謝生榮,王 恩,陳冬冬,蔣再勝,李 輝,劉瑞鵬
(1.中國礦業(yè)大學(xué)(北京) 能源與礦業(yè)學(xué)院,北京 100083;2.中國礦業(yè)大學(xué)(北京) 共伴生能源精準(zhǔn)開采北京市重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室,北京 100083)
隨著煤礦開采深度的不斷增加,深部煤巖體力學(xué)環(huán)境與組織結(jié)構(gòu)及其基本力學(xué)行為使得深部巷道圍巖呈現(xiàn)總變形量大、收斂速率快、持續(xù)變形時(shí)間長及支護(hù)系統(tǒng)損毀等強(qiáng)礦壓特征,導(dǎo)致深部巷道常年不間斷擴(kuò)刷整修已成為常態(tài)。深部巷道礦壓顯現(xiàn)特征與其外部工程環(huán)境、內(nèi)部巖性結(jié)構(gòu)、擾動(dòng)應(yīng)力與位移場(chǎng)、支護(hù)模式等有著密切的關(guān)系。針對(duì)深部煤巷圍巖控制理論與工程實(shí)踐問題,國內(nèi)外學(xué)者從采礦工程、工程地質(zhì)、巖體力學(xué)等學(xué)科不同視角,采用調(diào)查研究、理論分析、實(shí)驗(yàn)研究和數(shù)值模擬等方法對(duì)深部煤巷礦壓顯現(xiàn)特征及其影響因素、大變形規(guī)律和巷道維護(hù)特點(diǎn)、頂幫破壞失穩(wěn)及力學(xué)機(jī)制、圍巖控制理論與技術(shù)等方面進(jìn)行了有益的探索。在深部巷道圍巖綜合控制技術(shù)中卸壓控制已成為實(shí)現(xiàn)巷道圍巖長時(shí)有效控制的關(guān)鍵技術(shù)方向之一,目前主要有時(shí)空上避開高應(yīng)力區(qū)、預(yù)裂采場(chǎng)上覆關(guān)鍵巖層、支護(hù)系統(tǒng)自身讓壓及二次支護(hù)、卸壓巷道、煤層鉆孔與深孔預(yù)裂爆破等卸壓控制方法,并在不同深部環(huán)境下實(shí)踐成功。卸壓控制的本質(zhì)是釋放或轉(zhuǎn)移部分集中應(yīng)力,即通過改善巷道圍巖應(yīng)力狀態(tài)實(shí)現(xiàn)穩(wěn)定性控制。
試驗(yàn)礦井深部12采區(qū)集中泵站硐室采用強(qiáng)力錨桿索支護(hù)系統(tǒng)、注漿加固等高強(qiáng)綜合控制技術(shù)后,仍無法避免支護(hù)系統(tǒng)損毀及圍巖持續(xù)大變形現(xiàn)象,僅是將擴(kuò)刷整修間隔時(shí)間延長,導(dǎo)致支護(hù)成本居高不下,嚴(yán)重制約了礦井安全高效生產(chǎn);同時(shí),試驗(yàn)巷道即將經(jīng)歷相鄰大采高工作面的強(qiáng)采動(dòng)影響。鑒于此,礦方主要有以下2種方案可供選擇:① 保留現(xiàn)有巷道,將21215工作面留設(shè)保護(hù)煤柱尺寸加寬,但面臨強(qiáng)采動(dòng)影響下煤巷無法及時(shí)擴(kuò)刷整修的問題;② 重新選址掘巷,將煤巷內(nèi)供液設(shè)備搬離至新巷道;上述2種方案經(jīng)濟(jì)損失均比較大。針對(duì)此現(xiàn)狀,筆者提出外錨-內(nèi)卸協(xié)同控制技術(shù)抵御強(qiáng)采動(dòng)大斷面煤巷圍巖大變形,煤巷淺部強(qiáng)化錨固提升了錨固區(qū)圍巖結(jié)構(gòu)力學(xué)性能,兩幫應(yīng)力高峰區(qū)內(nèi)部造穴為深部煤體持續(xù)向巷道空間運(yùn)移提供讓壓補(bǔ)償空間,研究成果對(duì)發(fā)展完善深部巷道圍巖控制體系具有重要科學(xué)價(jià)值。
