李曉博
(山西新元煤炭有限責(zé)任公司,山西 晉中 045400)
井工煤礦常見(jiàn)的T 型、Y 型、H 型及十字型巷道拐角處易出現(xiàn)大變形、圍巖離層破壞的現(xiàn)象,對(duì)“圍巖-支護(hù)”設(shè)計(jì)、施工、監(jiān)測(cè)提出可控變形、可控破壞、少維護(hù)的要求。學(xué)者分析交叉角度的變化而引起工程圍巖變形破壞規(guī)律、巷道尺寸變化對(duì)交叉段三角巖柱及頂板的安全性及不同錨桿支護(hù)方案下大跨度交叉巷的圍巖支護(hù)效果的優(yōu)化[1-6]。以交叉段雙巷為背景,討論頂板節(jié)理、交叉段雙巷與最大主應(yīng)力的夾角兩個(gè)因素對(duì)圍巖體的破壞程度及應(yīng)力變化特征。
新元礦的交叉段雙巷位于3#煤層,聯(lián)絡(luò)巷、輔助進(jìn)風(fēng)巷平行布置,與集中運(yùn)輸巷交叉,埋深約460 m,巷道頂?shù)装逡院泄?jié)理、滑面的泥巖、砂巖為主。用應(yīng)力解除法測(cè)量地應(yīng)力,在集中運(yùn)輸巷煤體幫部中布置大孔和小孔,小孔底部安裝測(cè)量探頭,大孔深15 m,直徑130 mm,小孔深0.36 m,直徑36 mm,計(jì)算得出最大主應(yīng)力為24.35 MPa。
巖體模型為長(zhǎng)×寬×高=65 m×40 m×50 m,聯(lián)絡(luò)巷的斷面為寬×高=5.2 m×3.5 m,輔助進(jìn)風(fēng)巷的斷面為寬×高=5.2 m×3.5 m,集中運(yùn)輸巷的斷面為寬×高=5.6 m×3.5 m,四周及底部邊界固定,初始垂直地應(yīng)力為11.96 MPa。
劃分為7 組煤巖體,從模型頂部到底部依次為覆巖、砂巖、2 類(lèi)泥巖、1 類(lèi)泥巖、煤、2 類(lèi)泥巖和基巖,對(duì)應(yīng)厚度為7.5 m、2.5 m、6 m、0.5 m、3.5 m、1.5 m 及18.5 m,交叉段圍巖力學(xué)參數(shù)見(jiàn)表1。
表1 交叉段頂?shù)装鍘r層力學(xué)參數(shù)
對(duì)于矩形斷面圍巖破壞深度可以借鑒圓形洞室彈塑應(yīng)力分布的規(guī)律,將矩形斷面等效成外接圓形斷面,可以計(jì)算出雙巷煤柱的寬度[7]:
式中:r為矩形外接圓半徑,3.134 m;H為巷道埋深,460 m;γ為容重,13.7 kN/m3;C為內(nèi)聚力,1.5 MPa;φ為內(nèi)摩擦角,25°。
得出煤柱理論寬度L=9 m。
交叉段雙巷設(shè)計(jì)之初考慮到不同生產(chǎn)時(shí)期的通風(fēng)、運(yùn)輸需求,其空間跨度廣、懸頂面積大、巖體節(jié)理和最大主應(yīng)力不同的布置夾角等因素干擾圍巖的自承力。隨著集中運(yùn)輸巷、輔助進(jìn)風(fēng)巷、聯(lián)絡(luò)巷相繼開(kāi)挖,造成每條巷的原巖應(yīng)力的反復(fù)變化,削弱了巖體強(qiáng)度。
輔助進(jìn)風(fēng)巷、聯(lián)絡(luò)巷圍巖受力經(jīng)過(guò)“失衡—平衡”的循環(huán)過(guò)程,非連續(xù)性節(jié)理在不同布置夾角中演變成貫通性節(jié)理。在壓應(yīng)力及剪應(yīng)力二次分布的過(guò)程中,節(jié)理發(fā)育較多的頂板巖層表現(xiàn)出剪切滑移的動(dòng)態(tài)特征,節(jié)理頂板斷裂下沉與巖塊之間的咬合角有關(guān),隨著加載在巖塊四周的應(yīng)力增加,巖塊底部變形顯著,直至超過(guò)接觸點(diǎn)的強(qiáng)度極限失衡逐步向深部重復(fù)上述過(guò)程。
