張有乾 周 健 王 琦 孫玉亮
(1.中國礦業(yè)大學(xué)礦業(yè)工程學(xué)院,江蘇 徐州 221008;2.煤炭資源與安全開采國家重點實驗室,江蘇 徐州 221008)
孤島煤柱沿空掘巷圍巖穩(wěn)定與控制技術(shù)研究
張有乾1,2周 健1,2王 琦1,2孫玉亮1,2
(1.中國礦業(yè)大學(xué)礦業(yè)工程學(xué)院,江蘇 徐州 221008;2.煤炭資源與安全開采國家重點實驗室,江蘇 徐州 221008)
孤島煤柱結(jié)構(gòu)特殊,在孤島煤柱中掘巷,巷道應(yīng)力集中程度高,圍巖完整性差,圍巖控制非常困難。本研究提出了孤島煤柱沿空掘巷模型,以某礦為例,孤島煤柱將完全處于塑性區(qū)和破碎區(qū),整個煤柱不會存在彈性核區(qū)。通過PFC2D顆粒流模擬軟件模擬,得出整個煤柱可分為裂隙區(qū)和破碎區(qū),巷道兩側(cè)破碎區(qū)范圍在2.5 m左右,錨固范圍需超出破碎區(qū)范圍,因而需要幫錨索支護進行圍巖控制,得出支護阻力和裂隙發(fā)育相互關(guān)系,分析認為,相比無支護一定的支護阻力對控制裂隙發(fā)育作用明顯,但支護阻力到達一定數(shù)值后,增加支護阻力對進一步控制裂隙發(fā)育作用不大。通過現(xiàn)場觀測,對比有無錨索不同支護條件下圍巖變形情況,得出幫部布置錨索時,可以明顯降低圍巖變形速度10~15 mm /d,有效控制錨固范圍內(nèi)圍巖的變形,保證巷道正常使用。
孤島煤柱 塑性區(qū) 破碎區(qū) PFC2D數(shù)值模擬
區(qū)段煤柱用于隔離采空區(qū)和維護巷道,由于煤柱遭到采動壓力的影響作用,區(qū)段煤柱內(nèi)應(yīng)力集中,常常使得沿采空一側(cè)掘進巷道破壞規(guī)律異常復(fù)雜。國內(nèi)外關(guān)于在區(qū)段煤柱內(nèi)雙側(cè)沿空掘巷的研究尚少,所探討的沿空掘巷多是單側(cè)沿空巷道,如中國礦業(yè)大學(xué)李學(xué)華[1-2]提出“大小結(jié)構(gòu)”理論,柏建彪[3-4]提出弧形三角板理論,合理的分析解釋了沿空掘巷圍巖結(jié)構(gòu)和運動規(guī)律,對雙側(cè)沿空巷道涉及不多。
沿空掘巷支護設(shè)計過程中,要充分考慮煤柱留設(shè)尺寸,頂板煤體穩(wěn)定性等多種因素,還需分析側(cè)向弧形三角塊結(jié)構(gòu)的回轉(zhuǎn)對頂板造成的影響,因而支護難度較大[5-7]。而孤島雙側(cè)沿空巷道應(yīng)力集中程度高,圍巖完整性差,對支護方案提出了更高的要求。本研究將對雙側(cè)沿空巷道特殊結(jié)構(gòu)、圍巖裂隙發(fā)育情況和支護措施進行探討。
本研究以某礦為例進行探討,某煤礦330采區(qū)接續(xù)工作面距離井底車場距離增加,巷道通風阻力增加、風量損失大,原有巷道斷面及通風能力已難以滿足后續(xù)生產(chǎn)需求,故決定在1301面、1301下面2個工作面中間的20 m煤柱中新掘進330采區(qū)輔助回風巷,以滿足采區(qū)工作面的通風需求。
在孤島煤柱中掘巷位置選取時,由于煤柱高應(yīng)力作用下裂隙高度發(fā)育,基于防漏風、防水、防瓦斯涌入的考慮,將巷道放在煤柱中央,如圖1。
圖1 孤島煤柱模型
為簡化模型分析,認為巷道周邊水平應(yīng)力和垂直應(yīng)力均勻分布,進行巷道圍巖破碎情況的分析,如圖2。
圖2 圍巖變形區(qū)域劃分
巷道塑性區(qū)半徑可以通過下式分別求得[8]:
(1)
式中,R為塑性區(qū)半徑;a為巷道半徑;Kp=(1+sinφ)/(1-sinφ),其中φ為巖體的內(nèi)摩擦角;P0為原巖應(yīng)力;σc為巖體的單軸抗壓強度;β=(tanθ0)/E,其中θ0為軟化角;E為巖體彈性模量;
(2)
式中,Rp為破碎區(qū)半徑。
塑性區(qū)、破碎區(qū)半徑和支護阻力的關(guān)系見圖3。
圖3 塑性區(qū)、破碎區(qū)半徑和支護阻力的關(guān)系
結(jié)合以上求得的巷道塑性區(qū)和破碎區(qū)的半徑,實際上由于孤島煤柱應(yīng)力集中現(xiàn)象的存在,注意到孤島煤柱本身寬度多在30 m左右,所以一般情況下整個煤柱不會存在彈性核區(qū),而完全處于塑性區(qū)和破碎區(qū)當中。