試驗(yàn)礦井12采區(qū)集中供液泵站硐室位于2號(hào)煤層12采區(qū)21215工作面設(shè)計(jì)終采線與12采區(qū)三條大巷之間,距離相鄰21215大采高工作面設(shè)計(jì)終采線及12采區(qū)軌道巷均為75 m(圖1),主要服務(wù)于12采區(qū)各回采工作面,預(yù)計(jì)服務(wù)時(shí)間仍有7~8 a。硐室斷面為寬5.0 m×高3.0 m的大斷面矩形巷道,沿煤層頂板布置。煤層埋深約660 m,煤層平均厚度5.4 m,平均傾角為5°。2號(hào)煤層直接頂為2.32 m的粉砂巖,基本頂為8.90 m細(xì)砂巖,直接底為1.06 m細(xì)砂巖,基本底為1.27 m粉砂巖。
21215大采高工作面回采之前,與21215工作面設(shè)計(jì)終采線距離超過150 m的12采區(qū)3條大巷受相鄰工作面回采擾動(dòng)影響后多次發(fā)生大變形破壞(圖2)。據(jù)統(tǒng)計(jì),12采區(qū)3條大巷每半年不得不擴(kuò)刷修復(fù)以滿足巷道的正常使用,造成巷道維護(hù)成本明顯升高。未受21215大采高回采工作面擾動(dòng)影響時(shí),試驗(yàn)煤巷兩幫圍巖常年發(fā)生持續(xù)性變形,每半年至一年時(shí)間需對(duì)其進(jìn)行擴(kuò)刷修復(fù)(圖3(a)),以維持巷道基本運(yùn)行。21215大采高工作面回采過程中,位于工作面終采線與試驗(yàn)煤巷之間處于同一水平的運(yùn)架通道已完全閉合,工作面前方區(qū)段運(yùn)輸平巷圍巖移近量觀測(cè)結(jié)果如圖3(b)所示。由圖3(b)可知,21215大采高工作面回采過程中前方130 m范圍內(nèi)兩幫移近量均超過1.0 m,由此看出,受21215大采高回采工作面的劇烈動(dòng)壓擾動(dòng)影響,超前段巷道圍巖礦壓顯現(xiàn)劇烈,且圍巖受擾動(dòng)影響范圍遠(yuǎn)超過130 m,因此,強(qiáng)采動(dòng)影響是現(xiàn)階段煤巷的重要特征。
圖1 12采區(qū)集中泵站硐室布置Fig.1 Chamber layout of centralized pumping station in No.12 mining area
圖2 12采區(qū)大巷變形破壞圖Fig.2 Deformation of main roadway in No.12 mining area
圖3 21215工作面周圍巷道圍巖變形量觀測(cè)結(jié)果Fig.3 Observation results of roadway deformation around 21215 coal face
綜上分析得出,當(dāng)21215工作面回采至設(shè)計(jì)終采線時(shí),試驗(yàn)煤巷在大采高工作面強(qiáng)采動(dòng)影響下必將發(fā)生更大范圍的破壞。鑒于此,在相鄰大采高工作面推進(jìn)至設(shè)計(jì)終采線前,不得不采取有效控制措施抵御煤巷圍巖變形,以保障煤巷在12采區(qū)待回采工作面生產(chǎn)過程中的繼續(xù)使用。
