李本奎,常立宗

(1.北方爆破科技有限公司,北京 100004;2.河北海潤工程勘察設計有限公司,石家莊 050000)

煤礦開采逐漸向深部發(fā)展,開采條件日趨復雜,在靠近地質(zhì)構造區(qū)的巷道中,受高應力擾動破壞的影響,巷道中的圍巖裂縫多,支護結構斷裂,巷道圍巖發(fā)生大變形,對礦井的安全生產(chǎn)造成了很大的影響。因此,提高高應力擾動破壞區(qū)的巷道圍巖穩(wěn)定性對巷道支護優(yōu)化至關重要[1-2]。李德輝等[3]通過數(shù)值模擬及實際工程應用,探究了以錨索配合鋼拱架的方式進行高應力軟巖巷道加強支護的方案;楊亞平等[4]通過從工程地質(zhì)條件、地應力及采動影響三方面分析支護破壞原因,并提出“中空錨桿+鈦克網(wǎng)+噴射砼支護”等4種新型支護方案;王雷等[5]通過建立力學本構模型,得出了高應力區(qū)巷道受動壓影響的圍巖應力場范圍,為深入分析高應力區(qū)巷道圍巖穩(wěn)定性提供了依據(jù);孟慶彬等[6]建立了彈塑性力學模型,總結了支護抗力對圍巖塑性區(qū)的影響;張志明等[7]基于對圍巖節(jié)理、裂隙的統(tǒng)計分析,制定了相應的圍巖控制措施;趙飛等[8]針對強動壓高水平應力巷道支護難題,采用了高強預緊力錨網(wǎng)索組合支護;李國盛等[9]通過力學分析手段確定了注漿對巷道圍巖支護的提升作用,針對受采動影響頻繁的巷道,采用“錨桿錨索+淺深注漿”的聯(lián)合支護方法;徐向東等[10]通過統(tǒng)計分析松散破碎區(qū)與裂隙區(qū)的分布規(guī)律確定了合理的巷道寬高軸比及圍巖應力;呂坤[11]通過建立特厚煤層受二次采動影響的力學模型,結合數(shù)值分析和現(xiàn)場監(jiān)測,提出了巷道分次支護方法;李光等[12]采用現(xiàn)場調(diào)查與數(shù)值模擬計算相結合的方法提出,在支護方式中增加U型鋼支架、補充底部支護、增大錨桿長度和減小錨桿間排距均能不同程度地改善支護效果。

綜上所述,目前關于高應力擾動破壞區(qū)巷道圍巖變形機理、支護理論與技術方面的研究已經(jīng)取得了較大進展[13-15],但仍需要針對具體工況進行具體分析。在此,以汾西某礦工作面高應力擾動破壞區(qū)巷道為研究對象,結合現(xiàn)場實測的采動過程中巷道圍巖裂隙發(fā)育特征,采用數(shù)值模擬對原支護方案進行了參數(shù)優(yōu)化,確定優(yōu)化方案;然后,將優(yōu)化方案應用于此工作面留巷中,通過工程監(jiān)測對其圍巖穩(wěn)定性進行評價,同時與原方案支護下的巷道圍巖穩(wěn)定性進行對比,進一步驗證了優(yōu)化方案的合理性。

1 工程概況

汾西某礦3316工作面煤層厚度為7.75 m,總體位于一單斜構造之上,埋深521～567 m,附近含有多個斷層。工作面頂?shù)装鍘r層分布情況如圖1所示,圍巖性能如表1所示。3316工作面位于該礦三采大巷北翼,西側為3316運巷和3316專用瓦斯抽采巷。其中,3316抽采巷沿煤層頂板掘進,斷面為矩形,凈寬4 600 mm,凈高3 200 mm,屬于下一采區(qū)預留運輸巷,如圖2所示。

