張華磊,　王連國,　涂　敏

(1.安徽理工大學(xué) 能源與安全學(xué)院, 安徽 淮南 232001;2.中國礦業(yè)大學(xué) 深部巖土力學(xué)與地下工程國家重點實驗室, 江蘇 徐州 221008)

?

半煤巖巷道圍巖破裂演化規(guī)律及控制技術(shù)

張華磊1,2,王連國2,涂敏1

(1.安徽理工大學(xué) 能源與安全學(xué)院, 安徽 淮南 232001;2.中國礦業(yè)大學(xué) 深部巖土力學(xué)與地下工程國家重點實驗室, 江蘇 徐州 221008)

針對半煤巖大巷圍巖控制問題,以呂梁礦區(qū)某礦半煤巖運輸大巷為研究對象,利用FLAC3D數(shù)值軟件建立巷道計算模型,分析不同埋深時半煤巖巷道圍巖的塑性區(qū)變化規(guī)律,并采用鉆孔窺視儀對巷道圍巖破裂范圍進行精細探測。結(jié)果表明:圍巖塑性區(qū)隨著巷道埋深的增加而逐漸增大,尤其是巷道兩幫及底板部位;大巷頂板0～1.8 m及4.9～5.1 m深度附近,裂隙極其發(fā)育,1.8～4.9 m深度范圍內(nèi)有許多微小的裂隙。根據(jù)數(shù)值模擬及現(xiàn)場探測結(jié)果,選擇注漿錨索+注漿錨桿+金屬網(wǎng)的全斷面錨注支護方法。工業(yè)化實驗結(jié)果證明此種方法可有效控制巷道的有害變形。該研究為其他類似條件下的巷道支護提供了參考。

半煤巖; 破裂演化規(guī)律; 控制技術(shù)； 精細探測

半煤巖巷道圍巖是一種各向異性的特殊圍巖結(jié)構(gòu),一般為非均質(zhì),具有分層性。由于煤層賦存狀態(tài)改變,使得巷道圍巖結(jié)構(gòu)組合復(fù)雜多變,因此,研究半煤巖巷圍巖破裂演化規(guī)律,對于半煤巖巷道的維護具有重要意義[1]。以往研究的半煤巖巷圍巖控制問題一般都是圍繞回采巷道或者準備巷道[2-5]展開的,近幾年,對于深井巷道支護方面的研究愈加廣泛[6-8],然而針對服務(wù)年限較長、埋深較大的半煤巖開拓大巷圍巖控制方面的研究還相對較少。為此,筆者以呂梁礦區(qū)某礦開拓大巷為研究對象,應(yīng)用FLAC3D數(shù)值軟件模擬分析不同埋深時半煤巖巷的變形特征,并應(yīng)用鉆孔窺視儀觀察巷道圍巖不同深度的裂隙發(fā)育特征,由此提出注漿錨索+注漿錨桿+金屬網(wǎng)聯(lián)合加固圍巖的支護方法,以確保巷道圍巖的穩(wěn)定性。

1　工程概況

山西呂梁礦區(qū)某礦第一水平標高為+645 m,礦井設(shè)計生產(chǎn)能力為90萬t/a,開拓大巷埋深643 m,主要在2#煤底板施工,所穿巖層以粉砂巖、泥巖為主。由于煤層賦存發(fā)生變化,運輸大巷部分地段為半煤巖巷,巷道上部為煤,兩幫及底板為泥巖等。巷道斷面為直墻半圓拱形,凈寬5 m,凈高4 m,原支護形式為錨網(wǎng)噴,高強錨桿規(guī)格為φ20 mm×2 200 mm,全斷面布置,間排距800 mm×800 mm。運輸大巷附近的鉆孔柱狀圖如圖1所示。

圖1　巖層柱狀圖

由于大巷為半煤巖巷,在高應(yīng)力的作用下,其弱面巖石將被擠壓突出,出現(xiàn)頂板炸皮,底臌現(xiàn)象。該巷道雖然歷經(jīng)幾次修復(fù),但仍然無法控制其變形,特別是底臌現(xiàn)象非常嚴重,底臌量最大達到1 300 mm,如圖2所示。為了保證第一水平大巷的穩(wěn)定性,滿足礦井安全生產(chǎn)要求,需對其進行加強支護。

圖2　大巷破壞形態(tài)

