李萬峰,喬保峰
(淮南礦業集團,安徽 淮南 232001)
煤礦開采中的巷道合理有效支護一直以來都是重點研究方向。傳統支護體系一般采用端頭錨固或加長錨固支護技術,但對于深部高地應力軟巷道支護效果差,難以控制巷道有害變形;而全長錨固支護體系由于具有支護高剛度和對圍巖變形反應及時等優點,因而能夠有效控制該類巷道變形[1-3]。以兩淮礦區為例,隨著煤礦開采深度不斷增加,“三高一擾動”問題更加突出,深部煤層巷道由于巷道支護強度不夠,造成巷道變形量大,反復維修,這些問題嚴重制約著煤礦的快速發展,對礦井巷道掘進和安全高效開采產生了巨大影響[4-7]。文本以淮南礦區丁集煤礦某采區軌道大巷為例,該巷道掘進初期穿越上覆采場邊緣應力集中區,巷道變形量大。本文采用全長錨固支護技術進行支護參數設計研究。
1)支護作用反應快。巷道剛開挖時,圍巖首先從表面位移,逐漸向巖體深處擴展。隨著錨桿錨固體(圍巖表面至錨頭之間的巖體)的碎脹變形,全長錨固錨桿與圍巖的相互作用關系為:開始時,尾部桿體載荷首先增長,隨著圍巖位移向深處擴展,錨桿頭部載荷也迅速增長,桿體最大軸力點由桿體尾部轉移到桿體中部。在錨固體碎脹變形作用下,錨桿增阻速度較快,很快達到較高的徑向錨固力,對錨固巖體施加圍壓,使圍巖的自承能力得到顯著提高,有效地控制了掘進巷道引起的圍巖變形。
2)支護作用力大。掘進巷道時期錨固力較高,且呈現良好狀態。在掘進巷道影響趨向穩定后,錨桿最大軸力達到峰值,通常接近桿體的屈服強度,錨桿載荷呈現較平穩的波動狀態。此時,錨固體內已經破裂的巖塊互相擠壓咬合,錨固體對深處巖體的位移起到擋固作用,保持穩定結構,抑制了圍巖流變。全長樹脂錨桿對錨固體和巖體深處的碎脹變形具有較強的控制和適應能力。
丁集礦某采區集中軌道大巷-812.3~-825.6 m,該巷道從西至13-1軌道大巷撥門,按245°方位3‰上山施工70 m,然后按270°方位3‰上山施工至經線61700附近,工程量共計2 999 m。巷道掘進區段地層平緩,平均傾角∠1°~4°,根據鄰近巷道實際揭露資料、地面瓦斯孔資料分析,施工中預計揭露巖層主要有砂質泥巖、砂泥巖互層、中細砂巖、砂質泥巖、中細砂巖等。
上覆11-2煤:撥門向西202~2 125 m段上覆為1272(3)工作面采空區,預計巷頂距12煤、采空區底板法距分別為2.2~33.4、4.2~35.2 m;撥門向西2 125~2 999 m段為實體煤,預計巷頂距12煤、13-1煤底板法距分別為33.4~58.9、35.2~60.7 m。巷道自撥門向西施工125.8、144.5 m,為巷頂距12煤底板的7、5 m法距位置;巷道自撥門向西施工99、142、231 m,為巷頂距13-1煤及采空區底板的10、7、5 m法距位置;
下伏11-2煤:自巷道撥門位置向西355 m段為實體煤,預計巷底距11-3煤(厚0~0.8 m,平均厚0.4 m)、11-2煤(厚0.4~3.2 m,平均厚3.2 m)頂板法距分別為59.5~61.8、61.2~63.5 m;撥門向西355~2 148 m段為1412(1)工作面采空區,預計巷底距11-3煤、采空區頂板法距分別為61.8~36、63.5~37.7 m;撥門向西2 148~2 999 m段為實體煤,預計巷底距11-3煤、11-2煤頂板法距分別為36~4.9、37.7~6.5 m。
工程類比對象為西三采區回風大巷,該巷道長度3 102 m,揭露的主要巖性為:中砂巖、11-2煤、細砂巖、炭質泥巖、砂質泥巖、泥巖、13-1煤等。與本次設計巷道平面距離69 m。
巷道施工及使用期間,巷道圍巖變形量可控,滿足巷道使用要求,無頂板離層現象。
綜上所述,西三采區回風大巷與本次設計巷道位于同一采區,巖性接近,同時巷道的斷面及支護設計能夠滿足現場安全及使用需要,可作為本次設計巷道的類比對象。
類比后巷道設計斷面巷道斷面:半圓拱形斷面,斷面規格為凈寬×凈高=4200×5400 mm。
3.2.1 計算模型建立
以丁集煤礦某采區為工程背景,采用FLac3D軟件對巷道的支護方案進行模擬分析。模型尺寸取為150 m×260 m×450 m,巷道斷面為直墻半圓拱形,巷道寬度和高度分別為5.4 m×4.2 m,使用Mohr-Coulomb模型作為圍巖本構關系。
三維模型邊界條件設置為:側面四周采用固定水平位移邊界,底部采用固定位豎向位移邊界,頂部為自由邊界,施加豎向地應力。根據地質勘探時地層個巖石力學測試結果給模型中各巖層附參數。
3.2.2 支護方案設計(見表1)
表1 支護方案設計
3.2.3 計算結果(見圖1~2,表2)
圖1 方案1支護巷道垂直應力云圖
圖2 方案2支護巷道垂直應力云圖
表2位移量統計單位:mm
項目頂板下沉量底板上移量左幫位移量右幫位移量方案11051007286方案2160244152174
通過不同支護方案的模擬結果表明:巷道垂直應力方面支護方案1小于支護方案2,約為其79.3%。巷道表面位移監測結果表明:巷道頂底板變形量支護方案1為支護方案2的50.7%,巷道兩幫移近量支護方案1為支護方案2的48.5%。綜上可以看出采用全長錨固支護技術的方案1在巷道支護效果上優越與端頭錨固支護的方案2,可見全長錨固在高地應力,圍巖破碎的地質條件下支護效果較好。因此,通過上述工程類比法和數值模擬法得出采用全長錨固+錨索支護的方式能有效地保證軌道大巷穿越應力集中區的施工安全。
施工軌道大巷后,為檢驗支護方案的應用效果,在巷道中設置了測站,對巷道圍巖變形進行了現場實測,觀測結果如圖3所示。
圖3 巷道圍巖變形現場實測曲線
由圖3可見,巷道掘進后,其變形過程可分為三個階段:在巷道施工后25天內,頂底板和幫部呈快速變形,最大變形速率為5 mm/d;隨后25~100天巷道變形減緩,最大變形速率為1.5 mm/d;最后,頂底板和幫部變形達到穩定,變形增長很小,巷道處于穩定狀態。從圖3可知,巷道斷面的頂底板移近量為198 mm,兩幫收縮量為173 mm,巷道變形總體較小,滿足安全生產需要。
本文以淮南礦區丁集煤礦某采區軌道大巷為背景進行支護設計研究,采用全長錨固支護+錨索支護體系作為永久支護,并采用Flac3D數值模擬建模優化支護參數,得出合理的支護參數。巷道支護整體性較好,變形量較小,較好地解決了深部軟巖巷道支護難的問題,為工程的施工和設計提供了一定的參考意見。