李金峰

(中鼎國際工程有限責任公司,江西 南昌 330000)

1 工程背景

1.1 工作概況

馬脊梁煤礦8107工作面主采3號煤層,煤層厚度為4.65～8.33 m,平均6.20 m;含2～7層夾矸,厚0.15～0.65 m,夾矸巖性多為炭泥巖、高嶺巖;煤層傾角1°～2.5°,平均1.5°,屬近水平煤層。煤層頂底板巖性情況見表1.

表1 煤層頂底板結構

目前正在掘進8107工作面2107巷,為進風、運煤兼作行人巷。該工作面北東依次為盤區(qū)膠帶巷、輔助運輸大巷、盤區(qū)回風巷,南東為8105采空區(qū),北西及南西為實煤區(qū)。上覆7號、11號、14-2號及14-3號層。2107巷沿煤層底板掘進,設計為矩形斷面,凈寬×凈高=5 400 mm×3 800 mm,巷道設計長度為2 519 m.由于3號煤層整體強度較低,加之附近斷層等地質構造帶的影響,巷道圍巖較為破碎,難以維護。

1.2 巷道破壞情況分析

2107巷為全煤巷,原支護方案為錨索網聯合支護,原支護方案下巷道主要以巷幫鼓出破壞為主,平均鼓出量達到了420 mm,兩幫部分區(qū)域甚至出現支護構件失效斷裂的情況。

采用鉆孔窺視儀對巷道圍巖內部的破壞情況進行探測,探測結果如圖1所示。圖1中,鉆孔內的黑色條帶表示圍巖的破碎程度及破碎位置,黑色條帶越密集,表示該區(qū)域圍巖破碎程度越高,根據結果將圍巖分為輕微、中等及嚴重破壞區(qū)。

圖1 圍巖破壞范圍

由圖1可知,巷道圍巖破壞較為嚴重,其中圍巖嚴重破壞區(qū)的平均深度為2.2 m,中等破壞區(qū)的平均深度為3.7 m,輕微破壞區(qū)的平均深度為4.8 m.巷道圍巖的破壞程度由高到低依次為:左幫>右?guī)?頂板。其破壞原因如下:

1) 巷道所處煤層強度較低,淺部圍巖為高嶺巖,承載能力較差,受采動影響容易大變形。

2) 巷道寬度較大,大斷面下巷道兩幫應力集中,導致變形量加重。

3) 圍巖松動范圍較大,超出了錨桿的控制范圍,導致其無法充分發(fā)揮支護作用,進一步加劇了圍巖的變形破壞。

為解決巷道變形破壞嚴重的問題,考慮采用錨注的方式進行支護控制,即在原支護方案下補打注漿錨桿,錨桿的直徑為25 mm,注漿孔徑為10 mm.需對注漿錨桿的布置參數進行研究。

2 錨注支護參數模擬分析

2.1 建立模型

影響錨注支護效果的參數主要有注漿錨桿長度及注漿錨桿的間排距。根據以往的研究結果,注漿錨桿在圍巖平面上的有效加固范圍約為1.2 m,近似橢圓形分布。而對于被錨注加固的圍巖區(qū)域,其物理力學參數將發(fā)生變化,其中,加固后圍巖的彈性模量、內聚力及抗拉強度相比未加固時有所提高,內摩擦角提高2°～4°,泊松比則會有較小幅度的降低。

根據2107巷實際賦存條件,采用FLAC3D數值模擬軟件建立分析模型,模型長×寬×高=60 m×60 m×60 m,模型頂部施加垂直應力模擬覆巖壓力,模型四周及底部施加位移約束。模擬中的巖體破壞準則為摩爾-庫倫準則,煤巖體參數見表2.

表2 煤巖體物理力學參數

2.2 模擬方案

本次模擬設置兩類模擬方案,第一類為不同的注漿錨桿長度,第二類為不同注漿錨桿間排距。

第一類模擬方案A:主要分析注漿錨桿長度對圍巖的加固作用,具體方案見表3.

