張向東,李慶文,李桂秀,黃開勇
(遼寧工程技術大學土木與交通學院,遼寧阜新 123000)
隨著國家“西部大開發(fā)、西電東送、南水北調(diào)”戰(zhàn)略的實施,我國工業(yè)化水平逐步提高,能源的需求量日益增加,而80%的能源來自煤炭。隨著淺部資源的開采完畢、大跨度大斷面的煤巷不斷出現(xiàn)、各種復雜地質(zhì)條件接踵而至,在錨桿支護技術基礎上,探索出一個適應大跨度動壓煤巷的支護體系和支護參數(shù)越來越得到重視,還要滿足安全和經(jīng)濟的雙重要求,目前主要是以錨網(wǎng)、錨網(wǎng)索等耦合支護體系作為軟巖巷道穩(wěn)定性控制新技術[1]。高家梁煤礦20307回采工作面回風巷道頂?shù)装搴蛢蓭蜑閺秃闲湍噘|(zhì)軟巖,在動壓下容易產(chǎn)生煤巷斷面收縮、頂板離層和冒落、錨桿錨索錨固失效、滲水等現(xiàn)象,原有支護方案無法滿足煤礦的正常生產(chǎn),不能確保煤巷繼續(xù)正常開采,需要新的支護方案。本文在前人現(xiàn)有研究成果[2-14]的前提下,通過對工程地質(zhì)力學和軟巖工程力學對動壓影響大跨度軟巖巷道圍巖變形破壞力學機制分析,提出錨索網(wǎng)帶注的耦合支護方案對策,利用有限差分法軟件Flac3D進行方案分析,并對巷道圍巖表面變形現(xiàn)場監(jiān)測,工程應用效果表明煤巷耦合支護設計方案支護效果顯著,為減小動壓作用下大跨度軟巖巷道圍巖變形的措施提供新思路和新方法。
高家梁煤礦位于鄂爾多斯市東南部約8km,行政區(qū)劃隸屬于東勝區(qū)伊金霍洛旗納林陶亥鎮(zhèn)。具體位于銅匠川與泉和常村交匯處東側(cè)1.7km的銅匠川南側(cè)川道臺地上。井田東與塔拉壕井田毗鄰,南與東勝南區(qū)相接,西與王家塔井田為鄰,北與李家壕井田相接。井田南北最長約 14.09km,東西最寬約12.69km,面積約87.42km2。萬利礦區(qū)銅匠川鐵路專用線位于該煤礦工業(yè)場地東南側(cè)設有裝車站,線路全長24km,向西既有包神鐵路及烏蘭木倫河,向北接軌于擬建包西鐵路東勝站。礦區(qū)公路從礦井工業(yè)場地向東與鄂爾多斯市環(huán)城一級公路和109國道相交處相接,線路全長6.9km,交通十分便利。煤礦的具體位置如圖1所示。
圖1 高家梁煤礦位置Fig.1 Location of Gaojialiang coal mine
20307工作面位于高家梁煤礦-200m開采區(qū)內(nèi),由地質(zhì)柱狀圖可知,主采煤層為侏羅系中下統(tǒng)延安組(J1-2y),煤層平均厚度3.0m,平均煤層傾角3°。煤層頂板以青灰色砂質(zhì)泥巖、粉砂巖為主,局部為中砂巖。底板主要為砂質(zhì)泥巖和粉砂巖,局部為泥巖、細砂巖。頂?shù)装鍘r石為砂泥質(zhì)膠結,較為松軟易碎、含有少量水分,巖石遇水易泥化。工作面大致呈EW走向,巷道整體埋深為157.65~264.89m。按照高家梁礦生產(chǎn)計劃,20307工作面是2中煤層的主要開采工作面,其回風順槽受過20306工作面及2上煤層20107工作面的多次采動影響,加上自身回采工作面的擾動影響,所以20307回風巷道目前是受多次采動影響。本文選取20307回風順槽受多次動壓影響軟巖煤巷作為研究對象,巷道斷面為矩形,尺寸為5.2m×3.3m(長×寬),主要用于回風、運料、行人等用途,屬于典型大跨度動壓煤巷。
圖2 巷道平面布置圖Fig.2 Plane layout of roadway