(1)深部復(fù)雜地質(zhì)條件。試驗(yàn)礦井深部煤巷圍巖應(yīng)力場(chǎng)復(fù)雜、煤體蠕變及煤層表現(xiàn)出典型的松軟、破碎等特征,易導(dǎo)致煤巷圍巖大變形,使其總體呈現(xiàn)變形量大、承載能力差、整體來壓快、持續(xù)變形時(shí)間長等特征,煤巷圍巖控制難度增大,試驗(yàn)煤巷周圍巷道變形破壞如圖4所示。
(2)工作面強(qiáng)采動(dòng)影響。未受相鄰工作面擾動(dòng)影響時(shí),試驗(yàn)煤巷兩幫圍巖常年發(fā)生持續(xù)大變形破壞,不間斷擴(kuò)刷整修已是煤巷維護(hù)的必要措施;21215大采高工作面的動(dòng)壓擾動(dòng)影響范圍遠(yuǎn)超過130 m(圖3),而工作面設(shè)計(jì)終采線距離煤巷僅為75 m,因此試驗(yàn)煤巷必將經(jīng)歷相鄰大采高工作面的強(qiáng)采動(dòng)影響,強(qiáng)動(dòng)壓影響下極易引起大變形破壞,甚至發(fā)生災(zāi)害性事故。
(3)大斷面引起煤巷圍巖應(yīng)力和變形增大。試驗(yàn)煤巷為寬5.0 m×高3.0 m的大斷面矩形巷道,研究結(jié)果表明,巷道斷面增加使頂應(yīng)力和變形呈平方和立方關(guān)系增長,圍巖易開裂且破碎范圍顯著增大,淺部錨桿索錨固力得不到保證,導(dǎo)致煤巷圍巖控制難度大。
圖4 軟碎煤體巷道變形破壞示意Fig.4 Deformation of soft-broken coal roadway
針對(duì)試驗(yàn)煤巷受相鄰大采高工作面強(qiáng)動(dòng)壓擾動(dòng)影響下圍巖大變形現(xiàn)象,提出采取外錨-內(nèi)卸協(xié)同控制技術(shù)抵御強(qiáng)采動(dòng)煤巷圍巖變形及破壞。
煤巷淺部圍巖采取頂幫高強(qiáng)高預(yù)緊力長錨索配套雙股鋼筋梯子梁-頂幫注漿改性-巷內(nèi)雙排單體支柱等聯(lián)合控制技術(shù),如圖5所示。
圖5 煤巷淺部圍巖外錨原理Fig.5 External-anchor principle in shallow coal roadway
將煤巷圍巖劃分為:錨桿預(yù)應(yīng)力錨固圈(A區(qū));高強(qiáng)錨索梁桁架錨固圈(B區(qū));頂幫注漿擴(kuò)散圈(C區(qū)),3個(gè)區(qū)域共同組成錨索注強(qiáng)化承載結(jié)構(gòu)圈。
注漿后漿液進(jìn)入C區(qū)域圍巖內(nèi)部微小裂隙,將松散、破碎、軟弱煤體充填固結(jié)密實(shí),進(jìn)而改善圍巖力學(xué)參數(shù),提高C區(qū)域圍巖強(qiáng)度和錨索錨固力?;趶?qiáng)化淺部圍巖結(jié)構(gòu)力學(xué)性能,由頂幫傾斜錨索及鋼筋梯子梁共同組成的“錨索梁桁架”結(jié)構(gòu)能有效控制頂板及兩幫淺部錨固區(qū)圍巖,強(qiáng)化大斷面煤巷深部圍巖支護(hù)圈。巷內(nèi)雙排單體柱可形成頂?shù)装咫p向強(qiáng)支撐結(jié)構(gòu),煤巷空間上方巖層重力由巷內(nèi)單體支柱與兩幫注漿錨索錨固煤巖體共同承擔(dān),雙排單體支柱與圍巖共同組成一個(gè)承載結(jié)構(gòu)體系,有效抵御強(qiáng)采動(dòng)期間大斷面軟碎煤體巷道圍巖大變形?;趶?qiáng)主動(dòng)支護(hù)-注漿改性形成圍巖錨索注強(qiáng)化承載結(jié)構(gòu)圈,改善巷道近表圍巖的應(yīng)力狀態(tài),且控制圍巖裂隙產(chǎn)生、擴(kuò)展與貫通,大幅提升了煤巷淺部錨固體結(jié)構(gòu)強(qiáng)度,為開展內(nèi)部造穴卸壓創(chuàng)造了良好的施工環(huán)境。
