整合礦井沿空巷道圍巖破壞機(jī)制及支護(hù)優(yōu)化

郜明明

(中國(guó)礦業(yè)大學(xué)(北京)資源與安全工程學(xué)院，北京 100083)

整合礦井沿空巷道圍巖破壞機(jī)制及支護(hù)優(yōu)化

郜明明

(中國(guó)礦業(yè)大學(xué)(北京)資源與安全工程學(xué)院，北京 100083)

針對(duì)整合礦井巷道掘進(jìn)揭露采空區(qū)時(shí)煤柱寬度變小所導(dǎo)致的巷道持續(xù)變形、原有支護(hù)失效的圍巖控制難題，分析了不同寬度煤柱條件下沿空巷道的頂板結(jié)構(gòu)及應(yīng)力場(chǎng)分布狀態(tài)，得出支承壓力峰值位置隨煤柱寬度的變化規(guī)律，巷道原有支護(hù)失效的主要原因?yàn)閲鷰r的應(yīng)力環(huán)境差及支護(hù)強(qiáng)度低。通過(guò)數(shù)值軟件模擬了不同巷道斷面的圍巖應(yīng)力分布狀態(tài)，提出采用U型鋼可伸縮拱形支架進(jìn)行原有矩形巷道斷面的優(yōu)化，并結(jié)合水泥背板及充填緩沖材料構(gòu)建巷道空間。近兩年的監(jiān)測(cè)結(jié)果表明，錯(cuò)車硐室2表面位移值為0，巷道噴漿完好，未發(fā)生開(kāi)裂剝落等破壞現(xiàn)象，表明采用U型鋼可伸縮拱形支架進(jìn)行揭露采空區(qū)段巷道的支護(hù)優(yōu)化是合理可行的，為類似地質(zhì)條件下的巷道支護(hù)提供了技術(shù)借鑒。

整合礦井；沿空巷道；破壞機(jī)制；U型鋼可伸縮拱形支架；支護(hù)優(yōu)化

整合礦井由內(nèi)部常常存在大量小煤礦亂采亂掘遺留的采空區(qū)及采空巷道，礦井重建過(guò)程中掘進(jìn)巷道時(shí)極易揭露此類采空區(qū)域?qū)е聡鷰r應(yīng)力及地質(zhì)環(huán)境的變化，給巷道帶來(lái)一系列的支護(hù)難題[1-5]。大通煤礦為整合礦井，副井井筒為原民采煤礦副井井筒刷擴(kuò)而成，而原有小煤礦技術(shù)裝備落后，采掘無(wú)規(guī)劃，其開(kāi)采活動(dòng)多集中在井底區(qū)域，使得副井井底保護(hù)煤柱被采空區(qū)環(huán)繞，成為煤柱應(yīng)力集中區(qū)。大通煤礦錯(cuò)車硐室及材料運(yùn)輸大巷需穿過(guò)此區(qū)域與301首采區(qū)連通形成完整的輔助運(yùn)輸系統(tǒng)，為避免巷道掘進(jìn)揭露采空區(qū)，設(shè)計(jì)中將錯(cuò)車硐室布置于石巖河煤礦留設(shè)的井底保護(hù)煤柱中，巷道為沿空掘進(jìn)，但巷道使用過(guò)程中保護(hù)煤柱寬度持續(xù)減小，導(dǎo)致巷道發(fā)生持續(xù)變形，部分區(qū)段原有支護(hù)崩塌，噴漿剝落，支護(hù)系統(tǒng)失效。本文基于沿空巷道上覆巖層應(yīng)力分布特征分析，得出巷道的破壞機(jī)理，并提出采用U型鋼可伸縮拱形支架對(duì)錯(cuò)車硐室巷道進(jìn)行斷面優(yōu)化及強(qiáng)化支護(hù)，有效解決了錯(cuò)車硐室巷道的支護(hù)難題。

