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構造應力影響下大斷面巷道圍巖災變機理及穩定控制研究

2022-07-18 02:57:18陳定超王襄禹趙祥岍李冠軍張飛騰
礦業安全與環保 2022年3期
關鍵詞:錨桿圍巖變形

陳定超,王襄禹,趙祥岍,李冠軍,張飛騰

(中國礦業大學 礦業工程學院,江蘇 徐州 221116)

我國煤炭賦存條件復雜多變,尤其在深部斷層區域,巖層節理相互切割,圍巖構造活動劇烈,導致巷道掘進時常常受到強構造應力影響。同時,隨著我國煤礦開采強度的不斷增大,以及開采設備機械化水平的持續提升,巷道斷面大型化已成為發展趨勢,對目前的巷道圍巖控制技術提出了更高的要求[1-2]。國內外眾多專家學者開展了大量且卓有成效的研究:肖同強[3]根據巨野礦區千米深部地應力場的分布特征,揭示了深部構造應力作用下的煤層巷道圍巖變形破壞機理,提出了“高強高預緊力錨桿支護、頂煤斜拉錨索梁支護與肩角煤體加強支護”的圍巖控制技術;張智慧等[4]采用三維相似材料實驗再現了深部大斷面巷道圍巖變形破壞特征,模擬了不同深度條件下巷道圍巖應力狀態及其破裂規律;單仁亮等[5]針對傳統支護難以適應大斷面厚頂煤巷道支護的難題,提出了錨桿、錨索協同支護體系,有效減小了巷道變形量;于洋等[6]研究了大斷面煤巷變形破壞的力學機理,提出了對大斷面巷道采用整體穩定、關鍵部位重點加強的穩定性控制技術;馬新世等[7]針對大斷面巷道變形嚴重的問題,分析了有無注漿加固條件下的巷道圍巖演化規律,驗證了注漿加固技術對控制大斷面巷道圍巖穩定性的有效性;郭金剛等[8]建立了大斷面巷道力學結構模型,得出了頂板破斷位置的基本表達式,研究成果應用于實際工程中大幅度降低了頂板、實體煤幫、煤柱幫的變形量。

目前,與大采高機械化開采相適應的大斷面巷道圍巖穩定機理及控制技術的研究處于起步階段,冒頂、片幫、底鼓等強礦壓顯現事故時有發生,成為制約該技術推廣應用的瓶頸之一[9-11]。隨著煤炭開采深度的逐漸增加,地質條件愈加復雜,構造應力影響范圍和程度也顯著增大,在此背景之下,系統地開展構造應力作用下大斷面巷道圍巖災變機理和控制對策研究,對進一步推進巷道掘進支護工藝技術的發展意義重大。

1 工程概況

晉能控股煤業集團潞安煤炭事業部王莊煤礦7105工作面平均埋深450 m,煤層厚度穩定,平均厚度6.3 m。工作面采煤方式為一次采全高,運輸巷為矩形斷面,其寬×高=5.5 m×4.5 m,斷面面積為24.75 m2,沿底板掘進,留厚度1.8 m頂煤,為大斷面托頂煤巷道。巷道直接頂為松散破碎的砂泥巖和泥巖,基本頂為堅硬致密的細砂巖,兩幫為強度較低的破碎煤體,圍巖整體強度較低,給巷道維護造成了極大困難。巷道頂底板巖性如圖1所示。

圖1 巷道頂底板鉆孔柱狀圖

2 數值模擬分析

2.1 數值模擬方案

基于現場實際生產地質條件建立數值計算模型,模型長×寬×高=50 m×20 m×50 m;固定模型底面,限制模型4個側面的水平運動,設置上覆巖層自重為10 MPa,采用彈塑性材料。數值計算模型如圖2所示。

圖2 7105運輸巷數值計算模型

2.2 巷道寬度對圍巖穩定性的影響

固定巷道高度為4.5 m,分別設計巷道寬度為3.5、4.0、4.5、5.0、5.5、6.0、6.5 m共計7個數值計算方案。不同巷道寬度條件下,巷道圍巖變形量如圖3所示。

圖3 巷道寬度對圍巖變形量的影響

由圖3可知,當巷道寬度為3.5 m時,頂板和兩幫變形量較大,底鼓量較小。隨著巷道寬度逐步增大,頂板下沉量增加幅度也隨之加大,當巷道寬度為4.0 m時,增加幅度僅為5 mm,但當巷道寬度超過4.5 m后,增幅開始陡增,達到20 mm;兩幫受巷道寬度影響較小,兩幫移近量增加幅度穩定,控制在7 mm之內;底鼓量變化相對穩定,從巷道寬度3.5 m增加到6.5 m的過程中僅僅增加了19 mm。

