鐘銓杰

摘要：依托某煤礦工程，對(duì)原有支護(hù)進(jìn)行了優(yōu)化，根據(jù)實(shí)際工程地質(zhì)條件選定了“錨帶網(wǎng)噴+中控注漿錨索”的支護(hù)優(yōu)化措施。通過(guò)有限元數(shù)值模擬手段和實(shí)際工程監(jiān)測(cè)，對(duì)支護(hù)優(yōu)化效果進(jìn)行了評(píng)價(jià)。結(jié)果表明：在高水平構(gòu)造應(yīng)力的作用下，巷道頂?shù)装鍢O易出現(xiàn)應(yīng)力集中，導(dǎo)致破壞發(fā)生。為此對(duì)礦井巷道圍巖控制時(shí)，應(yīng)對(duì)水平應(yīng)力的影響予以重視。支護(hù)優(yōu)化后的圍巖變形量顯著降低，頂板最終變形量較原支護(hù)約降低了68.87%，兩幫最終變形量較原支護(hù)約降低了56.56%，優(yōu)化后的支護(hù)對(duì)圍巖變形控制效果提升顯著。優(yōu)化后支護(hù)對(duì)圍巖變形控制效果較好，圍巖變形量隨掘進(jìn)時(shí)間的增加而持續(xù)增長(zhǎng)，且在前期頂板和兩幫變形量未出現(xiàn)明顯差異。

關(guān)鍵詞：圍巖變形；斷層；注漿錨索；巷道支護(hù)

0? ?引言

我國(guó)具有較為豐富的煤炭資源，但煤層開采由于其地質(zhì)復(fù)雜性而存在較大的難度，因此許多研究人員對(duì)此進(jìn)行了一系列研究。張宏等[1]依托實(shí)際工程項(xiàng)目，對(duì)淺埋深動(dòng)壓回采巷的水力壓裂技術(shù)進(jìn)行了研究。吳宏斌等[2]通過(guò)離散元手段，對(duì)動(dòng)載作用下的巷道圍巖穩(wěn)定性進(jìn)行了研究，揭示了巷道沖擊破壞機(jī)制。屈花榮和趙騰飛[3]依托桑樹坪煤礦，對(duì)注漿材料特性、預(yù)注漿施工方法和注漿效果進(jìn)行了研究。劉波[4]通過(guò)數(shù)值模擬手段，基于東風(fēng)煤礦項(xiàng)目，對(duì)傾斜多層煤采空區(qū)圍巖變形特征進(jìn)行了數(shù)值仿真研究。萬(wàn)峰等[5]提出了預(yù)應(yīng)力連續(xù)性圍巖控制技術(shù)，通過(guò)理論分析+數(shù)值模擬的手段，分析了不同預(yù)緊力作用下的預(yù)應(yīng)力擴(kuò)散規(guī)律，并將提出的方案進(jìn)行了現(xiàn)場(chǎng)應(yīng)用，取得了良好的效果。祁虎根和薛旭輝[6]考慮到了軟弱圍巖的影響，對(duì)軟弱圍巖地質(zhì)條件下的巷道支護(hù)措施進(jìn)行了優(yōu)化，并進(jìn)行了一系列現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)。試驗(yàn)結(jié)果表明優(yōu)化效果較好，巷道掘進(jìn)效率提升了38%。

為研究煤礦斷層處圍巖控制的有效支護(hù)措施，本文依托某煤礦工程，對(duì)原有支護(hù)進(jìn)行了優(yōu)化，根據(jù)實(shí)際工程地質(zhì)條件選定了“錨帶網(wǎng)噴+中控注漿錨索”的支護(hù)優(yōu)化措施。通過(guò)有限元數(shù)值模擬手段和實(shí)際工程監(jiān)測(cè)，對(duì)支護(hù)優(yōu)化效果進(jìn)行了評(píng)價(jià)。

1? ?工程概況

某煤礦工程?hào)|西長(zhǎng)度約為9km，南北寬度約為4km，面積29.8km2，設(shè)計(jì)產(chǎn)值為90萬(wàn)t/a，地質(zhì)儲(chǔ)存量為7850萬(wàn)t。根據(jù)相關(guān)地勘報(bào)告，礦區(qū)內(nèi)共存在4條大褶曲構(gòu)造，存在大于30m的落差正斷層共13條和8個(gè)陷落柱，整體而言，礦區(qū)地質(zhì)構(gòu)造較為復(fù)雜。

主采煤層頂板主要為泥巖、砂質(zhì)泥巖和細(xì)粒砂巖，主采2號(hào)煤層厚度為0.45～2.60m，結(jié)構(gòu)相對(duì)簡(jiǎn)單，平均傾角為15°，為中厚煤層。圖1展示了2408回采巷道與斷層位置的情況，圍巖的力學(xué)參數(shù)見(jiàn)表1。

2? ?原支護(hù)方案效果分析

回風(fēng)巷道原有的支護(hù)方式選用錨索與錨桿結(jié)合的方式，其中，頂錨桿選用螺紋鋼錨桿，型號(hào)為Φ20mm×2400mm，間排距設(shè)為750mm×700mm，每排設(shè)置6根，按矩形布置。