1 工程概況

1.1 生產(chǎn)地質(zhì)條件

大通煤業(yè)位于山西省高平市東北約12.7 km，屬資源整合礦井，由區(qū)內(nèi)四座小煤礦兼并重組而成，礦井主采3#、9#、15#煤層，現(xiàn)處于井田開(kāi)拓階段。3#煤層平均埋深150 m左右，煤層傾角4～8°，為近水平煤層。試驗(yàn)巷道為錯(cuò)車硐室2，巷道設(shè)計(jì)斷面尺寸為5 m×3.5 m(寬×高)，頂板為6 m厚的砂質(zhì)泥巖，底板為泥巖砂質(zhì)泥巖，區(qū)域煤層平均厚度為3.5 m，巷道頂?shù)装迕簬r層柱狀圖如圖1所示。

錯(cuò)車硐室2位于副井井底的保護(hù)煤柱中，沿巷道掘進(jìn)方向左側(cè)為井底保護(hù)煤柱，右側(cè)為巷道保護(hù)煤柱，巷道保護(hù)煤柱設(shè)計(jì)寬度不小于15 m，巷道及采空區(qū)位置分布關(guān)系如圖2所示。

圖1 頂?shù)装迕簬r層柱狀圖

圖2 試驗(yàn)巷道平面布置圖

1.2 原有支護(hù)方案

錯(cuò)車硐室2采用頂板錨桿、索配合兩側(cè)料石砌墻進(jìn)行巷道支護(hù)。頂板錨桿為Φ20 mm×2 400 mm的左旋無(wú)縱筋螺紋鋼錨桿，間排距為760 mm×800 mm，錨索為Φ15.24 mm×6 300 mm的鋼絞線，間排距為1 300 mm×1 600 mm，錨桿索支護(hù)覆蓋整個(gè)巷道掘進(jìn)斷面頂板范圍。巷幫料石砌墻為梯形布置，下底寬800 mm，上底寬500 mm，砌墻基礎(chǔ)深度為600 mm，其原有支護(hù)如圖3所示。

1.3 巷道變形破壞特征

圖3 錯(cuò)車硐室2原有支護(hù)方案

圖4 巷道掘進(jìn)揭露采空區(qū)

由于原有礦井生產(chǎn)地質(zhì)資料的誤差，錯(cuò)車硐室2在按設(shè)計(jì)的掘進(jìn)過(guò)程中，巷道靠近采空區(qū)一側(cè)煤柱寬度發(fā)生改變，煤柱寬度持續(xù)減小，導(dǎo)致最終揭露采空區(qū)(圖4)。由圖4可知，穿采空區(qū)及采空巷道段錯(cuò)車硐室2出現(xiàn)表面噴漿剝落，原有料石砌墻崩毀等破壞現(xiàn)象，且破壞多發(fā)于巷道的井底煤柱幫，影響礦井的整合進(jìn)度及生產(chǎn)安全，錯(cuò)車硐室2的破壞情況見(jiàn)圖5。

圖5 錯(cuò)車硐室2砌墻破壞情況

2 錯(cuò)車硐室2破壞機(jī)理分析

根據(jù)副井井底的勘探資料，錯(cuò)車硐室2處于副井井底多采空區(qū)圍繞的應(yīng)力集中大煤柱中，在周圍多采空區(qū)及采空巷道的應(yīng)力疊加作用下，巷道所處的應(yīng)力環(huán)境極為復(fù)雜，并且巷道圍巖長(zhǎng)期處于應(yīng)力集中狀態(tài)，在開(kāi)采擾動(dòng)影響下，巖體的強(qiáng)度及完整程度均發(fā)生不同程度的降低，巷道圍巖的力學(xué)性質(zhì)差。

對(duì)于不同區(qū)段錯(cuò)車硐室2巷道，頂板結(jié)構(gòu)及應(yīng)力場(chǎng)分布隨煤柱寬度的減小發(fā)生改變，根據(jù)原礦井遺留采空區(qū)的工作面開(kāi)采參數(shù)，工作面?zhèn)认蛎后w的塑性區(qū)寬度用式(1)計(jì)算[6]。