2.3 巷道高度對圍巖穩定性的影響

固定巷道寬度為5.0 m,分別設計巷道高度為2.5、3.0、3.5、4.0、4.5、5.0、5.5 m共計7個數值計算方案。不同巷道高度條件下,圍巖變形量如圖4所示。

圖4 巷道高度對圍巖變形量的影響

由圖4可知:頂板和兩幫受巷道高度的影響較大,當巷道高度為2.5 m時,頂板下沉量為108 mm,兩幫移近量為80 mm;當巷道高度增加至5.5 m時,頂板下沉量和兩幫移近量分別增加至213 mm和211 mm,增加幅度較大。底鼓量受巷道高度的影響較小,當巷道高度由2.5 m增加至5.5 m時,底鼓量僅增加18 mm。

2.4 構造應力對圍巖穩定性的影響

隨著深度的增加,巷道圍巖的水平應力與垂直應力比值逐漸增大,基于王莊煤礦地應力測試結果,發現巷道承受的水平應力與垂直應力比值為0.95~2.52,側壓系數λ為1.0~2.5。不同側壓系數條件下巷道深部圍巖變形量如圖5所示。

圖5 構造應力對圍巖變形量的影響

由圖5可知:

1)巷道深部圍巖的垂直位移分別在距離頂板表面4.9 m的位置和距離底板表面6.7 m的位置開始趨于穩定。

2)隨著巷道圍巖側壓系數的增大,頂底板和兩幫的圍巖變形量均不斷增加。當側壓系數λ由1.0增加到1.3時,頂板下沉量、兩幫移近量、底鼓量分別增加33.6%、10.3%、12.5%,并且隨著測壓系數的增加,頂板下沉量和底鼓量增加幅度呈現由快變慢的趨勢,兩幫移近量增加幅度穩定。

3)通過研究不同構造應力影響下巷道頂板、兩幫、底板的變形量可知,巷道頂板所受影響最大,兩幫和底板所受影響相對較小。

3 大斷面巷道圍巖控制技術

3.1 高強預應力錨桿支護技術

“彈性模擬”試驗表明,單根預應力錨桿在打入圍巖內部后,會以桿體兩端為端點形成壓縮帶;“碎石錨固試驗”證明了預應力錨桿存在預緊力,在預緊力的作用下圍巖受到壓縮應力作用,產生橫向擠壓作用,造成巖體沿錨桿安裝方向發生擴張變形;在巖體自身約束力下,橫向擴張變形會引起擠壓應力的出現。在這種橫向擠壓應力作用下,錨桿與巖體之間的摩擦力增大,進一步提高了錨桿的錨固效果。研究表明[12],錨桿預緊力越大,對巖體的橫向擠壓力越強,支護效果越好。

3.2 巷道圍巖注漿充填加固技術

強構造應力導致王莊煤礦巷道圍巖承受較大的水平應力,造成巷道兩幫圍巖破碎松散,相對移近量大,常規傳統的錨桿支護形式和參數難以保證巷道圍巖穩定。因此,為了保障巷道在服務年限內的安全,需要對兩幫圍巖進行加固修復處理,重塑巖體結構,增加圍巖整體穩定性。

注漿充填加固能夠填充圍巖中的裂隙,不僅將松散裂隙圍巖加固成整體,還能阻斷裂隙水滲入圍巖內部,減弱圍巖的風化和水化作用。此外,注漿充填加固技術可以有效改善圍巖的綜合力學性能,為錨固支護技術提供可靠的錨固基礎,而錨固支護系統又能對注漿加固后的圍巖提供更好的支撐限制,進一步改善圍巖的受力環境[13-16]。因此,錨桿支護與注漿充填加固技術的有機結合有利于重塑破碎圍巖結構,保障巷道圍巖穩定。

3.3 加固巷道底角控制底鼓技術

工作面運輸巷或其他的回采巷道內發生強烈底鼓,不僅會造成礦井煤炭或材料運輸中斷,而且會影響礦井通風等工作。回采巷道兩幫圍巖均為煤體,巖層強度低、變形量大。巷道開挖后圍巖應力重新分布,首先在尖角位置產生塑性區,然后逐漸向頂板和底板方向擴展。在構造應力作用下,煤巖體收縮,兩幫下沉,導致底板巖層滑移及破壞,底鼓量增大。一般而言,巷道圍巖完整性越差,底鼓程度越嚴重[17-20]。