2　圍巖破裂演化規(guī)律

2.1數(shù)值模擬

2.1.1數(shù)值模型

以該礦運輸大巷為工程背景,采用FLAC3D軟件自帶的Mohr-Coulomb材料模型,建立規(guī)格(長×寬×高)為100 m×100 m×60 m的計算模型。模型巷道斷面為直墻半拱形,軸向沿著Y軸方向,即巷道斷面垂直于Y軸,且將巷道半圓拱的圓心坐標定為(50,Y,30);巷道寬5 m,直墻高1.5 m,圓拱半徑2.5 m,采用錨桿支護,錨桿規(guī)格為φ20 mm×2 200 mm,間排距800 mm×800 mm。巷道頂板及半圓拱部巖性為煤(2#煤),幫部及底板巖性為粉砂巖,圍巖巖層現(xiàn)場取樣測得參數(shù)見表1。假設(shè)各巖層為均質(zhì),各向材料同性。模型邊界條件:模型底部設(shè)置為豎直方向,左側(cè)、右側(cè)和前、后部設(shè)置為法向約束邊界,模型上部巖層對模型邊界的作用近似為均布荷載q,即上覆巖層自重。文中模型埋深(h)初始值取400 m,后以50 m的級別向下延伸,直至650 m,其上覆荷載分別取10.00、11.25、12.50、13.75、15.00、16.25 MPa,即模擬不同應(yīng)力狀態(tài)下巷道圍巖塑性區(qū)的發(fā)育范圍,從而獲得巷道圍巖破壞演化規(guī)律。

表1　巖層力學(xué)特性參數(shù)

2.1.2結(jié)果分析

圖3給出了不同埋深下的巷道圍巖塑性區(qū)分布情況。

圖3　不同埋深時的巷道圍巖塑性區(qū)分布

由圖3可知,巷道埋深對圍巖塑性區(qū)分布的影響非常大,塑性區(qū)范圍隨著巷道埋深的增加而逐漸增加,當巷道埋深為650 m時,巷道圍巖塑性區(qū)范圍最大,此時頂?shù)装遄畲笃茐纳疃确謩e為2.1、5.3 m,兩幫圍巖塑性區(qū)范圍達到5.1 m,底板塑性區(qū)發(fā)育范圍遠大于頂板,主要是由于底板處于無支護狀態(tài)。由此可以看出,對于埋深在650 m左右甚至更深的巷道,巷道圍巖破壞深度均超過了傳統(tǒng)的支護材料可以支護的最大深度,使用傳統(tǒng)支護方法支護效果不理想。

圖4給出了巷道圍巖塑性區(qū)范圍隨巷道埋深(h)增長的變化趨勢。由圖4可知,無論巷道埋深如何變化,巷道底板圍巖塑性區(qū)最大深度(hs)均大于頂板,與幫部塑性區(qū)互有大小。

圖4　巷道圍巖塑性區(qū)深度變化曲線

2.2現(xiàn)場探測

開拓大巷巖層雖有一定的強度,但由于圍巖裂隙發(fā)育,巖體結(jié)構(gòu)極差,導(dǎo)致巖體的總體強度較低。另外,構(gòu)造造成圍巖破碎,其碎脹壓力也容易使圍巖產(chǎn)生碎脹變形。利用鉆孔成像儀在運輸大巷拱肩位置所觀測的數(shù)據(jù)生成大巷頂板鉆孔成像圖,如圖5所示。

圖5　大巷頂板鉆孔成像

由圖可以看出,在大巷頂板0～1.8 m及4.9～5.1 m深度附近,裂隙極其發(fā)育;1.8～4.9 m深度范圍內(nèi)雖然沒有明顯的裂隙發(fā)育,但是有許多微小的裂隙,隨著應(yīng)力提高、作用時間延長,這些裂隙也會逐漸發(fā)育貫通,威脅巷道圍巖的穩(wěn)定性。

3　控制技術(shù)

3.1支護方案

由圖2可知,大巷底臌嚴重,以往對巷道底臌的控制,只注重對底板巖層的研究和處理,而忽略了處理其他部位對底臌的控制作用,因此,往往難以有效控制底臌。實際上,巷道是由頂板、底板、兩幫組成的復(fù)合結(jié)構(gòu)體,結(jié)構(gòu)的各部分在礦山壓力作用下受力狀態(tài)不同,其圍巖性質(zhì)也存在較大的差異,因而巷道頂、底、幫的穩(wěn)定狀態(tài)存在明顯的結(jié)構(gòu)特征,當巷道的兩幫和頂板較為軟弱時,直接影響到底板的穩(wěn)定性。尤其是礦井進入到深部開采后,隨著圍巖應(yīng)力升高,底臌更為嚴重。在工程實踐中發(fā)現(xiàn),深井巷道的底臌與頂板下沉、兩幫內(nèi)移往往同時發(fā)生,頂板與兩幫變形較大時,巷道底臌量也就越大。因此,筆者提出將巷道底臌治理看作一項系統(tǒng)的支護工程的觀點,即采取支護措施控制底臌的同時,也要采取支護措施加強兩幫和頂板圍巖的支護。