(1)

式中：M為煤層厚度，m；λ為側(cè)壓系數(shù)；φ為內(nèi)摩擦角，°；C為黏聚力，MPa；H為煤層埋深，m；k為開(kāi)采引起的應(yīng)力集中系數(shù)。

將遺留采空區(qū)開(kāi)采地質(zhì)參數(shù)M=3.5 m，λ=1.2，φ=25°，C=1.2 MPa，H=150 m，k=1.8，代入式(1)求解可得：x0=5.5 m，即工作面?zhèn)认蛎后w的塑性區(qū)及基本頂斷裂線位于采空區(qū)煤壁內(nèi)部5.5 m。

圖6 不同區(qū)段錯(cuò)車硐室2頂板應(yīng)力場(chǎng)分布示意圖

因此，不同寬度煤柱的頂板結(jié)構(gòu)及應(yīng)力場(chǎng)分布如圖6所示。在未揭露采空巷道段，如圖6(a)所示，煤柱寬度等于設(shè)計(jì)煤柱寬度，由支承壓力的分布規(guī)律可知，應(yīng)力場(chǎng)峰值位于煤柱上方，巷道處于低應(yīng)力區(qū)范圍，巷道受采動(dòng)影響程度低，圍巖較為完整，巷道自身穩(wěn)定性強(qiáng)，支護(hù)條件較好。隨著巷道掘進(jìn)，煤柱寬度逐漸縮小，如圖6(b)所示，基本頂斷裂線與煤柱的相對(duì)位置反生變化，支承壓力峰值點(diǎn)與巷道煤柱幫的距離逐漸減小，巷道煤柱幫承受的支承壓力值逐漸增加，當(dāng)煤柱寬度減小至5.5 m以下，支承壓力峰值位于巷道上方，圍巖所處的應(yīng)力環(huán)境差，巷道的支護(hù)相對(duì)困難。巷道揭露采空區(qū)段，煤柱寬度減小為零，巷道為完全沿空狀態(tài)，如圖6(c)，基本頂斷裂線位于巷道井底煤柱幫側(cè)，井底煤柱幫承受較高的支承壓力作用，巷道受采動(dòng)影響大，圍巖的完整程度低，此段巷道受破壞程度高。

由于基本頂斷裂巖塊的回轉(zhuǎn)下沉運(yùn)動(dòng)的必然性及不可逆性，巷道采空幫砌墻作為基本頂載荷支點(diǎn)，承受頂板的回轉(zhuǎn)載荷作用，基本頂回轉(zhuǎn)載荷的大小與砌墻強(qiáng)度之間的關(guān)系決定著巷道支護(hù)穩(wěn)定與否。

根據(jù)式(2)可以計(jì)算采場(chǎng)頂板載荷[7]，將各巖層參數(shù)代入可得式(3)。因此，巷道頂板承受載荷為5 m細(xì)砂巖之下巖層重量之和，為q=0.125 MPa。

(2)

(3)

弧形三角塊B的側(cè)向長(zhǎng)度表達(dá)為式(4)[8]。

(4)

據(jù)此將巷道兩側(cè)砌墻視為鉸支座處理，建立錯(cuò)車硐室2完全沿空時(shí)的頂板穩(wěn)定性力學(xué)模型，如圖7所示。

M0-頂板殘余彎矩；M1-頂板懸臂段產(chǎn)生的附加彎矩；F1、F2-b、c支座提供的支撐力；F3-基本頂在砌墻外邊界處承受的剪力，為懸臂段自重及其上覆載荷之和；p-夾持段基本頂受煤壁的支撐力，取煤體的殘余抗壓強(qiáng)度；l1-基本頂夾持段長(zhǎng)度；l2-錯(cuò)車硐室2巷道寬度；l3-基本頂懸臂段長(zhǎng)度；h-頂板厚度
圖7 錯(cuò)車硐室2頂板穩(wěn)定性力學(xué)模型