高家梁礦大部分巷道為煤巷,因很多工作面的回風順槽曾作相鄰工作面的輔運順槽,隨著回采工作的進行,很多巷道是受到不同程度的開采動荷載影響。地質(zhì)資料和水文資料可知該煤礦屬于簡單地質(zhì)構造型礦井,主要受自重應力場和工程偏應力場的影響。從現(xiàn)場調(diào)查情況看,頂板和兩幫的裂隙較為發(fā)育而且有不斷擴展貫通的趨勢,這種現(xiàn)象在動壓作用下大跨度煤巷表現(xiàn)的更加明顯,主要是因為在自重應力或者工程荷載的影響下出現(xiàn)應力擴容現(xiàn)象。根據(jù)地質(zhì)勘察報告可知該煤礦20307工作面的頂?shù)装逯饕缮罨疑纳百|(zhì)泥巖構成,主要特征是普氏系數(shù)低,而且富含粘性礦物;煤巷圍巖中有大量的毛細水和孔隙水存在,粘性礦物遇水迅速膨脹和泥化,強度迅速降低;加上受不同程度回采或爆破的擾動影響,使得圍巖穩(wěn)定性大幅度減小,表現(xiàn)出明顯的物化膨脹類軟巖變形特征;煤巷在低地應力環(huán)境下表現(xiàn)出明顯的軟巖破壞現(xiàn)象,也證明該礦煤巷軟巖是典型的地質(zhì)軟巖。綜合水文地質(zhì)資料、工程勘察報告、現(xiàn)場破壞情況調(diào)研等三方面分析可知,高家梁煤礦的2上煤層和2中煤層的大跨度動壓煤巷變形屬于應力擴容膨脹型復合地質(zhì)軟巖,針對這一破壞機制采用“錨網(wǎng)索帶注”的耦合支護方案對策,即“高強錨桿+金屬網(wǎng)+錨索+鋼帶+水患區(qū)注漿”的耦合支護體系。煤巷平面布置圖和斷面支護參數(shù)布置情況如圖2和圖3所示。
圖3 巷道斷面布置圖Fig.3 Layout of vertical roadway
20307工作面回風順槽巷道模型尺寸大小為60m×54m×60m(長×寬×高),巷道實際尺寸為5m×54m×3.3m,模型共27300個單元,29611個節(jié)點。巷道的實際埋深大概為200m,采動應力集中系數(shù)為2.0,施加大小為5.0MPa豎向應力來模擬模型上部應力邊界條件[9]。對支護結構的模擬是在掘進完成后,其中巷道頂板和兩幫的巖體均采用六面體八節(jié)點實體單元,用Cable結構單元來模擬錨桿和錨索,金屬網(wǎng)用Shell結構單元來模擬。三維模型具體如圖4所示。
回風巷道掘進主要采用分段全斷面的開挖方法,單次掘進量6m,共9步,支護模擬完成后進行下一階段的循環(huán)直至巷道全部開挖完成。巷道頂?shù)装搴蛢蓭蛶r體均采用Mohr-Coulomb本構關系,金屬網(wǎng)彈性模量為17GPa,泊松比為0.42,厚度為8mm。巷道采用“錨網(wǎng)索帶注”耦合支護設計方案,回風巷道圍巖、錨桿錨索等支護材料的物理力學參數(shù)具體如表1和表2所示。
圖4 三維計算模型Fig.4 Three-dimensional calculation model
20307回風巷道主要受多次采動影響,煤巷深度大約在200m,屬于淺埋軟巖巷道。通過查閱地質(zhì)勘察資料可以得出該煤田所處區(qū)域沒有大的斷層及褶皺構造,即沒有較大的構造應力場,巷道所處煤巖層主要受重力的作用,同時本文中沒有研究地下水對支護穩(wěn)定性的影響,故不考慮滲流的作用。為揭示動壓影響下大跨度軟巖巷道非線性變形響應和錨網(wǎng)索帶注耦合支護效果,模擬計算工況如下:
(1)根據(jù)高家梁礦區(qū)20307工作面的地形地貌特征,進行工作面回采前的初始應力場平衡計算,并將位移清零工作,僅考慮巖體自重引起的初始應力,側(cè)向水平應力系數(shù)取1/3。不考慮巖體節(jié)理裂隙及軟弱結構面的影響,材料各項同性。
(2)依據(jù)現(xiàn)場調(diào)研、鉆探和地質(zhì)勘察報告等資料確定煤巷的開采范圍,按照開采的時間順序,研究在多次采動荷載作用下耦合支護巷道變形的響應特征分析。
最后,將數(shù)值模擬與現(xiàn)場實際監(jiān)測結果進行對比,對耦合支護的效果進行分析,進而評估耦合支護設計方案的有效性和實用性。
表1 巷道圍巖力學參數(shù)表Table 1 Physico-mechanical parameters of roadway surrounding rocks
表2 錨桿及錨索力學參數(shù)Table 2 Anchor and cable mechanical parameters
為研究采動荷載作用下大跨度軟巖巷道耦合支護20307工作面的圍巖變形情況,采用有限差分Flac3D軟件進行數(shù)值模擬無支護和耦合支護兩種條件下的巖體表面變形特征,對比分析耦合支護方案設計的理論效果。支護前后豎直和水平兩個方向巷道位移如圖5和圖6所示。