破碎區(qū)半徑Rp由式(1)、式(2)求出,巷道周圍的破碎區(qū)范圍大于2 m,因而在實際孤島煤柱中沿空掘巷位置的選取時,如果選擇沿一側(cè)采空區(qū)留3~5 m窄煤柱護巷,在孤島煤柱巷道和回采巷道的共同影響下,窄煤柱將完全處于破碎狀態(tài),考慮到孤島煤柱應(yīng)力集中,在高應(yīng)力下如果巷道一幫完全處于破碎區(qū),變形將很難控制。因為在孤島煤柱掘巷,巷道位置選取時,盡量選在中部,使兩側(cè)有一定的塑性區(qū),為錨桿、錨索支護提供著力點,進一步驗證了將巷道放置于區(qū)段煤柱中央的正確性。
2.1 數(shù)值模型設(shè)計
為研究孤島煤柱沿空掘巷破碎帶和裂隙帶的發(fā)育情況,借助目前顆粒流離散元軟件PFC2D對裂隙發(fā)育和分布特征進行模擬研究。模型走向長20 m,垂直高度為20 m,分布28 768個顆粒.顆粒半徑為7 cm,顆粒連接采用平行連接,模型四周端為施加載荷為20 MPa的自由面,模型側(cè)壓系數(shù)為1,其顆粒物理量如表1。
數(shù)值計算模型模擬如圖4。
2.2 模擬結(jié)果分析
表1 顆粒物理量參數(shù)
圖4 數(shù)值計算模型
未開挖巷道前,對煤柱中破碎區(qū)進行模擬,模擬效果如圖5。
圖5 煤柱裂隙分布
由圖5可知煤柱破碎區(qū)主要集中在兩側(cè)靠近采空區(qū)部分,模型穩(wěn)定后破碎范圍在2~4 m左右,煤柱中間存在非破壞區(qū),為孤島煤柱掘巷提供有利條件,若煤柱全部破碎,則在煤柱中掘巷后很難有有效的支護手段控制圍巖變形。
圖6 支護阻力為0.5 MPa條件下裂隙發(fā)育
對巷道掘后圍巖裂隙發(fā)育、破碎情況進行模擬,效果如圖6,由于兩幫煤柱中應(yīng)力高,煤體硬度相對較低,兩幫煤層中裂隙高度發(fā)育。其中靠近巷道側(cè)破碎區(qū)范圍2.5 m左右,采空區(qū)側(cè)破碎區(qū) 3~4 m左右。相比破碎區(qū),裂隙發(fā)育區(qū)可錨性較好,錨桿應(yīng)選用大于2.5 m的長錨桿,由于整個煤柱均有即均為塑性區(qū)或破碎區(qū),為控制深部圍巖流變,應(yīng)布置幫部錨索加強支護。
為模擬不同支護阻力下,巷道圍巖裂隙發(fā)育情況[9],分別對巷道無支護和平均支護阻力為0.5 MPa、1.0 MPa、1.5 MPa、2.0 MPa進行模擬。
模擬結(jié)果表明:
(1)無支護情況下,巷道周圍裂隙發(fā)育呈現(xiàn)隨時間直線增長的趨勢,而有巷道內(nèi)進行支護后,裂隙發(fā)育到一定階段會逐漸趨于緩和,分析認為高強錨桿和錨索的錨固增強作用增大了巖體的峰值強度和峰后強度,并且使圍巖由單向或二向應(yīng)力狀態(tài)轉(zhuǎn)變?yōu)槿驊?yīng)力狀態(tài),從而抑制了圍巖沿滑移面的剪切破裂和碎脹擴容,進而限制了圍巖的張開變形[10]。
(2)支護阻力越大,同一時間階段裂隙發(fā)育相對較少且更容易趨于穩(wěn)定,但當支護阻力超過1.5 MPa后,支護阻力的增加對裂隙發(fā)育的控制效果逐漸減弱。
前期支護方案幫部無錨索,后期幫部增加錨索布置。對330輔助回風巷內(nèi)各表面位移觀測測站的巷道圍巖變形量進行了觀測分析,得出各測點圍巖變形量,并且分析得出幫部不同支護條件下,兩幫移近速度和距掘進工作面距離之間的關(guān)系,見圖7。
圖7 兩幫移近速度和距掘進工作面距離關(guān)系
由圖7可以得出:
(1)幫部進行錨索支護比無錨索支護的巷道在距掘進工作面相同距離時變形速度小10~15 mm/d,可見錨索支護對兩幫變形的控制效果是明顯的。分析認為錨索控制圍巖范圍大,有效控制錨固范圍內(nèi)圍巖的變形,減少幫部圍巖內(nèi)離層的產(chǎn)生,從而減少兩幫移近速度。
(2)幫部打1路錨索和幫部打2路錨索相比較,在控制巷道兩幫變形上差距不大。但第2路錨索能很好的控制巷道幫部下部的變形,使巷道整體維護較好。
(1)由于孤島煤柱應(yīng)力集中現(xiàn)象的存在,注意到孤島煤柱本身寬度多在30 m以下。所以一般情況下整個煤柱不會存在彈性核區(qū),而完全處于塑性區(qū)和破碎區(qū)當中。
(2)通過PFC2D模擬,認為整個煤柱可分為裂隙區(qū)和破碎區(qū),巷道兩側(cè)破碎區(qū)范圍在2.5 m左右,錨桿長度需超出破碎區(qū)范圍,且需要錨索支護控制錨桿錨固范圍外圍巖的變形;相比無支護,一定的支護阻力對控制裂隙發(fā)育作用明顯,但支護阻力到達一定數(shù)值后,增加支護阻力對進一步控制裂隙發(fā)育作用不大。
(3)認為巷道支護過程中,錨索控制范圍要超出破碎區(qū)的范圍,通過現(xiàn)場觀測,幫部進行錨索支護比無錨索支護的巷道在距掘進面相同距離時變形速度小10~15 mm /d,驗證了假設(shè)的正確性。
