 m(寬×高),沿煤層底板掘進,巷道頂?shù)装鍘r性如表1所示,其中基本頂厚5.44 m,直接頂厚1.7 m,直接底厚0.45 m,基本底厚3.75 m.在原支護條件下,巷道變形較大,其中巷道頂板最大變形量643 mm,底板最大變形量526 mm,煤柱幫最大變形量872 mm,煤壁幫最大變形量579 mm,在巷道部分區(qū)域支護構(gòu)件破斷失效。
表1 3號煤層頂?shù)装鍘r性
工作面回采情況下,巷道臨空側(cè)基本頂呈“O-X”破斷,其中巷道礦壓主要來自關(guān)鍵塊自重及回轉(zhuǎn)作用。由于巷道頂板圍巖厚堅,煤層開采后無法及時垮落,造成圍巖變形劇烈,支護失效,通過頂板關(guān)鍵塊爆破預(yù)裂,降低其完整性,減少關(guān)鍵塊回轉(zhuǎn)形成的礦壓集中現(xiàn)象,其具體作用原理如圖1所示。
圖1 巷道切頂卸壓原理示意
分析圖1可知,理想狀態(tài)下,通過爆破切頂,將關(guān)鍵塊B劃分為B1和B2兩塊,其中B1的尺寸取決于巷道和煤柱尺寸,B2滑落失穩(wěn),則關(guān)鍵塊B重量減少,減小了對巷道圍巖的擠壓作用,實現(xiàn)了改善巷道受力環(huán)境,降低了巷道頂板及煤柱的圍巖變形量。
將基本頂視為板結(jié)構(gòu)分析,當(dāng)基本頂未采用切頂技術(shù)時,四周支撐變化如圖2所示。在基本頂初次破斷前,巷道為四周固支結(jié)構(gòu);在初次破斷后,形成三邊固支,一邊簡支的板支撐結(jié)構(gòu),則基本頂初次來壓步距(L1)和周期來壓(L2)步距[6-9]。爆破切頂后,基本頂未初次破斷前,爆破造成一側(cè)形成簡支結(jié)構(gòu),即三邊固支,一邊簡支,初次破斷后,則變?yōu)閮蛇吅喼В瑑蛇吂讨У闹谓Y(jié)構(gòu),爆破后周期來壓步距(L3)所示,切頂情況下基本頂初次破斷前后受力如圖3所示。
圖2 未切頂情況下基本頂初次破斷前后基本頂受力示意
圖3 切頂情況下基本頂初次破斷前后基本頂受力示意
(1)
式中:q為覆巖重量,kN/m3;δ(1,2,3)為幾何形狀系數(shù);η為圍巖泊松比;h為基本頂厚度;αk為基本頂抗拉強度,根據(jù)圖2和圖3所示可知,可3個系數(shù)相等。
隨著固支邊數(shù)量減小,來壓步距逐漸減小,即L1>L2>L3,說明通過爆破切頂能夠有效降低來壓基本頂斷裂長度,改善巷道礦壓環(huán)境。
依據(jù)礦井實際地質(zhì)條件,方案擬采用定性精準爆破方式對基本頂關(guān)鍵塊B進行切頂縫卸壓,具體設(shè)計方案如圖4所示。
圖4 爆破切頂裝藥結(jié)構(gòu)示意
每組設(shè)計3個鉆孔,按照(中長-短-長)的炮孔長度進行設(shè)計施工,使得基本頂切縫裝藥采用連續(xù)不耦合方式,分三段裝藥。具體一組鉆孔的布置如下:第一個鉆孔長度為11 m,需裝藥長度為6 m,并安裝D60 mm定位塊,進行炮泥封孔段長度為5 m;第二個鉆孔長度為9 m,需裝藥長度為9 m,并安裝D60 mm定位塊,進行炮泥封孔段長度為6 m;第三個鉆孔長度為25 m,需裝藥長度為12 m,并安裝D60 mm定位塊,進行炮泥封孔段長度為10 m,留距離鉆孔口3 m區(qū)域范圍不進行封堵。其中定位塊主要的功能是確保爆破能量轟散方向與預(yù)裂方向相同,爆破聚能裝置具體如圖5所示,爆破鉆孔布置如圖6所示。
圖5 爆破聚能裝置
圖6 爆破鉆孔布置示意(mm)
為驗證爆破切頂卸壓效果,對1206工作面回風(fēng)巷前300 m進行切縫卸壓效果監(jiān)測試驗,監(jiān)測內(nèi)容主要有頂?shù)装逡平?、兩幫變形量,監(jiān)測點共布置3個,間距100 m,監(jiān)測周期30 d,監(jiān)測結(jié)果如圖7所示。
圖7 巷道圍巖變形監(jiān)測示意
分析圖7可知,巷道圍巖變形均呈現(xiàn)先急速變形后穩(wěn)定變形,其中煤柱幫變形較大,頂板次之,煤壁幫再次之,底板變形量最小。巷道煤柱幫在22 d后變形逐漸趨于穩(wěn)定,最大變形量173 mm;頂板變形量也在22 d后趨于穩(wěn)定值,最大變形量124 mm,煤壁幫變形量與頂板變形量相差不大,在20 d后趨于穩(wěn)定值,最大變形量113 mm,巷道底板于20 d后趨于穩(wěn)定值,最大變形量80 mm.基于原支護方案巷道圍巖最大變形量,爆破切頂卸壓后巷道頂板、底板、煤柱幫和煤壁幫變形較原支護方案圍巖變形控制能力提高了80.7%、84.8%、80.2%和80.5%,說明爆破切頂后對巷道圍巖變形具有明顯的控制作用。
1) 巷道劇烈礦壓環(huán)境主要源于基本頂破斷后巷道上方回轉(zhuǎn)關(guān)鍵塊自重及回轉(zhuǎn),爆破卸壓方案通過降低其完整性改善巷道圍巖應(yīng)力環(huán)境。
2) 結(jié)合基本頂梁結(jié)構(gòu)假設(shè)和初次來壓步距和周期來壓步距理論,確定爆破切頂后,基本頂固支邊減少,簡支邊增加,能夠有效減少來壓基本頂斷裂長度,改善巷道礦壓環(huán)境。
3) 通過進行爆破切頂卸壓巷道圍巖變形監(jiān)測,確定巷道頂板、底板、煤柱幫和煤壁幫最大變形量分別為124 mm、80 mm、173 mm和113 mm,較原支護方案條件下圍巖變形控制能力分別提高了80.7%、84.8%、80.2%和80.5%.