由圖5和圖6對比分析可知,煤巷支護前后頂?shù)装宓呢Q向位移場都呈拱形分布,而且在兩幫中部存在垂直位移不動點,頂?shù)装遄冃味急容^大,支護后巷道變形和塑性影響區(qū)域都得到控制。巷道兩幫水平位移場呈蝴蝶狀分布,支護前兩幫中間水平位移最大,最大值為32.29mm,支護后達到4.02mm。在煤巷圍巖深處,水平位移為零的場線將位移場劃分為四個區(qū)域,分別是上下位置都是壓力區(qū)、左右位置為拉力區(qū)。煤巷變形率基本控制在3%以內(nèi),根據(jù)何滿朝教授的洞室埋深和理論適用關系可知,該巷道屬于淺部洞室變形特征,歸于現(xiàn)有巖石彈塑性力學理論研究范圍。
因矩形巷道斷面形式在開挖后的位移場與直墻半圓拱斷面形式巷道有所不同,按照材料力學理論可知,矩形斷面因轉(zhuǎn)角處不圓滑容易造成應力集中,其變形破壞的關鍵部位與較圓滑的直墻半圓拱不同,因此對其關鍵部位變形響應的研究很有意義,通過有限差分軟件 Flac3D的 History記錄功能[10],設立監(jiān)測點對20307工作面回風道有無支護位移場作對比分析。提取各監(jiān)測點的位移記錄值如表3所示。
圖5 巷道無支護豎直和水平方向位移Fig.5 Vertical and horizontal displacements roadway without coupling support
圖6 巷道耦合支護后豎直和水平方向位移Fig.6 Vertical and horizontal displacements after roadway coupling support
表3 20307回風巷道支護前后位移對比Table 3 Displacement comparative table of 20307 air roadway before and after supporting
通過表3看到,巷道采用錨網(wǎng)索帶注耦合支護方案后,巷道變形量的變化率達到70.1% ~93.6%,其中頂板位移由215.4mm降低到33.20mm,變化率為79.5%,巷道兩幫中部向內(nèi)收斂量由32.29mm降低到4.02mm,變化率為87.6%。軟巖巷道進行耦合支護后,圍巖變形得到有效的控制,這對煤巷穩(wěn)定性與安全性有顯著提高。
為研究受多次采動影響下20307工作面回風煤巷各施工階段與耦合支護結構的動態(tài)響應,掌握回采過程中巷道表面受不同程度動壓影響下的穩(wěn)定狀態(tài)[11],來確保圍巖穩(wěn)定性、支護可靠性和巷道掘進安全。在回風巷道距回采工作面70m和100m斷面位置處布置兩個監(jiān)測站,分別命名為Ⅴ和Ⅵ測站,20307煤巷布置和測站分布情況如圖2所示。在Ⅴ和Ⅵ兩個測站布置相同的三個測點位置,采用十字布置方式,分別為頂板中點、左幫離底板1.5m處、右?guī)碗x底板1.5m處,具體測點位置如圖3所示。巷道圍巖變形監(jiān)測采用JSS30A數(shù)顯式收斂計和SPRINTER250M水準儀以及自制掛鉤等儀器。監(jiān)測頻率[14]方案分別設置為,離工作面50m以內(nèi)為一天監(jiān)測一次,距工作面距離超過50m,監(jiān)測頻率是兩天一次,直到回采工作面掘進至監(jiān)測站的位置處。
軟巖屬于流變材料,受力變形過程與時間相關,為研究煤巷流變特性,曲線圖采用時間作為橫坐標。經(jīng)過對Ⅴ和Ⅵ兩個巷道斷面的長期監(jiān)測,量測AB、AD、BD和AC的長度,再進行簡單的運算,即可整理分析出在受多次采動影響下,20307工作面回風巷道Ⅴ和Ⅵ測站頂?shù)缀蛢蓭褪諗壳€和變形速率曲線如圖7和圖8所示。控制,耦合支護結構設計體系的強度和剛度都能達到耦合設計要求,同時最大限度的發(fā)揮圍巖和耦合支護結構自承能力,這與讓壓支護和主動承載理論的理念相符合。