表1 煤層頂?shù)装鍘r性特征

圖1 地質(zhì)柱狀圖[16]Fig.1 Geological histogram

圖2 巷道位置關系圖(單位:m)Fig.2 Location relationship of roadways

抽采巷具體斷面原方案支護情況如圖3所示。頂錨桿采用Φ20 mm×2 400 mm左旋無縱肋螺紋鋼錨桿,間排距為1 000 mm×1 000 mm;幫錨桿采用Φ20 mm×2 400 mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,間排距為900 mm×1 000 mm。錨索采用Φ17.8 mm×6 400 mm高強度低松弛預應力鋼絞線,采用“一二”布置,第一排錨索在巷中線上布置一根,第二排錨索在距巷中線左右1 100 mm處各布置一根,排距為1 000 mm。

圖3 原方案支護圖(單位:mm)Fig.3 Supporting diagram of the original plan

通過理論分析可知,抽采巷支護結構動態(tài)載荷受采動影響明顯,錨桿(索)載荷采動影響增強系數(shù)達2.1～5.8,導致部分錨桿動態(tài)最大載荷達到109～113 kN,超過Φ20 mm螺紋鋼屈服極限105 kN而發(fā)生破斷,巷道圍巖有失穩(wěn)破壞風險;兩幫支護結構動態(tài)載荷具有明顯的非對稱性,煤柱幫支護結構載荷較實體煤幫高27.3%[16]。

為了能夠全面掌握巷道頂板不同位置處的煤巖結構特征,在抽采巷道共布置3組頂板窺視鉆孔測點。其中,1#測孔布置在超前回采面50 m頂板中心平整處,窺視結果如圖4所示;2#測孔布置在超前回采面約80 m 靠近實體幫頂板平整處,窺視結果如圖 5所示;3#測孔布置在超前回采面約100 m靠巷道煤柱幫的頂板平整處,窺視結果如圖6所示。

圖4 巷道頂板中央1#鉆孔窺視圖Fig.4 Peep view of No.1 borehole in the center of roadway roof

圖5 巷道實體幫肩角2#鉆孔窺視圖Fig.5 Peep view of No.2 borehole of shoulder angle on solid side of roadway

圖6 煤柱幫肩角3#鉆孔窺視圖Fig.6 Peep view of No.3 borehole of shoulder angle on coal pillar side

鉆孔窺視結果表明,抽采巷頂板淺部圍巖較破碎,微裂隙較多,且分布有明顯的縱向裂隙和環(huán)向裂隙,發(fā)育程度普遍較高。此外,巷道頂板中央和煤柱幫側頂板圍巖破碎范圍、裂隙發(fā)育程度較實體煤幫側圍巖略大,巷道頂板整體破碎程度較高,結構較為松散,破碎帶分布深度較廣,在頂板淺部與深部均有嚴重破碎帶存在。因此,頂板整體結構強度較低,巷道穩(wěn)定性較差。

2 支護方案優(yōu)化研究

2.1 支護優(yōu)化方案及數(shù)值建模

結合鉆孔窺視結果,在原支護方案的基礎上對巷道支護結構進行優(yōu)化,提出以下3個方案。

1)優(yōu)化方案1:在原支護方案基礎上,將頂板錨索改為“三二”布置,即在原頂板單根錨索兩側各補打一根Φ21.6 mm×6 400 mm錨索,補打錨索距巷中線1 600 mm。兩幫每隔一排錨桿各補打一根錨索,距頂板1 600 mm,補打錨索為Φ17.8 mm×5 000 mm,在頂板適當位置補打錨桿,每兩排錨桿須補足3根,錨桿型號由原Φ20 BHRB335 改為Φ20 BHRB500。

2)優(yōu)化方案2:在原支護方案基礎上,錨桿間距縮小至800 mm,錨桿排距減小為900 mm;錨桿型號由原Φ20 BHRB335改為Φ20 BHRB500。

3)優(yōu)化方案3:在優(yōu)化方案1的基礎上,頂錨桿和幫錨桿將原支護的間排距改為900 mm×900 mm,同時錨桿型號由原Φ20 BHRB335 改為Φ20 BHRB