內(nèi)部卸壓方法是在巷道兩幫煤體內(nèi)部應(yīng)力高峰區(qū)進(jìn)行造穴的卸壓技術(shù),主要包括:① 確定巷道兩幫卸壓鉆孔位置及鉆孔深度;② 在淺部小直徑鉆孔內(nèi)置入鋼管形成圍巖內(nèi)強(qiáng)主動(dòng)支護(hù)結(jié)構(gòu);③ 在煤幫應(yīng)力高峰區(qū)內(nèi)形成大孔洞卸壓空間。巷道兩幫煤體內(nèi)部造穴卸壓孔布置如圖6所示。內(nèi)部卸壓技術(shù)原理具有以下特征:① 內(nèi)部大孔洞造穴卸壓:在煤巷深部應(yīng)力高峰區(qū)內(nèi)造穴形成大直徑卸壓孔洞群,且卸壓孔遠(yuǎn)離巷道淺部承載結(jié)構(gòu)體圍巖;② 不破壞淺部錨固區(qū)圍巖結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性:巷道淺部鉆孔內(nèi)全長鋼管加固可保護(hù)錨固區(qū)圍巖結(jié)構(gòu)不被鉆孔弱化,避免因淺部鉆孔的卸壓作用破壞巷道圍巖的穩(wěn)定性,同時(shí)可在淺部錨固區(qū)圍巖形成強(qiáng)主動(dòng)支撐結(jié)構(gòu),因此內(nèi)部卸壓后巷道淺部圍巖仍可發(fā)揮良好的承載能力;③ 原支承壓力峰值向深部轉(zhuǎn)移:基于巷幫煤體內(nèi)部應(yīng)力高峰區(qū)開挖卸壓孔形成弱結(jié)構(gòu)卸壓帶并吸收圍巖高應(yīng)力,將巷道應(yīng)力集中區(qū)圍巖的塑化運(yùn)移轉(zhuǎn)移至內(nèi)部造穴孔弱結(jié)構(gòu)區(qū)域,使圍巖支承壓力峰值轉(zhuǎn)移至造穴孔洞實(shí)體煤側(cè),從而實(shí)現(xiàn)對(duì)巷道圍巖卸壓。
圖6 巷道兩幫煤體內(nèi)部卸壓孔布置示意Fig.6 Layout of internal unloading holes in two sides of roadway coal body
為了實(shí)現(xiàn)深部強(qiáng)采動(dòng)大斷面煤巷圍巖穩(wěn)定,除了轉(zhuǎn)移煤巷周圍高集中應(yīng)力外,保障煤巷淺部錨固承載結(jié)構(gòu)圍巖穩(wěn)定至關(guān)重要,因此提出了外錨-內(nèi)卸協(xié)同控制技術(shù),可將該技術(shù)凝練出“固結(jié)修復(fù)、桁索強(qiáng)錨、內(nèi)卸轉(zhuǎn)移、內(nèi)外協(xié)同”等控制機(jī)理,巷道圍巖外錨-內(nèi)卸協(xié)同控制原理如圖7所示。
(1)“固結(jié)修復(fù)”。注漿提高了深部軟碎煤體圍巖自身強(qiáng)度和變形模量,有助于圍巖表面應(yīng)力擴(kuò)散,改善大斷面煤巷淺部圍巖應(yīng)力狀態(tài),有效限制塑性區(qū)的發(fā)展,提升圍巖的承載能力,有利于煤巷保持穩(wěn)定。
(2)“桁索強(qiáng)錨”?!板^索梁桁架”系統(tǒng)錨固點(diǎn)位于煤巷兩肩角深部不易被破壞的三向受壓巖體內(nèi),為發(fā)揮強(qiáng)錨固力提供了穩(wěn)固的承載基礎(chǔ),其施加的復(fù)向預(yù)應(yīng)力迫使頂幫煤巖體處于多向壓應(yīng)力狀態(tài),提高了圍巖強(qiáng)度和抗變形能力,錨索斜穿過煤幫上方最大剪應(yīng)力區(qū)且與鋼筋梯子梁聯(lián)接作用范圍大,能有效控制圍巖發(fā)生剪切破壞。
