深埋煤層運輸巷支護參數優化研究及應用

李宏毅

(山西三元煤業股份有限公司下霍煤礦,山西 長治 046600)

地下工程圍巖穩定性與其自身性質密切相關,為節約成本,常以煤巷作為運輸通道。煤巷頂板相比于巖巷強度低、變形大,巷道頂板垂直位移往往達不到安全生產條件,進而導致巷道災害頻發,造成人員傷亡和經濟損失[1-5]。同時,巷道所處環境越來越復雜,高地應力、強采動等不利條件對巷道圍巖穩定性造成很大威脅[6-8],鄭朋強等[9]采用等效圓方法計算得出了巷道圍巖松動圈范圍,并利用支護優化措施來提高巷道圍巖穩定性,解決了陽城煤礦三采區3310工作面運輸巷變形大、難控制等問題。郭相平等[10]對9102回風巷的變形機理進行分析,提出了全錨索支護技術,并在現場進行了應用,現場反饋結果表明,巷道圍巖變形量得到了有效控制,并取得良好效果。陳康等[11]通過現場富水弱膠結頂板取芯巖石試件進行試驗得出,巖石試件浸水24 h后即達到了飽和狀態,其單軸抗壓強度降低,并提出采用頂板支護錨固力增強優化技術及斷面優化等方法來提高巷道圍巖穩定性。張農等[12]通過對現場進行試驗,提出了采用高強度、高預應力及高剛度的錨桿為支護基礎,來提高深埋煤巷圍巖穩定性。本文以下霍煤礦2305工作面運輸巷為工程背景,巷道在服務期間圍巖變形量大、難控制,安全生產條件達不到要求,亟待采用支護優化措施進行解決。

1 工程背景

1.1 工程概況

下霍煤礦2305工作面隸屬3號煤層,厚度3.7～5 m,平均4.3 m.工作面標高為+399～+461 m,平均埋深440 m,巷道斷面形式為矩形,寬5.4 m,高3.2 m.巷道頂底板主要由泥巖、砂質泥巖、中粒砂巖、粉砂巖組成,工作面頂底板巖層基本情況如表1所示。

表1 煤層及頂底板巖性特征

1.2 巷道原支護設計

頂板采用Ф22 mm×2 500 mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿壓編織鋼筋網交錯周期支護,每排4根布置,間距不一,排距1 000 mm,螺紋鋼錨桿預緊力矩不小于300 N·m.頂板網片采用編織鋼筋網,規格為Φ6.5 mm×5 400 mm×1 200 mm.幫部選用Ф22 mm×2 500 mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿+菱形金屬網支護,每排4根,排距1 200 mm,螺紋鋼錨桿預緊力矩不小于300 N·m.原巷道支護設計圖如圖1所示。

圖1 巷道原支護設計圖(單位:mm)

1.3 巷道圍巖變形特征

2305工作面運輸巷在回采期間,巷道斷面收斂嚴重,頂板部分鋼絲網斷裂,鋼帶遭到破壞,嚴重影響了生產能力。為查明原因,現場對巷道頂板進行了鉆孔窺視,窺視結果如圖2所示。

圖2 巷道頂板圍巖窺視圖

由圖2分析可知:當鉆孔深度為1.8 m時,巷道頂板圍巖裂隙發育明顯,含有較多縱向裂隙,周邊存在較多微裂隙,出現局部變形區。當鉆孔深度為2.5 m時,巷道頂板圍巖裂隙發育有所減少,但還存在縱向裂隙、環向裂隙,且存在明顯的破碎區域,由此可判斷出巷道頂板上方0～2.5 m 范圍為破碎區。鉆孔深度達到3.5 m后,圍巖完整性明顯提高,雖存在環向裂隙,但裂縫發育不明顯。

2 巷道圍巖松動圈的應力計算

地下井巷開挖后,巷道表面在一定范圍內會產生塑性破壞,若破壞范圍過大,則不利于圍巖穩定。但現場通常采用錨桿錨索加固方法來控制圍巖變形。對于巷道圍巖松動圈的計算,大多將矩形巷道簡化為圓形巷道來進行計算,采用柯西(Kirsh,1898) 定理對其進行求解。

當σh=λσv時,巷道圍巖塑性區應力為[13]:

(1)

當采用 Mohr-Coulomb 準則計算圍巖的松動范圍時,Mohr-Coulomb 塑性條件為[13]:

(2)

式中:Cm為圍巖體的黏聚力;φm為圍巖體的內摩擦角。將公式(1)代入到公式(2) 中整理可得:

fm=k1m4+k2m3+k3m2+k4m+k5

(3)

k1=-9(1-λ)2

k2=6(1-λ)[(1+λ)cos2θ+2(1-λ)]

k3=4(sin2φm-3)(1-λ)2cos22θ+4(1-λ)2cos2θ+(1-6λ+λ2)

當側壓力系數λ= 1 時,即σh=σv時,代入式(3)得:

(4)

由式(4) 計算可得出松動圈半徑[13]為;

(5)

ls=r1-d

le=r1-c

式中;d、c分別代表矩形巷道的高度和寬度的一半,m.

巷道的寬度和高度分別為5.4 m、3.2 m,取其一半后,即c=2.7 m、d=1.6 m,將相應的力學參數φm=20°、Cm=0.8 MPa、σv=11 MPa代入公式(5)求得r1=4.9 m,將r1代入公式(6)、(7)求得ls=3.3 m、le=2.2 m.