由文獻[9]可知,單純依靠增加支護強度來改善支護質(zhì)量,是不現(xiàn)實的,因為提高支護強度不僅使支護成本急劇增加,而且還極大地增加了工人的勞動強度,因此,考慮從提高巷道圍巖本身的強度出發(fā),充分發(fā)揮圍巖自身的抗變形能力。根據(jù)以上分析,運輸大巷采用以注漿錨索+注漿錨桿+金屬網(wǎng)全斷面錨注的支護形式控制巷道,支護方案如圖6所示。

圖6　運輸大巷加強支護方案

3.2支護參數(shù)

頂板、幫部、底角、底板注漿錨桿,注漿錨索,金屬網(wǎng)及噴射混凝土相關(guān)參數(shù)如下。

(1)頂板及幫部注漿錨桿

螺紋鋼注漿錨桿規(guī)格為φ25 mm×2 500 mm,破斷力≥150 kN,間排距為1 200 mm×1 200 mm,每個斷面內(nèi)8根。桿體上順序鉆有φ6 mm注漿孔,其結(jié)構(gòu)如圖7所示。桿尾砸扁,封孔采用快硬水泥藥卷。

圖7　螺紋鋼注漿錨桿結(jié)構(gòu)

(2)底角及底板注漿錨桿

根據(jù)以往的施工經(jīng)驗,在底板施工鉆孔時,由于巖屑排不出鉆孔,易導(dǎo)致卡鉆,即便成孔,放置時間稍長,也較容易塌孔,為了解決這個難題,本次底角注漿錨桿和底板注漿錨桿均選用自鉆式中空注漿錨桿。自鉆式中空注漿錨桿本身兼作鉆桿和注漿管。注漿前可作吹塵管,即排除鑿巖形成的粉塵,注漿時漿液通過中空錨桿從鉆頭噴出,填充錨桿周圍的鉆孔和底層裂隙,使錨桿與周圍巖體凝固為一體,形成鋼管水泥柱,起到加固的作用。選用的自鉆式中空注漿錨桿桿體結(jié)構(gòu)如圖8所示。

圖8　自鉆式中空注漿錨桿結(jié)構(gòu)

底角及底板選用的自鉆式中空注漿錨桿規(guī)格均為φ25 mm×1 800 mm,抗拉強度為250 kN。封孔采用快硬水泥藥卷。底角注漿錨桿排距為1 200 mm,距底板不大于300 mm;底板注漿錨桿間排距為1 200 mm×1 200 mm,其中每個斷面內(nèi)布置2根底角注漿錨桿,3根底板注漿錨桿。

(3)注漿錨索

選用新型的中空注漿錨索,其結(jié)構(gòu)如圖9所示。拱頂注漿錨索規(guī)格為φ22 mm×5 000 mm,拱頂兩側(cè)注漿錨索規(guī)格為φ22 mm×5 500 mm,與鉛垂方向夾角為35°;每排3根,排距為1 200 mm。

圖9　中空注漿錨索

(4)金屬網(wǎng)

金屬網(wǎng)采用冷拔黑鐵絲經(jīng)緯網(wǎng),使用10#以上鐵絲,規(guī)格為長×寬=5 000 mm×900 mm,網(wǎng)格尺寸為100 mm×100 mm,其網(wǎng)孔規(guī)格為80 mm×80 mm,網(wǎng)與網(wǎng)之間要有100 mm搭茬,每200 mm采用雙股鐵絲扭結(jié)。

(5)噴射混凝土

噴射砼強度等級為C20,初噴層厚50 mm,復(fù)噴層厚50 mm,配合比1∶2∶2。

3.3支護效果

采用錨注聯(lián)合支護方法在運輸大巷進行工業(yè)化實驗后,對實驗段巷道進行連續(xù)礦壓觀測,結(jié)果如圖10所示。

圖10　運輸大巷表面位移曲線

由圖10可知,巷道在加強支護后的10 d內(nèi),變形速率較快,之后變形量雖然還在增長,但是變形速率明顯減緩;巷道底臌量大于同一時期的兩幫移近量,而兩幫移近量大于同一時期的頂板下沉量。觀測近兩個月后,最大底臌量為32 mm,而底板下沉量僅為16 mm,相對之前的底臌量1 300 mm明顯減小,說明全斷面的錨注加強支護方法能有效地控制底臌等巷道有害變形。

4　結(jié)　論

以呂梁礦區(qū)某礦半煤巖運輸大巷為研究對象,通過數(shù)值模擬及現(xiàn)場探測等手段對半煤巖巷破裂演化規(guī)律進行研究,得出以下結(jié)論:

