李雪健

(霍州煤電集團(tuán) 金能煤業(yè)有限公司,山西 忻州 035100)

目前,在很多煤礦掘進(jìn)過程中,巷道圍巖呈現(xiàn)出高應(yīng)力、膨脹、破碎、流變、松散、強(qiáng)風(fēng)化蝕變及松軟等軟巖特征,導(dǎo)致巷道的掘進(jìn)圍巖控制及后期維護(hù)難度加大,工程量大,存在安全隱患。巷道圍巖發(fā)生變形破壞時必然造成支護(hù)設(shè)備損壞或者失效,出現(xiàn)片幫、底鼓和頂板巖體冒落等礦壓現(xiàn)象,有時甚至可能誘發(fā)煤巖動力災(zāi)害的發(fā)生,造成人員傷亡和財產(chǎn)損失。

以霍州煤電集團(tuán)金能煤業(yè)有限公司二采區(qū)1201工作面掘進(jìn)巷為研究對象,基于原支護(hù)方案和控制技術(shù),提出“雙殼”支護(hù)技術(shù),并通過數(shù)值模擬、現(xiàn)場工業(yè)試驗驗證了該支護(hù)技術(shù)的有效性,保障了巷道的施工安全以及長期穩(wěn)定。

1 工程概況

金能煤業(yè)目前正在開采2號煤層,厚度0～13.04 m,傾角平均為13.5°,埋深超過400 m,屬于大部分可采較穩(wěn)定煤層,煤質(zhì)為煙煤,抗壓強(qiáng)度為0.2 MPa,屬于松軟煤層。2號煤層兩個巷道在掘進(jìn)過程中沿底掘進(jìn),煤層厚度約為10 m,即頂板約有6 m的頂煤。煤層頂板情況見表1.

表1 煤層頂板情況

在兩巷道掘進(jìn)過程中,圍巖變形破壞嚴(yán)重,出現(xiàn)頂板破碎、離層、網(wǎng)兜、頂板部分錨桿失效等情況,圍巖整體穩(wěn)定性差,難以維護(hù)且圍巖控制成本高,嚴(yán)重影響礦井的生產(chǎn)進(jìn)度。

2 巷道變形影響因素及控制技術(shù)

2.1 巷道原支護(hù)情況

該掘進(jìn)巷道為矩形斷面,凈寬4 600 mm,凈高3 500 mm,原支護(hù)方式為“錨網(wǎng)索噴+鋼護(hù)板”的聯(lián)合支護(hù),采用錨索的規(guī)格是D21.6 mm×8 200 mm,其間排距為1 600 mm×1 200 mm,錨索托盤采用400 mm×400 mm×16 mm方形托盤,錨索錨固劑采用CK2360錨固劑1條,Z2360錨固劑4條,錨索“3·3”布置。采用無縱筋螺紋鋼錨桿,規(guī)格為D22 mm×2 400 mm,其間排距為800 mm×800 mm,錨固劑使用Z2360錨固劑2條,托盤尺寸為150 mm×150 mm×8 mm,托盤后加鋼護(hù)板,鋼護(hù)板規(guī)格為400 mm×260 mm×4 mm,錨桿頂部使用7根,幫部使用10根,左右兩幫各5根;鋼筋網(wǎng)采用D6 mm鋼筋焊接,規(guī)格為1 800 mm×700 mm,網(wǎng)格為100 mm×100 mm.巷道表面噴射強(qiáng)度為C20,厚度為50 mm的混凝土。

2.2 巷道變形破壞的影響因素

1) 圍巖性質(zhì)。采用鉆孔窺視儀觀測鉆孔圍巖內(nèi)部結(jié)構(gòu)及破裂形態(tài)發(fā)現(xiàn),巷道側(cè)幫0.5～3.0 m范圍內(nèi)圍巖破裂嚴(yán)重,甚至出現(xiàn)塌孔;巷道頂板2.5～7.0 m范圍內(nèi)圍巖破裂,裂隙發(fā)育,在7.0～8.0 m范圍內(nèi),由于頂板為泥巖且由于水的作用,煤體出現(xiàn)泥化現(xiàn)象。因此,巷道圍巖強(qiáng)度不足是引起巷道變形破壞的主要原因。

2) 采動影響 。采礦引起的壓力、爆破震動、其他動態(tài)載荷改變了周圍巖石的應(yīng)力環(huán)境,影響了巖石結(jié)構(gòu)和薄弱結(jié)構(gòu)面,加速了巷道的變形和破壞。

3) 支護(hù)方式不合理。由于巷道圍巖松軟破碎,設(shè)計支護(hù)形式不能適應(yīng)圍巖變形要求。支護(hù)形式和支護(hù)參數(shù)比較單一,顯然不能適應(yīng)深部巷道地壓與圍巖變形特性。

2.3 巷道雙殼支護(hù)結(jié)構(gòu)