500,頂錨索直徑由Φ17.8 mm改為Φ21.6 mm。

根據(jù)相關地質(zhì)資料及巖石力學參數(shù)(表2),建立200 m×200 m×43.6 m的FLAC3D數(shù)值模型,如圖7所示。將抽采巷最大埋深設置為600 m,模型頂部施加15 MPa壓力,且受附近斷層構造影響,水平應力影響顯著,因此側壓系數(shù)取1.5。將數(shù)值計算結果通過位移、應力、塑性區(qū)等方面進行比較,提出合理化建議。

表2 抽采巷頂?shù)装辶W參數(shù)表

圖7 數(shù)值模型Fig.7 Numerical model

2.2 優(yōu)化方案數(shù)值模擬結果

2.2.1巷道圍巖垂直應力分布

圖8為抽采巷圍巖垂直應力分布云圖。從圖中可以看出,巷道底板表面所承受的垂直應力最小,其次為頂板,兩幫圍巖深處所承受的垂直應力最大,且巷道所承受的垂直應力均表現(xiàn)出壓應力性質(zhì)。將垂直應力小于開采前原巖垂直應力的區(qū)域稱為應力衰減區(qū),圖9為不同支護方案下巷道頂板應力衰減區(qū)對比曲線。應力衰減區(qū)越小,巷道圍巖完整性越高,對力的承載能力越強。從圖8中可以看出,在方案 1 的支護下,巷道頂板圍巖的應力衰減區(qū)最小,在方案 3 的支護下頂板圍巖應力衰減區(qū)僅次于方案 1 支護時的應力衰減區(qū),在原支護方案下頂板圍巖較破碎,對力的承載能力較低。方案 2 對頂板的支護效果略優(yōu)于原方案。從頂板應力衰減區(qū)分布范圍來看,方案 1 對巷道頂板的支護效果最好,其次為方案 3,原方案對巷道頂板的支護效果最差。

圖8 原方案及3種優(yōu)化方案的巷道圍巖垂直應力分布云圖Fig.8 Vertical stress distribution cloud map of surrounding rock under the original support scheme and three optimized schemes

圖9 頂板圍巖應力衰減區(qū)隨支護方案的變化曲線Fig.9 Stress attenuation zone variation of roof surrounding rock with different support schemes

圖10為4種方案支護下巷道兩幫所承受的最大垂直應力分布曲線。巷道幫部圍巖完整性越好,承壓能力就越強。從上圖中可以看出,在方案3的支護下巷幫的承壓能力最強,方案1支護下巷幫的承壓能力與方案3支護下時的承壓能力大致相當。在原方案的支護下,巷幫的承壓能力最弱。

圖10 原方案及3種優(yōu)化方案的巷道最大垂直應力變化曲線Fig.10 Maximum vertical stress variation under the original support scheme and three optimized schemes

2.2.2巷道圍巖變形量

圖 11 為抽采巷在不同支護方案中,處于 600 m埋深時的巷道圍巖垂直位移分布云圖,圖12為不同支護條件下的頂?shù)装逦灰谱兓瘜Ρ惹€。可以看出,在3種優(yōu)化方案的支護下測站頂?shù)装迨諗苛颗c原支護方案相比均有所下降,尤其是方案 1的支護與其他方案相比,巷道頂?shù)装鍑鷰r變形控制效果最好,方案 3的支護效果僅次于方案 1,方案 2支護下巷道頂?shù)装迨諗苛柯缘陀谠ёo方案,原方案對巷道頂?shù)装鍑鷰r的穩(wěn)定性控制效果最差。

圖11 原方案及3種優(yōu)化方案垂直位移分布云圖Fig.11 Cloud map of vertical stress distribution under the original support scheme and three optimized schemes

圖12 4種方案巷道頂?shù)装遄冃吻€Fig.12 Deformation curves of roof and floor under the four schemes