(1)半煤巖巷道圍巖塑性區(qū)隨著巷道埋深(400～650 m)的增加而逐漸增長,尤其是巷道兩幫及底板部位。

(2)巷道圍巖0～1.8 m、4.9～5.1 m深度范圍存在裂隙發(fā)育帶;圍巖1.8～4.9 m深度存在微小裂隙,在高應(yīng)力、長時間的作用下也易發(fā)育貫通。

(3)根據(jù)數(shù)值模擬及現(xiàn)場精細探測結(jié)果,選擇注漿錨索+注漿錨桿+金屬網(wǎng)的全斷面錨注支護體系?，F(xiàn)場監(jiān)測表明,此種方法能夠有效控制巷道的有害變形,為其他類似條件下的巷道支護提供參考。

[1]劉傳孝. 半煤巖巷圍巖結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性的數(shù)值模擬研究[J]. 應(yīng)用基礎(chǔ)與工程科學(xué)學(xué)報, 2000, 8(1): 16-21.[2]金淦, 郝光生. 半煤巖回采巷道圍巖穩(wěn)定性及控制的數(shù)值分析[J]. 煤礦安全, 2012, 17(1): 55-58.

[3]黃躍東, 劉同海, 江崇濤, 等. 雞西礦區(qū)軟弱半煤巖巷特厚復(fù)合頂板支護[J]. 煤炭科學(xué)技術(shù), 2005, 33(6): 31-33.

[4]楊占國, 索永錄, 姬紅英, 等. 高應(yīng)力半煤巖異性巷道圍巖松動圈測試[J]. 煤炭技術(shù), 2010, 29(6): 83-84.

[5]徐天彬. 超長距離半煤巖巷圍巖控制技術(shù)[J]. 采礦與安全工程學(xué)報, 2009, 26(2): 168-172.

[6]李德忠, 李冰冰, 檀遠遠. 礦井深部巷道圍巖變形淺析及控制[J]. 巖土力學(xué), 2009, 30(1): 109-112.

[7]王其勝, 李夕兵, 李地元. 深井軟巖巷道圍巖變形特征及支護參數(shù)的確定[J]. 煤炭學(xué)報, 2008, 33(4): 364-367.

[8]吳占瑞, 漆泰岳, 鐘林. 深部巷道圍巖變形的數(shù)值模擬和模型試驗[J]. 中國安全科學(xué)學(xué)報, 2012, 22(2): 44-49.

[9]李明遠, 王連國, 易恭蝤, 等. 軟巖巷道錨注支護理論與實踐[M]. 北京: 煤炭工業(yè)出版社, 2001.

(編輯荀海鑫)

Failure evolution laws and control technology of roadway surrounding rock

ZHANGHualei1,2,WANGLianguo2,TUMin1

(1.School of Energy & Safety, Anhui University of Science & Technology, Huainan 232001, China; 2.State Key Laboratory for Geomechanics & Deep Underground Engineering, China University of Mining & Technology, Xuzhou 221008, China)

Aimed at addressing surrounding rock control of half coal rock roadway, this paper drawing on the main haulage roadway of a colliery’s half coal rock in Lüliang mining area describes the development of three-dimensional numerical model of roadway by a numerical simulation software FLAC3D, the analysis of the laws governing the plastic zone of the roadway surrounding rocks occurring in the different buried depth, and the fine detection of failure radius of roadway surrounding rock by borehole imaging instrument. The results suggest a gradual increase in the plastic zone of surrounding rocks, especially in two sidewalls and floor of the roadway, depending on the increase in buried depth; the occurrence of the extremely well-developed fractures near surrounding rocks ranging from 0 m to 1.8 m and from 4.9 m to 5.1 m in depth; and the occurrence of many micro cracks from 1.6 m to 5.1 m in depth. The numerical simulation and precise detection reveal the necessity of the whole section bolting-grouting support method consisting of grouting cable, grouting bolt, and metal mesh. The field monitoring shows that this method, capable of an effective restraint of the harmful deformation of roadways, could serve as reference guide for roadway support for similar conditions.

half coal rock; failure evolution laws; control technology; elaborate probe

2013-04-24

國家重點基礎(chǔ)研究發(fā)展計劃(973計劃)項目(2010CB226805)；國家自然科學(xué)基金項目(51074004)；安徽省自然科學(xué)基金重點項目(11040606M102)；安徽理工大學(xué)青年教師科學(xué)研究基金項目(2012QNZ14)

張華磊(1983-),男,山東省聊城人,講師,博士,研究方向:采動巖體力學(xué)與工程,E-mail:hlzhang1122@126.com。

10.3969/j.issn.1671-0118.2013.03.010

TD322

1671-0118(2013)03-0258-05

A