巷道節(jié)理頂板下沉運(yùn)動(dòng)經(jīng)歷了3 個(gè)階段。前期微弱形變,由于掘進(jìn)機(jī)高速旋轉(zhuǎn)的截割頭震動(dòng)作用迫使未開(kāi)挖的頂板巖層原生裂隙輕微擴(kuò)張,形變量忽略不計(jì);中期中度形變,截割頭一次0.5 m 的截深完成后,頂板表現(xiàn)為下沉,主要原因是節(jié)理頂板失去正下方煤體的支承,裂隙繼續(xù)發(fā)育導(dǎo)致頂板結(jié)構(gòu)趨于分割,完整性降低;后期支護(hù)形變,從錨桿錨索打入巖體直至噴漿結(jié)束后完成的頂板沉降,此時(shí)人工支護(hù)體與破壞巖體相互受力,該階段主要是松動(dòng)圈的變形,應(yīng)力逐漸釋放。
節(jié)理頂板水平應(yīng)力變化分布曲線(xiàn)如圖1。由圖可以看出,節(jié)理頂板2 m 位置的水平受力分為左側(cè)、中間及右側(cè)并分析不同位置的應(yīng)力響應(yīng)。頂板中間受力在7.5~8.0 MPa 變化幅度較小,頂板兩端受力集中在8.5~11.0 MPa 變化幅度較大,遠(yuǎn)離幫部的巖體應(yīng)力充分釋放,變形收斂程度不足以在小范圍停止,局部巖體持續(xù)位移。數(shù)值模擬結(jié)果顯示:隨著交叉段雙巷與地層最大主應(yīng)力夾角增加,剪切和變形程度呈上升趨勢(shì),頂板下沉變形最小為144 mm,最大為294 mm。
圖1 節(jié)理頂板水平應(yīng)力變化分布
交叉段雙巷9 m 煤柱橫向的水平受力以煤柱為中心呈現(xiàn)出左右對(duì)稱(chēng)的特征,反映了煤柱不同深度的受力狀態(tài),水平剪切作用從煤柱的淺部到深部逐漸減弱。煤柱水平應(yīng)力變化分布曲線(xiàn)如圖2。由圖看出,7 號(hào)監(jiān)測(cè)點(diǎn)左段曲線(xiàn)共劃分為三個(gè)階段:水平剪切力導(dǎo)致的煤體淺部擴(kuò)張強(qiáng)化階段,擴(kuò)張受力小,煤體承載能力低;煤體中部擴(kuò)張弱化階段,擴(kuò)張受力快速增加,煤體承載能力逐步提高;到達(dá)受力頂峰后,煤體深部擴(kuò)張殘余階段,煤體擴(kuò)張受力有所減小,煤體承載能力較強(qiáng)。隨著交叉段雙巷與地層最大主應(yīng)力夾角從30°變化到90°時(shí),煤柱中間位置水平應(yīng)力傳導(dǎo)峰值從1.7 MPa 變化到2.6 MPa,說(shuō)明夾角越大對(duì)煤柱內(nèi)部應(yīng)力集中越明顯,擴(kuò)張變形從煤柱深部推移到煤柱幫部。不同主應(yīng)力夾角下煤柱水平最大變形經(jīng)歷緩慢增長(zhǎng)期和急速增長(zhǎng)期,變形程度從87 mm 的最小值、拐點(diǎn)處95 mm,擴(kuò)大到126 mm 最大值,說(shuō)明50°以下主應(yīng)力夾角對(duì)應(yīng)煤柱的穩(wěn)定性最好。
圖2 煤柱水平應(yīng)力變化分布
不同主應(yīng)力夾角下拐角煤柱水平應(yīng)力變化分布曲線(xiàn)如圖3。由圖可以看出,主應(yīng)力夾角小于50°時(shí),淺部拐角煤柱1 至4 號(hào)測(cè)點(diǎn)水平受力趨于相同,中深部拐角煤柱5 至10 號(hào)測(cè)點(diǎn)水平受力分化,說(shuō)明隨著夾角的降低,拐角煤柱越易在小范圍區(qū)域形成應(yīng)力集中;而主應(yīng)力夾角高于50°時(shí),所有測(cè)點(diǎn)形成的曲線(xiàn)趨于重合且有向深部轉(zhuǎn)移的可能,致使幫部錨桿無(wú)法錨固在穩(wěn)定煤體中。