(3)“內(nèi)卸轉(zhuǎn)移”。通過在煤幫應(yīng)力高峰區(qū)布置卸壓孔洞群可大幅削弱應(yīng)力集中區(qū)圍巖強(qiáng)度,使原應(yīng)力高度集中區(qū)域圍巖變形能部分釋放,促使煤巷原支承壓力峰值轉(zhuǎn)移至卸壓孔洞實(shí)體煤側(cè),即通過內(nèi)部卸壓使應(yīng)力峰值向深部轉(zhuǎn)移,實(shí)現(xiàn)煤巷圍巖卸壓。
(4)“內(nèi)外協(xié)同”。巷道淺部圍巖強(qiáng)化錨固且小直徑鉆孔鋼管支撐加固能大幅降低煤巷錨固區(qū)煤體力學(xué)性能的劣化程度,遠(yuǎn)離錨固區(qū)的應(yīng)力高峰區(qū)布置內(nèi)部卸壓孔洞為深部煤體持續(xù)向煤巷空間運(yùn)移提供補(bǔ)償空間,外錨-內(nèi)卸協(xié)同控制技術(shù)實(shí)現(xiàn)圍巖卸壓的同時(shí),保障了淺部錨固承載區(qū)圍巖結(jié)構(gòu)不發(fā)生破壞,減少煤巷圍巖變形量。
圖7 巷道圍巖外錨-內(nèi)卸協(xié)同控制原理Fig.7 Cooperative control principle of external anchor-internal unloading in roadway surrounding rock
總之,為了維護(hù)強(qiáng)采動(dòng)煤巷圍巖穩(wěn)定,① 要進(jìn)行主動(dòng)支護(hù);② 由于主動(dòng)支護(hù)不能改變圍巖大環(huán)境,因此提出了外錨-內(nèi)卸協(xié)同控制技術(shù)。其中,外錨可限制內(nèi)卸后深部煤體向煤巷空間運(yùn)移,內(nèi)卸可為外錨提供良好的應(yīng)力環(huán)境,外錨與內(nèi)卸2者協(xié)同不僅轉(zhuǎn)移了煤巷周圍高集中應(yīng)力,也保障了淺部圍巖的穩(wěn)定性,促使大斷面煤巷長期保持穩(wěn)定,解決深部強(qiáng)采動(dòng)煤巷圍巖控制難題。
為了深入探究外錨-內(nèi)卸協(xié)同控制技術(shù)對(duì)煤巷圍巖的卸壓保護(hù)機(jī)制,開展試驗(yàn)礦井深部軟碎煤巷圍巖外錨-內(nèi)卸物理相似模擬試驗(yàn),對(duì)比分析卸壓前后煤巷圍巖應(yīng)力分布規(guī)律,揭示外錨-內(nèi)卸協(xié)同控制技術(shù)對(duì)巷道的保護(hù)機(jī)制。
模型幾何相似比為100∶1,即煤層的實(shí)際厚度為5.40 m,模擬厚度5.40 cm;模擬過程與現(xiàn)場(chǎng)開挖過程相似,要求荷載比相似、邊界條件相似、時(shí)間相似,選容重相似比為1.5∶1,設(shè)定相似開挖條件為巷道與兩側(cè)煤體內(nèi)部卸壓空間整體分步開挖。
根據(jù)物理力學(xué)參數(shù)相似原則,設(shè)定出工程煤巖體與模型物理力學(xué)參數(shù)相似比關(guān)系,轉(zhuǎn)化相似模擬材料與試驗(yàn)巷道周圍煤巖體參數(shù)關(guān)系式,=(為模型幾何相似比;為模型容重相似比;為模型物理力學(xué)參數(shù)相似比),整理得出各煤巖層的模擬厚度、容重、抗壓強(qiáng)度及分層數(shù)等,見表1。根據(jù)相似模擬材料與試驗(yàn)礦井煤巖層參數(shù)關(guān)系式,取=150。試驗(yàn)?zāi)P椭校M頂板巖層高度為11.22 m,煤層為5.40 m,底板巖層10.60 m,取上覆646.08 m巖層密度均值為2 500 kg/m,荷載約16.15 MPa,配重塊荷載為0.11 MPa。