圖7 測站Ⅴ巷道相對變形和變形速率曲線圖Fig.7 Curves of relative deformation and deformation velocity of roadway on measuring stationⅤ
圖8 測站Ⅵ巷道相對變形和變形速率曲線圖Fig.8 Curves of relative deformation and deformation velocity of roadway on measuring stationⅥ
從耦合支護后模擬結果圖6和現(xiàn)場監(jiān)測曲線圖7與圖8的對比結果如表4所示,頂?shù)资諗勘O(jiān)測變形比數(shù)值分析結果較小,兩幫相對變形值較接近。是因頂?shù)装迨諗克俾时容^快,能夠監(jiān)測到變形值不大于數(shù)值模擬變形值,兩幫相對收斂速率較慢,所以兩幫移近變形監(jiān)測值與模擬值近似。頂?shù)椎哪M值與監(jiān)測值相似率達到90.4%,兩幫分析結果與監(jiān)測值達到95%。由此可知,在受多次動壓荷載作用下大跨度軟巖煤巷采用有限差Flac3D軟件對錨網(wǎng)索帶注耦合支護參數(shù)設計具有一定適用性,耦合支護能最大限度地利用圍巖自身承能力、發(fā)揮錨桿錨索支護能力和調(diào)動深部圍巖的強度,從而使圍巖和錨桿、錨索、網(wǎng)等支護體達到優(yōu)化組合,實現(xiàn)支護一體化和荷載均勻化,最終實現(xiàn)支護系統(tǒng)的最佳耦合支護狀態(tài),進而達到控制圍巖穩(wěn)定性的目的[14]。
(1)通過對高家梁煤礦2中煤層回風巷道工程地質(zhì)條件和變形破壞力學機制分析,確定20307工作面受動壓影響大跨度回風巷道變形屬于應力擴容膨脹型復合地質(zhì)軟巖,并探索出錨網(wǎng)索帶注耦合支護方案。采用有限差分法軟件Flac3D對耦合支護方案進行模擬分析,確定頂?shù)装遄冃巫畲?,其次是兩幫?/p>
(2)對動壓下大跨度軟巖巷道圍巖變形進行監(jiān)測分析,結果表明,軟巖巷道圍巖變形監(jiān)測曲線屬于流變曲線,主要監(jiān)測到流變變形的衰減變形階段和等速變形階段。煤巷回采耦合支護后頂?shù)装遄钕确€(wěn)定,大約需要10~20d,距離20307開采工作面大于50m,其后才是兩幫底板,大約需要20~25d左右。
(3)數(shù)值理論結果和現(xiàn)場監(jiān)測結果表明,頂?shù)资諗勘O(jiān)測變形比數(shù)值分析的結果較小,兩幫相對變形值較接近。這是因頂?shù)装迨諗克俾时容^快,能夠監(jiān)測到變形值不大于數(shù)值模擬變形值,兩幫相對收斂速率較慢,所以兩幫移近變形監(jiān)測值與模擬值近似。頂?shù)啄M值與監(jiān)測值相似率達到90.4%,兩幫相似率達到95%。由此可知,在受多次動壓荷載作用下大跨度軟巖煤巷采用有限差分方法軟件Flac3D對錨網(wǎng)索帶注耦合支護方案和參數(shù)設計具有一定適用性,真正實現(xiàn)了巷道圍巖與支護體在強度、剛度和結構上的耦合,可為同類煤巷的支護提供借鑒和參考。
[1]何滿潮,景海河,孫曉明.軟巖工程力學[M].北京:科學出版社,2002.HE Manchao,JING Haihe,SUN Xiaoming.Soft rock engineering mechanics[M].Beijing:Science Press,2002.
[2]張向東,張虎偉,阮劍劍.軟巖巷道錨網(wǎng)索聯(lián)合支護設計及支護效果分析[J].中國地質(zhì)災害與防治學報,2011,22(3):67-73.ZHANG Xiangdong,ZHANG Huwei,RUAN Jianjian.Bolt-mesh-anchor supporting design on soft rock tunnel and its supporting effect[J].The Chinese Journal of Geological Hazard and Control,2011,22(3):67-73.