通過現場鉆孔窺視得出鉆孔深度達到3.5 m后,圍巖完整性明顯提高,雖存在環向裂隙,但裂縫發育不明顯,說明距巷道頂板3.5 m處圍巖基本處于穩定狀態。同時基于巷道松動圈理論,計算出巷道頂板松動圈高度為3.3 m,兩幫松動圈范圍為2.2 m.而現場巷道頂板及兩幫的錨桿長度為2.5 m,未有效穿過巷道松動圈范圍,錨固到上覆堅硬巖層中,是導致巷道斷面收斂嚴重的根本原因。

3 數值模擬

現場通過鉆孔窺視和理論計算得出,原有的支護方式未有效穿過巷道松動圈范圍,錨固到巷道堅硬巖層中,是導致巷道斷面收斂嚴重的根本原因。因此,現場提出可以增加錨桿的長度及密度來提高巷道頂板、兩幫圍巖穩定性。巷道頂板錨桿長度由原來2 500 mm換成4 300 mm,間距由1 057 mm改成960 mm;兩幫原有的支護方式不變,增加3根錨索來共同提高圍巖穩定性。

為驗證方案合理性,建立FLAC3D數值模型。在建立數值計算模型的過程中,考慮到模型邊界效應及計算速度,最終確定數值計算模型邊長為xyz=30 m×30 m×30 m.模型中模擬煤巖體采用摩爾-庫侖本構模型,模型四周及底面全部施加位移約束,計算模型頂部施加應力邊界。

現場通過原有支護方式和改變后的支護方式進行對比分析來驗證方案合理性。以巷道頂板、兩幫圍巖位移量及巷道圍巖塑性破壞區作為評價指標。原有支護方式下巷道圍巖云圖如圖3所示。

圖3 原有支護方式下巷道圍巖云圖

通過對圖3分析可知,在原有支護方式下,巷道頂板垂直位移量達到110.7 mm,水平位移量達到102.5 mm.巷道頂板圍巖塑性破壞區高度約3.5 m;兩幫塑性破壞區達到2.5 m,與理論計算和現場窺視結果基本相同,巷道頂板圍巖主要以剪切破壞為主。優化后支護方式下的巷道圍巖云圖如圖4所示。

圖4 優化支護方式后巷道圍巖云圖

通過對圖4分析可知,采用支護優化方案后,巷道頂板豎向位移量達到65.0 mm,水平位移量達到62.9 mm.巷道頂板及兩幫圍巖塑性破壞區高度分別為2.5 m和1.5 m,且主要以受剪破壞為主。

由圖3、圖4對比分析可知,巷道頂板垂直位移量由原來110.7 mm減少至65 mm,減少量達到41%;同理可得,兩幫位移量減少量達到38.6%.表明采用該支護方式是合理的,能有效減少巷道圍巖位移量,提高圍巖穩定性。同時,錨桿錨索長度可有效穿過圍巖塑性破壞區,錨固到上覆堅硬巖層中。

4 工程實踐

頂板采用6根Ф21.8 mm×4 300 mm預應力全長錨固柔性錨桿壓編織鋼筋網支護,排距900 mm,柔性錨桿預緊力不小于200 kN;柔性錨桿預應力全長錨固注漿施工適當滯后200～300 m進行。網片采用編織鋼筋網,規格為Φ6.5 mm×5 400 mm×1 100 mm.幫部采用4根Ф22 mm×2 500 mm預應力全長錨固左旋無縱筋螺紋鋼錨桿支護,排距1 000 mm,錨桿預緊力矩300 N·m;螺紋鋼錨桿預應力全長錨固注漿施工適當滯后200～300 m進行。每兩排左旋無縱筋螺紋鋼錨桿中間采用2根Ф21.8 mm×4 300 mm預應力全長錨固錨索壓14號槽鋼支護,形成“走向錨索梁”布置,間排距為850 mm×1 000 mm;錨索預緊力不小于200 kN(當煤幫因片幫而凹凸不平、鋼帶不能緊貼巖面時,取消鋼帶,采用單體錨索支護)。優化后巷道支護設計如圖5所示。

圖5 優化后巷道支護設計圖(單位:mm)

為驗證優化支護措施對巷道圍巖控制效果,現場在2305工作面運輸巷進行了工業性試驗,并對巷道圍巖表面位移進行了監測,監測時間為140 d.現場監測結果如圖6所示。

圖6 巷道圍巖變形量監測圖

由圖6分析可知,巷道頂板、兩幫及底板最大位移量分別達到110 mm、100 mm、20 mm,巷道總體變形量較小,表明優化后支護形式和支護參數與注漿配合應用實現了對巷道圍巖的有效控制且巷道圍巖變形量在100 d后,基本處于穩定狀態。

5 結 語

1) 通過現場窺視和理論計算得出,造成2305工作面運輸巷服務期間圍巖變形量大、難控制的主要原因是錨桿長度未有效穿過巷道圍巖松動圈范圍。

2) 通過數值模擬得出,巷道頂板垂直位移量由原來110.7 mm減少至65 mm,減少量達到41%,兩幫位移量減少量達到38.6%,表明優化支護方案可有效控制圍巖變形量。

3) 現場實踐表明,巷道頂板、兩幫及底板最大位移量分別達到110 mm、100 mm、20 mm,巷道總體變形量較小,且巷道圍巖變形量在100 d后,基本處于穩定狀態。