表1 相似模型中部分煤巖層物理力學(xué)參數(shù)
根據(jù)實(shí)驗(yàn)室配比強(qiáng)度并結(jié)合相似材料配比表,確定出相似模型中各巖層材料及配比見表2。模型中巷道為50 mm×30 mm的矩形斷面,根據(jù)試驗(yàn)煤巷支護(hù)布置相一致的錨桿索支護(hù)(模擬材料為鐵絲(錨桿為16號(hào)鐵絲,錨索為14號(hào)鐵絲),通過環(huán)氧樹脂與周圍其他材料相粘合)及巷內(nèi)單體柱支護(hù)。為分析在未采取卸壓及采取卸壓措施后巷道圍巖應(yīng)力分布情況,模型鋪設(shè)過程中在巷道兩幫沿煤層頂板每隔10 mm埋設(shè)一個(gè)應(yīng)變片,利用計(jì)算機(jī)對(duì)頂板橫梁加載過程中的應(yīng)變實(shí)時(shí)動(dòng)態(tài)監(jiān)測(cè),進(jìn)而分析卸壓前后各測(cè)點(diǎn)應(yīng)力值變化。巷道兩側(cè)深處初始卸壓槽尺寸為25 mm×10 mm×10 mm(長×寬×高),其體積約2 500 mm,相似模型如圖8(a)所示。
表2 相似模型材料質(zhì)量配比
圖8 相似模型及試驗(yàn)結(jié)果Fig.8 Similarity model and test results
當(dāng)頂板經(jīng)受加載時(shí),巷道幫部卸壓槽體積隨頂板下沉變化曲線如圖8(b)所示。從圖8(b)可以看出,卸壓槽受圍巖擠壓后頂板發(fā)生彎曲下沉,底板出現(xiàn)臌起,特別是深部煤體不斷向外擠出,使卸壓槽持續(xù)被填充,卸壓槽空間持續(xù)縮??;當(dāng)頂板橫梁下移至25 mm時(shí)卸壓槽內(nèi)剩余空間約為290 mm,其變形量達(dá)到了初始卸壓槽體積的88.4%,同時(shí)保證了巷道斷面完好且未發(fā)生破壞。
巷道兩幫煤體內(nèi)部未卸壓及卸壓后轉(zhuǎn)化為原型值的圍巖應(yīng)力隨頂板橫梁加載過程變化曲線如圖8(c)所示。由圖8(c)可知,卸壓前巷道兩幫煤體深部應(yīng)力峰值約26.70 MPa;采取卸壓措施后巷道圍巖應(yīng)力為雙峰型分布,淺部6.5 m范圍內(nèi)應(yīng)力與原應(yīng)力值近似一致,但卸壓后淺部內(nèi)應(yīng)力峰值與原峰值相比明顯減小,降低幅度約33.33%;深部外應(yīng)力峰值與原峰值相比略有升高,升高幅度僅為13.30%,采取卸壓措施后實(shí)現(xiàn)了原巷道幫部應(yīng)力峰值向深部轉(zhuǎn)移,且淺部錨固承載結(jié)構(gòu)圍巖應(yīng)力不發(fā)生明顯弱化,保障了巷道淺部圍巖的穩(wěn)定性。綜合上述分析得出,在巷道兩幫煤體深部開挖卸壓孔洞對(duì)巷道卸壓調(diào)控效果顯著。