三軟煤層本身煤巖體強(qiáng)度較低,一旦巷道開挖,圍巖內(nèi)應(yīng)力重新分布,圍巖極易發(fā)生變形破壞,利用注漿錨桿、注漿錨索在巷道圍巖中形成兩層的殼結(jié)構(gòu),淺部殼體由一次支護(hù)的注漿錨桿及淺部注漿體(或者短錨索)構(gòu)成,深部殼體由一次支護(hù)的注漿錨索及深部注漿體構(gòu)成,兩個殼體結(jié)構(gòu)通過錨索互相作用,共同形成承載結(jié)構(gòu),形成了時序上由外向里的遞進(jìn)式承載,并能夠有效釋放無法控制的額外能量。

3 數(shù)值模擬研究

3.1 模型的建立

采用有限差分?jǐn)?shù)值計算軟件FLAC3D進(jìn)行數(shù)值模擬計算,對巷道圍巖的受力和位移大小進(jìn)行分析。為消除邊界效應(yīng),設(shè)計的模型尺寸為寬×高×厚=80 m×60 m×6 m,寬、厚、高分別在X軸、Y軸和Z軸上,巷道軸向沿Y軸方向?！半p殼”注漿加固巷道圍巖可以看作在巷道的開挖輪廓線外形成具有一定厚度的環(huán)狀加固圈,通過殼單元調(diào)整巷道圍巖參數(shù)模擬加固地層,錨桿索采用CABLE結(jié)構(gòu)單元模擬,鋼筋網(wǎng)及噴射混凝土采用SHELL單元進(jìn)行模擬,W鋼帶采用BEAM單元進(jìn)行模擬,錨桿索彈性模量分別為3.9 GPa、1.9 GPa,密度為2 516 kg/cm3,泊松比為0.9 GPa.

模型采用位移邊界條件,固定左右及前后邊界水平方向位移,巷道底板固定水平位移和豎向位移,上部邊界為自由邊界并施加9.77 MPa的原巖應(yīng)力。對煤層采用多節(jié)理本構(gòu)模型,其余巖層采用Mohr-Coulomb本構(gòu)模型。數(shù)值計算模型如圖1所示,煤巖層物理力學(xué)參數(shù)見表2.

圖1 數(shù)值計算模型

表2 煤巖層物理力學(xué)參數(shù)

3.2 “雙殼”支護(hù)方案

“雙殼”支護(hù)方案為:“超前管棚+長錨索+W鋼帶/工字鋼+雙層網(wǎng)”,具體優(yōu)化方案如下:

頂板支護(hù):支護(hù)方式為超前管棚+長錨索+W鋼帶/工字鋼+雙層網(wǎng),超前管棚采用直徑50 mm鋼管,設(shè)計間距200 mm,長度3 m,搭接長度600 mm;錨索長度8.2 m,直徑21.6 mm,注漿錨索;托盤采用400 mm×400 mm×16 mm方形托盤;錨索錨固劑采用CK2360錨固劑1條,Z2360錨固劑4條,錨索間距為1 000 mm,排距為1 000 mm,錨索“5·5”布置。錨索后增加W鋼帶和工字鋼,W鋼帶和11號工字鋼交替使用。W鋼帶規(guī)格:厚度4 mm,寬280 mm;網(wǎng)片規(guī)格:金屬網(wǎng)為D6 mm鋼筋焊接而成,金屬網(wǎng)規(guī)格2 000 mm×1 000 mm,網(wǎng)格100 mm×100 mm;巷道頂板下沉區(qū)段架設(shè)工字鋼棚。巷道表面噴射強(qiáng)度為C20,厚度為50 mm的混凝土。

巷幫支護(hù):錨桿長2.4 m,采用直徑22 mm的無縱筋螺紋鋼加工,使用Z2360錨固劑2條,托盤尺寸為150 mm×150 mm×8 mm,錨桿間距為800 mm,排距為800 mm,錨桿配套球形墊圈和減摩墊圈,托盤后加鋼護(hù)板,鋼護(hù)板規(guī)格為400 mm×260 mm×4 mm;網(wǎng)片規(guī)格:金屬網(wǎng)為D6 mm鋼筋焊接而成,金屬網(wǎng)規(guī)格2 000 mm×1 000 mm,網(wǎng)格100 mm×100 mm;為防止碎煤從金屬網(wǎng)中露出,金屬網(wǎng)后掛一層經(jīng)緯鐵絲網(wǎng)。支護(hù)方案如圖2所示。

圖2 “雙殼”支護(hù)方案圖(單位:mm)