對(duì)基本頂ac段建立力學(xué)平衡方程，見(jiàn)式(5)～(6)。

(5)

(6)

根據(jù)錯(cuò)車硐室2掘進(jìn)的地質(zhì)參數(shù)：l1=0.5 m，l2=5 m，l3=4.2 m，M0=1.5 MN·m，M1=1.1025 MN·m，q=0.125 MPa，p=1 MPa，由此可得：F1=70 kN，F(xiàn)2=640 kN。

錯(cuò)車硐室2頂板不穩(wěn)定巖層載荷基本全部由巷道兩幫砌墻所承擔(dān)，由于懸臂頂板產(chǎn)生的附加彎矩及剪力作用，巷道兩幫砌墻受力呈現(xiàn)出明顯的不對(duì)稱性，靠近采空幫砌墻承受較高載荷，應(yīng)力集中程度較大，僅靠料石砌墻難以對(duì)巷道起到有效的穩(wěn)定性控制作用。

3 錯(cuò)車硐室2穩(wěn)定性控制對(duì)策

3.1 巷道穩(wěn)定性的影響因素分析

通過(guò)對(duì)工程地質(zhì)條件、巷道圍巖和支護(hù)結(jié)構(gòu)的綜合分析，得出影響錯(cuò)車硐室2穩(wěn)定性的主要因素。

1)應(yīng)力環(huán)境差，圍巖強(qiáng)度低。錯(cuò)車硐室2布置于副井井底區(qū)域，而副井井底大煤柱處于長(zhǎng)時(shí)間的高應(yīng)力集中狀態(tài)，受壓煤巖體表現(xiàn)出一定的流變性，其力學(xué)性質(zhì)產(chǎn)生不同程度的弱化，巷道圍巖強(qiáng)度低。

2)地質(zhì)條件復(fù)雜。錯(cuò)車硐室2處于井底采空區(qū)域，受周邊大量采空區(qū)及受采空巷道的影響大，且巷道的掘進(jìn)過(guò)程中穿過(guò)多條采空巷道并在部分區(qū)段揭露采空區(qū)導(dǎo)致巷道處于沿空狀態(tài)，煤柱寬度的減小使得巷道穩(wěn)定性降低，支護(hù)較為困難。

3)支護(hù)形式不合理。錯(cuò)車硐室2采用頂板錨桿、索結(jié)合兩幫料石砌墻進(jìn)行支護(hù)，根據(jù)頂板斷裂線位置與煤壁的相互關(guān)系，當(dāng)巷道揭露采空區(qū)，即完全沿空時(shí)，頂板的壓力全部由兩幫料石砌墻所承擔(dān)，兩幫尤其采空區(qū)側(cè)砌墻承受較高載荷，在頂板壓力及懸臂段的附加彎矩作用下處于應(yīng)力集中狀態(tài)，而料石強(qiáng)度較低，極易發(fā)生崩壞現(xiàn)象。此外，砌墻為剛性支護(hù)，可縮性差，難以適應(yīng)頂板回轉(zhuǎn)運(yùn)動(dòng)過(guò)程中縱向位移，無(wú)法對(duì)巷道進(jìn)行有效支護(hù)。

3.2 沿空巷道穩(wěn)定性控制對(duì)策

根據(jù)大通煤礦錯(cuò)車硐室2巷道的變形破壞機(jī)制及穩(wěn)定性影響因素分析，提出了采用可伸縮高強(qiáng)U型鋼半圓拱支架進(jìn)行錯(cuò)車硐室2巷道的強(qiáng)化支護(hù)。

U型鋼強(qiáng)化支護(hù)結(jié)構(gòu)由U型鋼支架、壁后充填材料及架間連桿組成。U型鋼具有較高的初撐力及支護(hù)強(qiáng)度，能夠適應(yīng)巷道圍巖所處的復(fù)雜應(yīng)力及地質(zhì)環(huán)境，半圓拱U型鋼支架由三段構(gòu)成，各部件間采用卡攔連接，在頂板垂直載荷作用下，各分段間發(fā)生相互滑移能夠產(chǎn)生一定的下縮量，以適應(yīng)頂板的下沉運(yùn)動(dòng)，有效緩解圍巖的應(yīng)力集中，同時(shí)亦可為頂板提供可靠的支護(hù)阻力[9-10]。