針對(duì)試驗(yàn)煤巷圍巖持續(xù)大變形不得不定期擴(kuò)刷整修的現(xiàn)象,礦方采取了頂板及兩幫高強(qiáng)高預(yù)緊力長錨索配套雙股鋼筋梯子梁-高壓注漿改性等聯(lián)合控制技術(shù)。其中頂板采用21.8 mm×10 500 mm注漿錨索配套雙股鋼筋梯子梁支護(hù),左右兩根錨索分布與頂板夾角呈75°,間排距為2.4 m×3.2 m;兩幫布置21.8 mm×6 500 mm注漿錨索配套雙股鋼筋梯子梁,其中上排錨索上仰15°及下排錨索下俯5°,間排距為1.2 m×1.6 m。煤巷每排布置2根單體柱并配合π型鋼梁支護(hù),單體柱分別距兩幫0.2 m,排距為1.0 m。
煤巷兩幫卸壓鉆孔位于幫部距離底板1.3 m并垂直于巷幫布置,外部小孔直徑約133 mm;考慮到錨索長度為6.5 m且內(nèi)部造穴對(duì)圍巖結(jié)構(gòu)的弱化作用,為了不破壞淺部錨索錨固區(qū)圍巖,現(xiàn)場(chǎng)施工時(shí)需使最終形成的內(nèi)部造穴孔外端距巷幫約10 m,內(nèi)部大直徑造穴孔深5.0 m,每孔出煤量3~4 m,兩幫卸壓孔排距為4.0 m;受限于設(shè)備,深部造穴孔洞直徑約1 m,煤巷兩幫圍巖卸壓鉆孔布置如圖9所示。為了防止造穴沖孔對(duì)煤巷兩幫淺部錨固體內(nèi)煤體的破壞,首先對(duì)淺部10 m范圍內(nèi)小直徑鉆孔置入直徑為127 mm的地質(zhì)鋼管并在管壁外側(cè)注漿固結(jié),保障了淺部圍巖結(jié)構(gòu)不被外側(cè)小直徑鉆孔弱化,待造穴完成后及時(shí)封孔。
圖9 卸壓鉆孔布置Fig.9 Layout of unloading hole
為了分析采取外錨-內(nèi)卸協(xié)同控制技術(shù)后煤巷圍巖應(yīng)力分布規(guī)律及卸壓效果,構(gòu)建試驗(yàn)礦井深部煤巷圍巖FLAC數(shù)值模型。卸壓孔延伸方向?yàn)檩S(取80 m),煤巷軸向?yàn)檩S(取100 m),豎直方向?yàn)檩S(取80 m)。頂邊界應(yīng)力約束,左右邊界方向速度為0,前后邊界方向速度為0,底邊界,,方向速度均為0,側(cè)壓系數(shù)為1.2。采用Mohr-Coulomb模型作為煤巷圍巖變形破壞的本構(gòu)模型,巖層力學(xué)參數(shù)見表3。
基于上述內(nèi)部造穴卸壓參數(shù),模擬了大斷面煤巷淺部錨固后未卸壓及卸壓后圍巖垂直應(yīng)力分布云圖及曲線對(duì)比,結(jié)果如圖10所示。
表3 巖層力學(xué)參數(shù)
圖10 煤巷卸壓前后圍巖應(yīng)力分布Fig.10 Stress distribution before and after unloading
內(nèi)部卸壓后煤巷兩幫圍巖可劃分為3個(gè)區(qū)域,分別為錨固承載區(qū)(造穴孔與巷道間的圍巖,包括內(nèi)應(yīng)力峰值)、造穴弱結(jié)構(gòu)緩沖區(qū)(5 m造穴范圍內(nèi)圍巖)及高應(yīng)力轉(zhuǎn)移區(qū)(深部應(yīng)力峰值區(qū))。由圖10明顯可以看出:① 內(nèi)部卸壓后煤巷兩幫原應(yīng)力峰值明顯向深部轉(zhuǎn)移,轉(zhuǎn)移后的應(yīng)力峰值約30.92 MPa,其位置向深部轉(zhuǎn)移了8.0 m;② 卸壓后煤巷淺部6.5 m范圍內(nèi)錨固區(qū)圍巖應(yīng)力與未卸壓時(shí)近似保持一致;③ 煤巷卸壓后內(nèi)應(yīng)力峰值與原峰值相比明顯降低,降幅達(dá)26%,且處于原應(yīng)力高峰區(qū)內(nèi)的圍巖應(yīng)力在卸壓后明顯降低,由此說明采取內(nèi)部卸壓措施顯著改善了大斷面煤巷圍巖應(yīng)力狀態(tài),保障了煤巷淺部錨索錨固承載結(jié)構(gòu)圍巖不發(fā)生破壞,驗(yàn)證了上述內(nèi)部造穴卸壓參數(shù)的合理性,揭示了大斷面煤巷外錨-內(nèi)卸協(xié)同控制技術(shù)對(duì)于維護(hù)圍巖穩(wěn)定性的重要作用。