3.3 支護(hù)方案模擬結(jié)果

利用模擬軟件分別對未支護(hù)、原支護(hù)方案、優(yōu)化方案的應(yīng)力分布、位移分布和塑性區(qū)分布進(jìn)行了數(shù)值模擬。

1) 不同支護(hù)條件下的巷道圍巖應(yīng)力分布特征。圖3和圖4分別為巷道兩幫和頂?shù)装宓乃綉?yīng)力分布曲線。

圖3 不同支護(hù)方式下沿頂?shù)装宸较蛳锏绹鷰r水平應(yīng)力變化曲線

圖4 不同支護(hù)方式下沿頂?shù)装宸较蛳锏绹鷰r垂直應(yīng)力變化曲線

由圖3可知,由于煤層存在傾角,巷道兩幫的水平應(yīng)力關(guān)于巷道中心呈不完全對稱分布,左右兩幫應(yīng)力發(fā)展趨勢大致都是先快速增加再緩慢趨于穩(wěn)定,最后恢復(fù)為原巖應(yīng)力。巷道頂?shù)装宓乃綉?yīng)力關(guān)于巷道中心也呈不對稱分布,圖左是底板的應(yīng)力分布曲線,圖右是頂板的應(yīng)力分布曲線。頂板和底板的水平應(yīng)力發(fā)展趨勢隨著距巷道中心距離的增大,其值是先增加達(dá)到一定峰值后再減小,出現(xiàn)了應(yīng)力增高區(qū),最后趨于穩(wěn)定。由此可見,巷道圍巖在距離左右兩幫、頂?shù)装逡欢ǚ秶鷥?nèi)出現(xiàn)了應(yīng)力集中現(xiàn)象,進(jìn)而導(dǎo)致了該處巖體發(fā)生塑性破壞。

不同支護(hù)方案的應(yīng)力增長快慢不同,原支護(hù)和優(yōu)化方案相對于未支護(hù)來看,峰前應(yīng)力增速相對較快,應(yīng)力達(dá)到峰值處的位置離巷道中心處更近,發(fā)生塑性破壞的范圍也就會相應(yīng)減小,因此,優(yōu)化方案支護(hù)效果相對較好。

由圖4可知,垂直應(yīng)力在巷道的兩幫基本呈不完全對稱分布,隨著距巷道中心距離的增加,其值是先增加達(dá)到一定峰值后再減小,出現(xiàn)了應(yīng)力增高區(qū),最后趨于穩(wěn)定。頂板和底板的垂直應(yīng)力隨著遠(yuǎn)離巷道而漸漸增加,最后都達(dá)到了應(yīng)力峰值,峰值以后巖體應(yīng)力又趨于穩(wěn)定,最終恢復(fù)為原巖應(yīng)力。

與未支護(hù)和原支護(hù)方案相比,巷道圍巖在優(yōu)化方案支護(hù)狀態(tài)下,其應(yīng)力峰值有所提高,且其應(yīng)力增加的速率明顯較大,應(yīng)力峰值區(qū)離巷道的距離更短,改善了圍巖的應(yīng)力狀態(tài),使巷道圍巖趨于穩(wěn)定。

2) 不同支護(hù)條件下的巷道圍巖位移分布特征。由圖5可知,頂?shù)装宕怪蔽灰齐S著遠(yuǎn)離巷道中心漸漸減小,并且降低的速率越來越緩慢,最后趨于穩(wěn)定直到零位移,其中位移的最大值出現(xiàn)在巷道頂板的右上方和底板的左下方。原支護(hù)方案與未支護(hù)狀態(tài)相比,頂板下沉量從原來的330 mm減少到209 mm,減少了36.7%.優(yōu)化方案與未支護(hù)狀態(tài)相比,頂板下沉量從原來的330 mm減少到195 mm,減少了40.9%,說明優(yōu)化方案對巷道圍巖頂板下沉起到了一定的控制效果。

圖5 巷道圍巖垂直位移分布

3) 不同支護(hù)條件下的巷道圍巖塑性區(qū)分布特征。不同支護(hù)方案下巷道的塑性區(qū)范圍差別很大,塑性區(qū)越大證明支護(hù)效果越差。未支護(hù)狀態(tài)下的塑性區(qū)比較大,在原支護(hù)的作用下,塑性區(qū)明顯減小,在優(yōu)化方案的作用下,塑性區(qū)相對于原支護(hù)方案進(jìn)一步減小,說明優(yōu)化方案對巷道圍巖支護(hù)起到了一定的作用。

4 現(xiàn)場實踐

在巷道試驗段內(nèi)設(shè)置測站,采用十字形布置測點,測定頂?shù)装搴拖锏纼蓭偷南鄬σ平?監(jiān)測結(jié)果如圖6所示。

圖6 圍巖變形監(jiān)測曲線圖

由圖6可知,在圍巖變形監(jiān)測的前65 d,巷道拱頂及兩幫變形逐漸增大,而后收斂速率逐漸減慢,變形量趨于穩(wěn)定,巷道拱頂、兩幫最大變形量分別為130 mm、178 mm.與數(shù)值模擬計算結(jié)果有很好的一致性。

5 結(jié) 語

1) 通過數(shù)值模擬得出,“雙殼”支護(hù)技術(shù)下,峰前應(yīng)力增速相對較快,應(yīng)力峰值的位置距巷道中心處的距離更小,改善了巷道圍巖的應(yīng)力狀態(tài),使巷道圍巖更加穩(wěn)定。

2) 通過數(shù)值模擬得出,“雙殼”支護(hù)技術(shù)下,巷道頂板下沉量較原支護(hù)方案減少了36.7%,較未支護(hù)狀態(tài)相減少了40.9%,有效控制了巷道頂板下沉。

3) 現(xiàn)場工業(yè)性試驗結(jié)果得出,采用“雙殼”支護(hù)技術(shù)后,巷道拱頂、兩幫最大變形量分別為130 mm、178 mm,巷道圍巖變形得到了有效控制。