巷道支護(hù)結(jié)構(gòu)的損壞主要為兩側(cè)應(yīng)力分布不對(duì)稱造成的應(yīng)力集中所導(dǎo)致，采用U型鋼支架并進(jìn)行壁后充填能夠增強(qiáng)支架的接頂性，以提供給沿巷道切向連續(xù)的支護(hù)阻力，減弱采空區(qū)側(cè)砌墻的應(yīng)力集中，與原有支護(hù)形成共同作用的整體巷道圍巖控制系統(tǒng)。

此外，U型鋼拱形可伸縮支架的極限承載能力隨支架所受載荷的不同而發(fā)生變化。受均布載荷時(shí)，支架的承載能力最高，頂壓大側(cè)壓小次之，側(cè)壓大頂壓小，一側(cè)壓力大按順序逐漸減小，一側(cè)肩壓大時(shí)支架的承載能力最低[11-12]。因此，壁后充填還能夠避免U型鋼支架的受力不均勻?qū)е鲁休d能力的降低，增強(qiáng)支護(hù)系統(tǒng)的讓壓能力，避免U型鋼出現(xiàn)未讓先垮的破壞。在每組U型鋼支架的頂部及肩部采用連桿進(jìn)行連接，增強(qiáng)單組支架的穩(wěn)定性，避免支架承受沿巷道軸向的載荷導(dǎo)致支架連鎖傾倒事故的發(fā)生。

4 工程實(shí)踐

4.1 巷道支護(hù)優(yōu)化方案與參數(shù)

大通煤業(yè)錯(cuò)車硐室2在原有的頂板錨桿、索兩幫料石砌墻的基礎(chǔ)上增設(shè)U型鋼支架用以構(gòu)建巷道拱形斷面并對(duì)巷道進(jìn)行支護(hù)強(qiáng)化，并采用“沿砌墻邊緣開(kāi)挖棚腿溝槽→假設(shè)U型鋼支架→鋪設(shè)水泥背板→壁厚充填緩沖材料→巷內(nèi)噴漿”的施工工序進(jìn)行現(xiàn)場(chǎng)實(shí)踐，從而形成錯(cuò)車硐室揭露采空區(qū)段的U型鋼強(qiáng)化支護(hù)技術(shù)，如圖8所示。

支護(hù)優(yōu)化選用型號(hào)為29U的U型鋼，支架間距為1 000 mm，拱頂與拱肩的連接長(zhǎng)度為400 mm，棚腿采用穿鞋處理，選用鋼墊板尺寸為200 mm×200 mm×20 mm，頂部采用尺寸為1 000 mm×1 500 mm×80 mm的水泥背板進(jìn)行密背，并在背板后接頂充填緩沖材料。此外，每?jī)山M支架采用7根連桿連接以增強(qiáng)其穩(wěn)定性，其中，兩側(cè)棚腿各兩根，拱頂一根，兩側(cè)拱肩各一根，連桿采用Φ16 mm的圓鋼制成，支護(hù)完成后對(duì)巷道內(nèi)部噴射混凝土與U型鋼齊平隔絕巷道與采空區(qū)，支護(hù)優(yōu)化后照片如圖9所示。