幫錨桿選用圓鋼錨桿，型號(hào)為Φ16mm×2000mm，左幫布置3根，右?guī)筒贾?根，間排距設(shè)為900mm×700mm。錨索選用鋼絞線，型號(hào)為Φ15mm×7000mm，設(shè)置鐵板作為加強(qiáng)支護(hù)，直徑為12mm，錨索間排距為2250mm×1400mm。支護(hù)布置如圖2所示。

在回風(fēng)巷變形較為嚴(yán)重的區(qū)段內(nèi)，設(shè)置若干圍巖變形觀測(cè)點(diǎn)，間距為10m。監(jiān)測(cè)結(jié)果顯示，在巷道開挖后，圍巖變形速率約為40mm/d，最大變形量約為1360mm。其中，巷道頂板巖石發(fā)生破碎，出現(xiàn)了網(wǎng)兜現(xiàn)象，甚至部分金屬網(wǎng)破斷掉落，對(duì)巷道的安全生產(chǎn)造成了嚴(yán)重影響。

3? ?圍巖變形機(jī)理和控制措施

在試驗(yàn)區(qū)段內(nèi)，通過(guò)現(xiàn)場(chǎng)鉆孔等方式對(duì)巷道圍巖內(nèi)部進(jìn)行了探究。結(jié)果顯示，軟巖段內(nèi)由于受到斷層影響，導(dǎo)致巷道圍巖巖性降低且含有裂隙水，圍巖破碎后，多為孔內(nèi)含水的小塊體。因此在后續(xù)的加固過(guò)程中，應(yīng)考慮到對(duì)破碎區(qū)的加固。

設(shè)置了5個(gè)地應(yīng)力測(cè)點(diǎn)，以判斷斷層帶對(duì)圍巖影響的方向性。其中，2個(gè)測(cè)點(diǎn)布置在南翼軌道巷煤頂?shù)装鍘r層，3個(gè)測(cè)點(diǎn)布置在2408回風(fēng)巷。表2為構(gòu)造應(yīng)力的測(cè)量結(jié)果。

從表2中可以看出，各測(cè)點(diǎn)垂直最大主應(yīng)力和垂直最小主應(yīng)力相差甚微，無(wú)明顯的規(guī)律性。相比較而言，各測(cè)點(diǎn)水平最大主應(yīng)力和最小主應(yīng)力差異較大。2408回風(fēng)巷與水平應(yīng)力夾角接近90°，在高水平構(gòu)造應(yīng)力的作用下，巷道頂?shù)装鍢O易出現(xiàn)應(yīng)力集中，導(dǎo)致破壞發(fā)生。綜上所述，對(duì)該礦井巷道圍巖控制時(shí)，應(yīng)對(duì)水平應(yīng)力的影響予以重視。

4? ?支護(hù)方案優(yōu)化設(shè)計(jì)

根據(jù)工程地質(zhì)條件和前人相關(guān)研究，選用“錨帶網(wǎng)噴+中控注漿錨索”的支護(hù)方案進(jìn)行優(yōu)化。具體優(yōu)化措施如下：

錨桿支護(hù)方面，在巷道頂板安裝6根直徑為22mm、長(zhǎng)度為2.4m、800mm×800mm間排距的強(qiáng)預(yù)拉力錨桿，并配有4m長(zhǎng)的M4型鋼帶。在巷道左下幫安裝3根直徑為20mm、長(zhǎng)度為2.4m、800mm×800mm間排距的強(qiáng)預(yù)拉力錨桿，并配有2.2m長(zhǎng)的M4型鋼帶。在巷道右上幫安裝4根直徑為20mm、長(zhǎng)度為2.4m、800mm×800mm間排距的強(qiáng)預(yù)拉力錨桿，并配有2.8m長(zhǎng)的M4型鋼帶。此外，金屬網(wǎng)鋼絲尺寸為4～6mm。安裝完畢后，錨桿預(yù)緊力不小于70kN。

注漿錨索支護(hù)方面，巷道頂板采用五花型布置，錨索長(zhǎng)度為7m，直徑為24.6mm。巷道右上幫和左下幫分別布置2根、1根中空注漿錨索，間隔兩排錨桿，錨索長(zhǎng)度為6m，直徑為24.6mm，且保證安裝預(yù)緊力不小于70kN。

噴射混凝土方面，在巷道兩幫噴射厚度為75mm的柔性混凝土，柔化劑選用鋼纖維。此外，為了防止巷道風(fēng)化，需根據(jù)實(shí)際現(xiàn)場(chǎng)情況，在巷道開掘后應(yīng)通過(guò)柔性混凝土對(duì)圍巖進(jìn)行封閉處理。圖3為巷道優(yōu)化支護(hù)的設(shè)計(jì)方案。

5? ?數(shù)值模擬分析

進(jìn)行巷道開挖數(shù)值仿真時(shí)，根據(jù)項(xiàng)目實(shí)際情況，模型煤層厚度設(shè)為2.2m，傾角為15°，巷道寬度設(shè)為4m，其中線高度為2.6m。模型尺寸為40m×30m，在上部施加5MPa荷載。邊界條件方面，底部設(shè)為固定端，左右兩側(cè)均為法向約束，頂板為自由端。