2.2.3巷道圍巖塑性區(qū)分布

圖13為抽采巷在不同支護條件下,處于 600 m 埋深時的巷道圍巖塑性區(qū)分布圖?？梢钥闯?在原方案及3種優(yōu)化方案支護下的巷道圍巖主要以剪切破壞為主。其中,在原支護方案下巷道圍巖剪切破壞程度最大,在方案 1支護下巷道圍巖的剪切破壞程度最小,其次為方案3。原支護頂板和兩幫塑性區(qū)圍巖強度減小導致錨桿(索)錨固效果減弱。

圖14為不同支護方案下巷道圍巖塑性區(qū)破壞范圍對比曲線。在巷道軸向方向50 m測點處方案1、方案2和方案3支護下的測站圍巖塑性區(qū)分布范圍與原支護方案支護時相比,分別減少了23.2%、11.8%和20.5%,方案1和方案3更利于維持巷道穩(wěn)定。

圖13 原方案及3種優(yōu)化方案巷道圍巖塑性區(qū)分布圖 Fig.13 Plastic zone distribution of roadway surrounding rock under the original support scheme and three optimized schemes

圖14 原方案及3種優(yōu)化方案巷道圍巖塑性區(qū)破壞范圍對比 Fig.14 Comparison of plastic zone failure range of surrounding rock under the original support scheme and three optimized schemes

3 優(yōu)化工程方案應用

3.1 現(xiàn)場應用及監(jiān)測

基于數(shù)值模擬分析結果,最終選擇優(yōu)化方案1作為最優(yōu)方案進行工程應用。制定的巷道圍巖控制方案如圖15所示。對該優(yōu)化方案的支護效果進行現(xiàn)場監(jiān)測,測站布置主要包括激光測距儀、錨桿測力計、錨索測力計等。在頂板共安裝兩個錨索測力計和兩個錨桿測力計,在左右兩幫分別布置兩個錨桿測力計和1個多點位移計,兩幫的儀器安裝位置相同,測站布置如圖16所示。

3.2 礦壓監(jiān)測結果

3.2.1測站錨桿受力監(jiān)測結果

圖17為采用優(yōu)化方案1后測站錨桿工作載荷隨回采距離的變化曲線。由圖可知,在工作面推進至超過測點20 m期間,頂板和兩幫錨桿工作載荷出現(xiàn)了小幅增長;自工作面超過測點20～80 m 期間,測站錨桿受采動影響較明顯,頂板及煤柱幫、實體煤幫錨桿測力計分別增加了總增長量的58.3%、78.2%和76.4%,之后測站錨桿受力趨于平穩(wěn)。頂板、煤柱幫、實體煤幫錨桿的工作載荷峰值分別為93.0 kN、86.6 kN、83.0 kN,為屈服載荷(125 kN)的74.4%、68.8%和66.4%,錨桿受力控制在屈服破壞范圍以內(nèi)。

圖15 優(yōu)化方案1支護圖(單位:mm)Fig.15 Support diagram of optimization scheme 1

圖16 測站布置示意圖(單位：mm)Fig.16 Layout of survey stations

圖17 采用優(yōu)化方案1后測站錨桿工作載荷隨回采距離的變化曲線Fig.17 Working load variation of anchor rod with mining distance after adopting the optimization scheme 1

3.2.2測站錨索受力監(jiān)測結果

圖18為支護采用優(yōu)化方案1后測站頂板錨索工作載荷隨監(jiān)測時間的變化曲線。由圖18可知,頂板錨索的工作載荷在工作面推進至超過測點10 m期間增幅較小;工作面自超過測點10～80 m期間,測點錨索的工作載荷增加了總增長量的70.8%。隨著工作面繼續(xù)向前推進,工作載荷的變化趨勢逐漸趨于平穩(wěn);采用優(yōu)化方案后,頂板錨索的工作載荷峰值下降至174.2 kN,為屈服載荷(500 kN)的33.4%,錨索工作載荷與優(yōu)化前相比顯著降低。

圖18 采用優(yōu)化方案1后測站錨索工作載荷隨回采距離變化曲線Fig.18 Working load variation of anchor cable with mining distance after adopting the optimization scheme 1