圖8 錯(cuò)車硐室2支護(hù)優(yōu)化方案

圖9 支護(hù)優(yōu)化后的巷道照片

4.2 礦壓觀測(cè)及支護(hù)優(yōu)化效果分析

為檢驗(yàn)錯(cuò)車硐室2支護(hù)優(yōu)化后的效果，分別對(duì)巷道表面位移及完整程度進(jìn)行監(jiān)測(cè)，以確定該支護(hù)技術(shù)的可靠性。初始監(jiān)測(cè)間隔時(shí)間為每天一次，一個(gè)月后改為兩天一次。為期兩年的監(jiān)測(cè)結(jié)果表明，錯(cuò)車硐室2的巷道表面位移值為零，U型鋼支架兩側(cè)棚腿間距未發(fā)生變化且保持豎直狀態(tài)，巷道表面噴漿完整、未出現(xiàn)開(kāi)裂剝落等現(xiàn)象。這表明U型鋼可伸縮支架優(yōu)化支護(hù)技術(shù)有效解決了揭露采空巷道及采空區(qū)段錯(cuò)車硐室2的圍巖控制難題。

5 結(jié) 論

1)錯(cuò)車硐室2巷道頂板支承壓力場(chǎng)分布隨煤柱寬度的減小發(fā)生改變。隨煤柱寬度的減小，支承壓力峰值點(diǎn)由巷道保護(hù)煤柱幫逐漸向井底煤柱幫轉(zhuǎn)移，當(dāng)煤柱寬度為5.5 m時(shí)，支承壓力峰值點(diǎn)位于巷道上方。因此，巷道圍巖的應(yīng)力環(huán)境惡化及砌墻支護(hù)強(qiáng)度低是錯(cuò)車硐室2圍巖變形及支護(hù)系統(tǒng)失效的主要原因。

2)建立了錯(cuò)車硐室2完全沿空段的基本頂力學(xué)分析模型，得到維持?jǐn)嗔鸦卷攷r塊B懸臂狀態(tài)時(shí)，兩幫砌墻受力分別為640 kN、70 kN。

3)U型鋼可伸縮支架支護(hù)系統(tǒng)包含29U型鋼、拱肩連接構(gòu)件、水泥背板、架間連桿及壁后充填緩沖材料，能夠在實(shí)現(xiàn)支架受力均勻維持其支撐強(qiáng)度的同時(shí)構(gòu)建巷道空間。監(jiān)測(cè)結(jié)果表明，U型鋼可伸縮支架能夠?qū)衣恫煽諈^(qū)段錯(cuò)車硐室2提供有效支護(hù)，并為相似條件下的巷道支護(hù)提供技術(shù)借鑒。

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Failure mechanism of roadway surrounding rock in integration mine and its support optimization

GAO Mingming

(Faculty of Resource & Safety Engineering，China University of Mining & Technology(Beijing)，Beijing 100083，China)

Aiming at the surrounding rock control problems such as continuous deformation of roadway and failure of original support cause by the width decrease of coal pillar when expose the gob during roadway driving in integration mine，the roof structure and the distribution of stress field of the gob side entry with different width coal pillar were analyzed，and the variation of the position of the peak abutment pressure with the width of coal pillar were understood.The main reason for the failure of the original supporting of roadway is that the stress environment of surrounding rock is poor and the supporting strength is low.Furthermore，the stress distribution of surrounding rock in different roadway sections was analyzed through numerical simulation，and the U type steel telescopic arch support was proposed to optimize the section of the original rectangular tunnel.The roadway space was constructed combined with cement backboard and filling cushion material.The monitoring results show that in recent two years the surface displacement value is 0，and the roadway shotcrete stay intact.The monitoring results shows that it is reasonable and feasible to use the U type steel telescopic arch support for the optimization of roadway support during exposed gob section，which provides technical reference for tunnel support under similar geological conditions.

integration mine；gob-side entry；failure mechanism；U type steel telescopic arch support；support optimization

2017-03-10 責(zé)任編輯：劉艷敏

國(guó)家自然科學(xué)基金項(xiàng)目資助(編號(hào)：51234005，51504259)；中央高校基本科研業(yè)務(wù)費(fèi)專項(xiàng)資金項(xiàng)目資助(編號(hào)：2010QZ06)

郜明明(1992-)，男，安徽淮北人，碩士研究生，主要從事礦山壓力及控制方面的研究，E-mail：g1054605798@163.com。

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1004-4051(2017)07-0105-06