巖層力學(xué)參數(shù)如表3所示。采用了兩種模擬方案，一種是原支護(hù)方案，一種是中空注漿錨索聯(lián)合優(yōu)化支護(hù)方案。

數(shù)值模擬結(jié)果顯示，采用原巷道支護(hù)方案情況下，巷道圍巖變形量較大，左幫最大變形量為108mm，右?guī)妥畲笞冃瘟窟_(dá)到150mm，頂板最大變形量為128mm，底板最大變形量為116mm。相比而言，采用中空注漿錨索聯(lián)合優(yōu)化方案時(shí)，巷道左幫最大變形量為66mm，右?guī)妥畲笞冃瘟繛?4mm，巷道頂板最大變形量為48mm，底板最大變形量為82mm。

由此可見(jiàn)，采用選用“錨帶網(wǎng)噴+中控注漿錨索”的支護(hù)方案對(duì)原支護(hù)進(jìn)行優(yōu)化后，圍巖變形控制效果較為顯著，有效控制了圍巖變形破壞。

6? ?工程應(yīng)用評(píng)價(jià)

為了進(jìn)一步評(píng)價(jià)支護(hù)方案的優(yōu)化效果，對(duì)巷道前后段分別進(jìn)行了監(jiān)測(cè)。巷道前段為原支護(hù)方案，巷道后段為“錨帶網(wǎng)噴+中控注漿錨索”的支護(hù)方案，設(shè)置2個(gè)監(jiān)測(cè)站進(jìn)行監(jiān)測(cè)，巷道前段監(jiān)測(cè)站為測(cè)點(diǎn)1，巷道后段監(jiān)測(cè)站為測(cè)點(diǎn)2。巷道表面位移隨掘進(jìn)時(shí)間的變化如圖4所示。

從圖4a中可以看出，原支護(hù)方案中巷道兩幫變形量要明顯大于頂板變形量。在掘進(jìn)時(shí)間較短時(shí)，變形量隨掘進(jìn)時(shí)間的增加而增大，在30d左右開始達(dá)到穩(wěn)定。從圖4b中可以看出，在掘進(jìn)時(shí)間較短時(shí)，巷道頂板和兩幫變形較為接近，在40d后開始出現(xiàn)明顯差異。隨著掘進(jìn)時(shí)間的增加，巷道頂板和兩幫的變形量逐漸增大，但斜率緩慢降低。

兩者相比，支護(hù)優(yōu)化后的圍巖變形量顯著降低，頂板最終變形量較原支護(hù)約降低了68.87%，兩幫最終變形量較原支護(hù)約降低了56.56%，優(yōu)化后的支護(hù)對(duì)圍巖變形控制效果顯著。此外，由于優(yōu)化后的支護(hù)對(duì)圍巖變形控制效果較好，達(dá)到“臨界變形”的速度較慢。圍巖變形量隨掘進(jìn)時(shí)間的增加而持續(xù)增長(zhǎng)，且在前期頂板和兩幫變形量未出現(xiàn)明顯差異。

7? ?結(jié)束語(yǔ)

為研究煤礦斷層處圍巖控制的有效支護(hù)措施，本文依托某煤礦工程，在原有支護(hù)的基礎(chǔ)上進(jìn)行優(yōu)化，根據(jù)實(shí)際工程地質(zhì)條件選定了“錨帶網(wǎng)噴+中控注漿錨索”的支護(hù)優(yōu)化措施。通過(guò)有限元數(shù)值模擬手段和實(shí)際工程監(jiān)測(cè)，對(duì)支護(hù)優(yōu)化效果進(jìn)行了評(píng)價(jià)。得出主要結(jié)論如下：

巷道開挖后，圍巖變形速率約為40mm/d，最大變形量約為1360mm。其中，巷道頂板巖石發(fā)生破碎，出現(xiàn)了網(wǎng)兜現(xiàn)象，甚至部分金屬網(wǎng)破斷掉落，對(duì)巷道的安全生產(chǎn)造成了嚴(yán)重影響。

在高水平構(gòu)造應(yīng)力的作用下，巷道頂?shù)装鍢O易出現(xiàn)應(yīng)力集中，導(dǎo)致破壞發(fā)生。對(duì)礦井巷道圍巖控制時(shí)應(yīng)對(duì)水平應(yīng)力的影響予以重視。

支護(hù)優(yōu)化后的圍巖變形量顯著降低，頂板最終變形量較原支護(hù)約降低了68.87%，兩幫最終變形量較原支護(hù)約降低了56.56%，優(yōu)化后的支護(hù)對(duì)圍巖變形控制效果顯著。

優(yōu)化后的支護(hù)對(duì)圍巖變形控制效果較好，圍巖變形量隨掘進(jìn)時(shí)間的增加而持續(xù)增長(zhǎng)，且在前期頂板和兩幫變形量未出現(xiàn)明顯差異。

參考文獻(xiàn)

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