3.2.3測站圍巖變形監(jiān)測結果

圖19為采用優(yōu)化方案1后測站頂?shù)缀蛢蓭蛧鷰r變形隨監(jiān)測時間的變化曲線。由圖可知,采用優(yōu)化方案支護后,隨著工作面逐步向前推進,測點處頂?shù)装搴蛢蓭偷淖冃瘟吭诠ぷ髅嫱七M至超過測點20 m處期間,頂?shù)装搴蛢蓭偷淖冃瘟績H有小幅增加;工作面超過測點20～80 m期間,頂?shù)装搴蛢蓭偷淖冃瘟匡@著增加;超過測點80 m后,隨著工作面推進,變形量增長趨于平緩,表明采用優(yōu)化支護后,巷道圍巖變形得到有效控制。

圖19 采用優(yōu)化方案1后測站頂?shù)装搴蛢蓭蛧鷰r變形隨回采距離的變化曲線Fig.19 Roof-and-floor and two-side deformation variation with mining distance after adopting the optimization scheme 1

圖20為采用優(yōu)化方案1后測站兩幫變形量隨回采距離的變化曲線。由圖20可知,采用優(yōu)化方案支護后,隨著工作面逐步向前推進,測點處煤柱幫和實體煤幫的變形量一直呈增加趨勢,在工作面推進至超過測點20 m處期間,煤柱幫和實體煤幫的位移量僅有小幅增加;工作面超過測點20～80 m期間,煤柱幫和實體煤幫的位移量顯著增加,增加量占總增長量的75%和66%;超過測點80 m后增長趨于平緩。最終煤柱幫累計位移量為20 mm,實體煤幫為17 mm,表明兩幫圍巖變形量在巷道支護優(yōu)化后大幅減少,兩幫圍巖不對稱變形得到了較好控制。

圖20 采用優(yōu)化方案1后測站兩幫變形量隨回采距離變化曲線Fig.20 Two-side deformation variation with mining distance after adopting the optimization scheme 1

4 結論

1)頂板圍巖原位窺視結果表明,受高應力擾動破壞影響,巷道頂板圍巖整體破碎程度較高,破碎帶分布范圍較廣,尤其是巷道淺部圍巖裂隙發(fā)育程度高,出現(xiàn)了一定離層現(xiàn)象。整體來說,巷道頂板結構松軟破碎、裂隙發(fā)育、穩(wěn)定性差,易導致支護結構破壞。

2)依據(jù)采動巷道變形鉆孔破壞現(xiàn)狀,制定了3種優(yōu)化支護方案并對其支護效果進行了對比。結果表明,在優(yōu)化方案1和優(yōu)化方案3的支護下,巷道圍巖及煤柱的承載能力顯著提升;原方案支護下巷道頂?shù)装迨諗苛窟_到了229 mm,而在優(yōu)化方案1、優(yōu)化方案2和優(yōu)化方案3支護下,巷道頂?shù)装迨諗苛颗c原方案相比分別減小了40.7%、6.7%、29.5%;巷道圍巖塑性區(qū)分布范圍與原支護方案相比則分別減少了23.2%、11.8%和20.5%。優(yōu)化方案1更利于維持巷道穩(wěn)定。

3)結合工程應用現(xiàn)場監(jiān)測結果發(fā)現(xiàn),采用優(yōu)化方案支護后,頂板、煤柱幫、實體煤幫錨桿的工作載荷峰值分別為93 kN、86.6 kN、83 kN,為屈服載荷(125 kN)的74.4%、68.8%和66.4%,且兩幫載荷相近不對稱性得到較好控制,錨桿受力在合理范圍內(nèi);頂板錨索的工作載荷峰值下降至174.2 kN,為屈服載荷(500 kN)的33.4%,表明錨索受力更為合理,可以對頂板巖層起到更好的支護作用,抽采巷圍巖變形得到穩(wěn)定控制。