控制巷道底鼓有利于巷道圍巖的整體穩定,其中,加固巷道底角是簡單有效的底鼓控制技術,其主要原理為:縮小兩幫塑性區發育范圍,減小底板“暴露”面積;阻止兩幫巖體向底板塑性流動,減少底板滑移,控制底鼓。

4 工業性試驗

4.1 巷道圍巖控制參數

4.1.1 支護參數

試驗巷道為王莊煤礦7105工作面運輸巷。錨桿參數:頂板選用直徑22 mm、長度2 400 mm的高強高預應力讓壓錨桿,每排布置7根,間排距為850 mm×900 mm;兩幫選用直徑20 mm、長度2 400 mm的注漿錨桿,每排布置5根,間排距為1 000 mm×900 mm。錨索參數:頂板選用直徑19 mm、長度7 300 mm的高強高預應力錨索,每2排布置3根,間排距為1 400 mm×1 800 mm。巷道支護設計如圖6所示。

(a)斷面圖

(b)俯視圖

4.1.2 注漿參數

巷道兩幫分別布置2根注漿錨索,規格為直徑21.6 mm、長度2 500 mm,間距為2 700 mm、排距為1 800 mm,每根注漿錨索配合鎖具和規格為300 mm×300 mm×12 mm的海星托盤,加長錨固;同一斷面內,注漿方式為自下而上順序注漿;不同斷面內,注漿方式為排間間隔注漿,即1、3、5……排先注漿,2、4、6……排后注漿。

綜合考慮注漿效果和經濟成本,采用研究團隊自主研發的微米級預應力復合注漿材料,通過預應力注漿錨索對兩幫進行注漿加固,材料粒徑平均為1.0~2.0 μm,具有高流動性、高滲透性、高強度和凝固速度可控等優良特性,其特點是具有一定的膨脹性和膨脹力,并且具備阻燃和抗靜電性能。注漿材料具體技術參數見表1(產品外觀為超細粉料)。

表1 注漿材料主要技術參數

4.2 礦壓監測及分析

4.2.1 巷道圍巖位移

巷道表面位移及深部圍巖位移監測結果如圖7所示。

圖7 巷道圍巖位移監測曲線

由圖7可知,在巷道開挖后的前10 d內,表面位移監測曲線呈直線上升,頂底板變形速度為1.8 mm/d,兩幫移近速度為4.7 mm/d。在圍巖達到穩定后,變形速度大大減緩,并于50 d后達到穩定,最終頂底板變形量為28 mm,兩幫移近量為69 mm,巷道控制效果良好。隨著圍巖深度的增加,巷道頂板變形量遞減。45 d后巷道達到穩定,此時,深度0 m處的頂板變形量增加至66 mm,深度4 m處的頂板變形量增加至22 mm,僅為深度0 m處的33%,而深度5 m處的頂板最大變形量則一直保持在4 mm內,說明在深度5 m處達到臨界點,圍巖進入穩定發展階段。

4.2.2 錨桿軸力

錨桿載荷測站布置中①~③為錨桿測站編號,④為錨索測站編號(見圖6)。錨桿(索)軸力監測結果如圖8所示。

圖8 錨桿(索)軸力監測曲線

由圖8可知,錨桿軸力隨觀測時間增加總體呈現增長趨勢,并且這種增長趨勢對頂板中部錨桿的影響最大,頂角錨桿最小。前10 d內錨桿軸力都表現出快速增長趨勢;10~50 d,錨桿軸力穩定增長;50 d以后,錨桿軸力不再發生變化。最終,頂板中部錨桿最大軸力穩定在104 kN,但高強度錨桿的破壞荷載為220 kN以上,因此,錨桿安全系數高。錨索軸力在前15 d突增,之后趨于穩定,最終錨索軸力穩定在175 kN,而錨索的破壞載荷為300 kN,因此,錨索安全系數高,巷道安全。

5 結論

1)巷道斷面尺寸效應中巷道寬度因素的變形作用拐點為4.5 m,巷道頂板變形破壞受巷道寬度尺寸的影響作用最顯著;巷道高度因素的變形作用未出現明顯拐點,頂底板和兩幫變形量均呈線性增長。

2)構造應力強弱效應中隨著水平應力側壓系數的增大,頂底板移近量呈線性增加趨勢,兩幫移近量存在拐點,水平應力側壓系數為1.6。

3)提出了“穩控頂煤、重構煤幫和限制底鼓”大斷面巷道圍巖控制原理,有針對性地開發了以“頂板強壓支護+兩幫注漿加固+底角錨注阻隔”為核心技術的巷道圍巖穩定控制對策,并成功應用于工程實踐。

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