表3 第一類方案

第二類模擬方案B:主要分析不同注漿錨桿間排距對圍巖的控制。考慮到注漿錨桿加固擴散范圍有限,若注漿錨桿布置密度過小,即間排距過大,則各注漿錨桿的加固區(qū)域不能有效重疊,控制效果將大幅降低,如間排距為2 000 mm×1 600 mm(圖2),錨桿間存在一定的間隙,因此,本次模擬的間排距均為1 600 mm×1 600 mm以下,具體方案見表4.

圖2 方案2 000 mm×1 600 mm錨注有效加固區(qū)范圍

表4 第二類方案

2.3 模擬結果分析

根據模擬方案,在FLAC3D中進行計算,并提取不同方案下巷道頂板及兩幫的平均位移量進行對比分析,如圖3所示。

圖3 不同方案下巷道圍巖平均位移量

1) 為分析不同注漿錨桿長度對圍巖位移的影響,定義了圍巖降低率Δx:

(1)

式中:dAix為方案Ai模擬計算得出的圍巖位移量。

計算并繪制出圍巖位移量降低率隨方案(錨桿長度增長)的變化曲線,如圖4所示。

圖4 圍巖位移量降低率隨方案的變化曲線

為便于分析,定義當降低率低于5%時,圍巖位移注漿趨于穩(wěn)定,繼續(xù)增大注漿錨桿長度對于圍巖變形的控制作用逐漸降低,并在降低率低于5%的方案中選擇合適的錨桿長度。由圖4可知,方案A4(錨桿長度3 m)、A5(錨桿長度3.5 m)、A6(錨桿長度4 m)圍巖位移量降低率均低于5%,為便于現場施工并盡可能降低成本,確定合理的注漿錨桿長度為方案A4(錨桿長度3 m)。

2) 不同注漿錨桿間排距中,圍巖的平均位移量相差不大,各方案中,幫部最大變形量為227 mm,最小變形量為218 mm,僅相差4.1%;頂板最大變形量為298 mm,最小變形量為288 mm,僅相差3.5%.由此可見,在各錨注加固區(qū)能夠有效重疊的情況下,增加注漿錨桿密度對于圍巖變形的控制影響不明顯,反而會增大成本和施工難度。因此,確定合理的注漿錨桿間排距為方案B6(間排距=1 600 mm×1 600 mm)。

3 現場工業(yè)試驗

為驗證注漿錨桿錨注支護的適用性,在2107巷掘進面進行了現場錨注加固試驗,注漿錨桿長度3 m,間排距=1 600 mm×1 600 mm.采用十字布點法對圍巖的變形情況進行實時監(jiān)測,監(jiān)測時長共計100 d,監(jiān)測結果如圖5所示。

圖5 圍巖變形監(jiān)測結果

由圖5可知,巷道的變形主要以兩幫為主,圍巖的變形基本在56 d后逐漸趨于穩(wěn)定,其中,巷道左幫的累計變形量為274 mm,巷道右?guī)偷睦塾嬜冃瘟繛?39 mm,巷道頂板的累計變形量為210 mm.

另外,對注漿錨桿附近普通錨桿的抗拔力進行了現場測試,在錨注前,普通錨桿抗拔力為80 kN,錨注加固后,普通錨桿的平均抗拔力達到了180 kN,提高了125%,使其支護性能得到了充分發(fā)揮。說明設計的錨注加固方案可有效解決破碎全煤巷道的維護難題。

4 結 語

1) 對2107巷進行了圍巖鉆孔窺視,結果表明:巷道圍巖破壞較為嚴重,其中圍巖嚴重破壞區(qū)的平均深度為2.2 m,中等破壞區(qū)的平均深度為3.7 m,輕微破壞區(qū)的平均深度為4.8 m.巷道圍巖的破壞程度由高到低依次為:左幫>右?guī)?頂板。

2) 通過FLAC3D數值模擬軟件對比分析了不同錨注方案下的巷道圍巖變形情況,確定出合理的注漿錨桿長度為3 m,間排距為1 600 mm×1 600 mm.

3) 現場工業(yè)試驗結果表明,采用錨注加固方案后,巷道左幫的累計變形量為274 mm,巷道右?guī)偷睦塾嬜冃瘟繛?39 mm,巷道頂板的累計變形量為210 mm,均在允許范圍內,且普通錨桿的平均抗拔力提高了125%,巷道穩(wěn)定性較好。