圖3 拐角煤柱水平應(yīng)力變化分布
交叉段雙巷不同布置夾角剪切破壞分布區(qū)域如圖4。由圖可以看出,夾角小于40°時(shí),冒落巖塊集中在巷道上方,沒(méi)有向兩幫擴(kuò)展,節(jié)理頂板穩(wěn)定性強(qiáng);夾角大于50°及以上時(shí),冒落及剪切松動(dòng)巖塊向圍巖深部發(fā)育,節(jié)理頂板穩(wěn)定性逐步降低。節(jié)理頂板剪切破壞變化特征為:當(dāng)夾角為30°時(shí),節(jié)理頂板的剪切塑性破壞體范圍僅有4.5 m;當(dāng)夾角為90°時(shí),節(jié)理頂板的剪切塑性破壞體最多,深度達(dá)到8.5 m。
圖4 不同布置夾角剪切破壞分布區(qū)域
集中運(yùn)輸巷掘進(jìn)初期,幫部及頂板形成局部破壞帶,后期雙巷掘進(jìn)加劇了交叉區(qū)域拐角煤柱的擾動(dòng)失衡,不同布置夾角對(duì)中部拐角煤柱破壞深度影響范圍達(dá)到4 m,拐角煤柱與頂板銜接處破壞深度影響范圍達(dá)到4~5.6 m,布置夾角越小,越有利于拐角煤柱的穩(wěn)定;掘進(jìn)后期9 m 煤柱內(nèi)部受力不均且以X 型斷裂為主,直至完全破壞。
根據(jù)分析可知,交叉段工程與最大主應(yīng)力夾角在30°~40°時(shí),圍巖完整度高易支護(hù)。聯(lián)絡(luò)巷、輔助進(jìn)風(fēng)巷和集中運(yùn)輸巷噴漿支護(hù)段各20 m 區(qū)域封閉表面巖體,噴漿由初噴60 mm 和復(fù)噴40 mm的水泥砂粒組成,圍巖表面鋪設(shè)菱形網(wǎng),嚴(yán)格把控初噴和復(fù)噴的間隔時(shí)間,初噴結(jié)束后待表層噴漿形成堅(jiān)固保護(hù)體再進(jìn)行復(fù)噴;錨桿長(zhǎng)2.4 m 抵抗淺部節(jié)理剪切滑動(dòng)效應(yīng);預(yù)應(yīng)力錨索長(zhǎng)8.5 m,自由段錨索緊密壓制已有的節(jié)理裂隙增加滑移面的摩擦力,錨固段錨索深入穩(wěn)定巖體約束下部巖層變形擴(kuò)張,達(dá)到分級(jí)支護(hù)的目標(biāo)。頂幫錨桿間排距0.8 m×1.1 m,鋼帶連接頂錨桿底端,頂錨索間排距1.2 m×1.1 m?,F(xiàn)有離層儀數(shù)據(jù)顯示,節(jié)理頂板中部易發(fā)生弱面分離現(xiàn)象,所以支護(hù)順序先中間后兩側(cè)。頂板及掘進(jìn)頭安裝50 mm 的柔性排水管,由水泵導(dǎo)入集中運(yùn)輸巷臨水水倉(cāng),避免掘進(jìn)頭積水從而提高支護(hù)進(jìn)度。
在交叉段雙巷輔助進(jìn)風(fēng)一側(cè)監(jiān)測(cè)45 d 內(nèi)的頂板下沉及兩幫變形程度。第40 天到第45 天變形趨于穩(wěn)定,頂板下沉了90 mm,兩幫變形65 mm,支護(hù)措施控制效果良好。
(1)交叉段雙巷作為井下必不可少的結(jié)構(gòu)之一,應(yīng)用塑性極限破壞公式計(jì)算雙巷煤柱的寬度為9 m,為數(shù)值模型提供參考依據(jù)。
(2)隨著最大主應(yīng)力夾角的增加,交叉段雙巷頂板圍巖節(jié)理受力疊加下沉進(jìn)而加劇煤柱強(qiáng)度的降低,是造成工程區(qū)域圍巖穩(wěn)定性差的主要原因。
(3)FLAC3D分析了不同夾角下頂板節(jié)理,中間煤柱和拐角煤的受力變形特征,將工程與最大主應(yīng)力的方向調(diào)整至30°~40°,配合主動(dòng)支護(hù)能夠有效預(yù)防頂板深部離層及幫部變形。