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(責任編輯 石海林)
Surrounding Rock Stability of the Roadway Driving Along Gob and its Corresponding Control Technology
Zhang Youqian1,2Zhou Jian1,2Wang Qi1,2Sun Yuliang1,2
(1.SchoolofMines,ChinaUniversityofMiningandTechnology,Xuzhou221008,China;2.StateKeyLaboratoryofCoalResourcesandMineSafety,Xuzhou221008,China)
Due to the unique structure of isolated coal pillar,there are many problems in roadway driving among isolated coal pillar,such as high concentration of stress,low integrity of surrounding rock,and tough job in controlling the surrounding rocks.The model of the roadway driving along the gob is put forwards.Taking a mine as a case,the isolated coal pillar totally lies in the broken zone and plastic zone.There is no elastic zone for the pillar.Through PFC2D partide flow code simulation,it is obtained that the whole pillar can be divided into failure zone and plastic zone.The range of failure zone on both sides of roadway is about 2.5 m.Anchorage zone needs to be beyond failure zone.Thus,rib cable is needed to control surrounding rock.The relationship between supporting resistance and fissure development is obtained.It suggests that compared with no support,a certain support can control the development of fissure effectively.Nevertheless,when support resistance reaches specific value,increasing support resistance has little effect on controlling fissure development.Through field monitoring and comparison of the surrounding rock deformations under the condition of different support patterns with support or not,it is obtained that layout of the rib cables at walls will significantly reduce the deformation rate of surrounding rocks by 10 mm/d to 15 mm/d,which can effectively control the deformation of surrounding rocks and make sure the normal service of roadway.
Isolated pillar,Plastic zone,Broken zone,PFC2D numerical simulation
2014-05-06
中央高?;究蒲袠I(yè)務(wù)費專項項目(編號:2013DXS02)。
張有乾(1991—),男,碩士研究生。
TD322
A
1001-1250(2014)-08-049-04