[3]秦廣鵬,蔣金泉,孫森.大變形軟巖頂?shù)装迕合镥^網(wǎng)索聯(lián)合支護研究[J].采礦與安全工程學報,2012,29(2):209-214.QIN GuangPeng,JIANG JinQuan,SUN Sen.Bolt-cable and wire-netting combined support research of large deformation coal entry with soft roof and floor[J].Journal of Mining& Safety Engineering,2012,29(2):209-214.
[4]朱志潔,張宏偉,陳鎣,等.綜放面合理護巷煤柱寬度確定與回采巷道支護方案設計[J].中國地質(zhì)災害與防治學報,2012,23(4):69-75.ZHU Zhijie,ZHANG Hongwei,CHEN Ying,etal.Confirmation ofreasonable chain pillar width and supporting scheme design of mining gateway in fully mechanized caving face[J].The Chinese Journal of Geological Hazard and Control,2012,23(4):69-75.
[5]何滿潮,齊干,程騁,等.深部復合頂板煤巷變形破壞機制及耦合支護設計[J].巖石力學與工程學報,2007,26(5):987-993.HE Manchao,QI Gan,CHENG Cheng,et al.Deformation and damage mechanisms and coupling support design in deep coal roadway with compound roof[J].Chinese Journal of Geotechnical Engineering,2007,26(5):987-993.
[6]GUNTER G G,ROBERT G.Input to the application of the convergence confinement method with time-d ependent behavior of the support[J].Tunneling and Underground Space Technology,2011,27(7):13-22.
[7]王漢鵬,李術才,王琦,等.深部厚煤層回采巷道圍巖破壞機制及支護優(yōu)化[J].采礦與安全工程學報,2012,29(5):631-636.WANG Hanpeng,LI Shucai,WANG Qi,et al.Failure mechanism of roadway surrounding rock in deep thick coal seam and its support optimization[J].Journal of Mining& Safety Engineering,2012,29(5):631-636.
[8]馬宇,吳滿路,廖椿庭.金川二礦區(qū)1178分段巷道變形破壞特征及原因[J].水文地質(zhì)工程地質(zhì),2006(6):59-61.MA Yu,WU Manlu,LIAO Chunting.The deformation characteristics and reasons of 1178 sublevel drift of No.2 mining area of Jinchuan nickel mine[J].Hydrogeological Engineering Geology,2006(6):59-61.
[9]周志利,柏建彪,肖同強,等.大斷面煤巷變形破壞規(guī)律及控制技術[J].煤炭學報,2011,36(4):556-561.ZHOU Zhili,BAI Jianbiao,XIAO Tongqiang,et al.Deformation and failure law and its control technology of roadway with large section[J].Journal of China Coal Society,2011,36(4):556-561.
[10]王猛,柏建彪,王襄禹.迎采動面沿空掘巷圍巖變形規(guī)律及控制技術[J].采礦與安全工程學報,2012,29(2):197-202.WANG Meng,BAIJianbiao,WANG Xiangyu.The surrounding rock deformation rule and control technique of the roadway driven along goaf and heading for adjacent advancing coal face[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2012,29(2):197-202.
[11]WANG S L,ZHENG H,LI C G.A finite element implementation ofstrain-softening rock mass[J].International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences,2011,48(1):67-76.
[12]劉泉聲,盧興利.煤礦深部巷道破裂圍巖非線性大變形及支護對策研究[J].巖土力學,2010,31(10):3273-3279.LIU Quansheng,LU Xingli.Research on nonlinear large deformation and support measures for broken surrounding rocks of deep coal mine roadway[J].Rock and Soil Mechanics,2010,31(10):3273-3279.
[13]孟慶彬,韓立軍,喬衛(wèi)國,等.趙樓礦深部軟巖巷道變形破壞機理及控制技術[J].采礦與安全工程學報,2013,30(2):165-172.MENG Qingbin,HAN Lijun,QIAO Weiguo,et al.The deformation failure mechanism and control techniques of soft rock in deep roadways in Zhaolou mine[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2013,30(2):165-172.
[14]何滿潮,孫曉明.中國煤礦軟巖巷道工程支護設計與施工指南[M].北京:科學出版社,2004.HE Manchao,SUN Xiaoming.Supportdesign and construction guide of soft rock roadway engineering in Chinese coal mines[M].Beijing:Science Press,2004.