為了評(píng)估外錨-內(nèi)卸協(xié)同控制技術(shù)對(duì)抵御強(qiáng)采動(dòng)影響下煤巷兩幫圍巖大變形的控制效果,現(xiàn)場(chǎng)設(shè)置多個(gè)測(cè)站對(duì)煤巷兩幫圍巖移近量及錨索受力進(jìn)行礦壓觀測(cè)。
兩幫圍巖移近量
圖11 煤巷卸壓前后兩幫圍巖移近量曲線Fig.11 Deformation curves of surrounding rock of two sidesbefore and after unloading of the coal roadway
由圖11煤巷卸壓前后兩幫圍巖移近量變化曲線(圖中3條豎線表示各個(gè)測(cè)站實(shí)際造穴完成時(shí)間)可知:受鄰近21215大采高工作面回采擾動(dòng)影響,淺部圍巖強(qiáng)化錨固后兩幫圍巖移近量仍呈一定的增加趨勢(shì);當(dāng)煤巷兩幫采取內(nèi)部卸壓措施后,煤巷兩幫圍巖移近速率顯著降低,即造穴卸壓明顯改變了兩幫圍巖位移變化規(guī)律。當(dāng)21215大采高工作面回采至設(shè)計(jì)停采線(距煤巷距離為75 m)附近時(shí)兩幫圍巖移近速率趨于穩(wěn)定,兩幫圍巖移近量近似不再增長,由此得出采取外錨-內(nèi)卸協(xié)同控制技術(shù)對(duì)抵御強(qiáng)采動(dòng)煤巷兩幫圍巖變形效果顯著。
幫部錨索受力
由圖12煤巷幫部錨索受力變化曲線(錨索受力單位kN與MPa的轉(zhuǎn)化比為5.1∶1)可以看出,初期煤巷淺部圍巖強(qiáng)化錨固后幫部最上方錨索受力均小于60 kN;中間錨索受力均小于80 kN,受相鄰大采高工作面劇烈動(dòng)壓影響下,兩幫錨索受力初期增速較快。當(dāng)煤巷兩幫煤體內(nèi)部卸壓結(jié)束后錨索受力增速明顯降低,說明在淺部圍巖錨固基礎(chǔ)上采取內(nèi)部卸壓后顯著改善了煤巷圍巖應(yīng)力狀態(tài),此時(shí)大巷幫最上方錨索及中間錨索受力均小于200 kN,且均在錨索受力合理范圍之內(nèi),煤巷圍巖趨于穩(wěn)定狀態(tài)。
圖12 煤巷卸壓前后幫部錨索受力曲線Fig.12 Stress curves of anchor cable before andafter unloading of the coal roadway
試驗(yàn)煤巷外錨-內(nèi)卸協(xié)同控制技術(shù)施工完成且圍巖穩(wěn)定后現(xiàn)場(chǎng)控制效果如圖13所示。由圖13看出:外錨-內(nèi)卸協(xié)同控制技術(shù)使強(qiáng)采動(dòng)煤巷兩幫圍巖變形量得到了明顯控制,錨索等支護(hù)構(gòu)件完好且未發(fā)生破斷及失效現(xiàn)象,巷內(nèi)單體柱穩(wěn)壓承載且未發(fā)生卸荷,深部強(qiáng)采動(dòng)大斷面軟碎煤體巷道圍巖控制效果顯著。
圖13 煤巷現(xiàn)場(chǎng)控制效果Fig.13 On-site control effect of the coal roadway
(1)針對(duì)深部軟碎煤巷在經(jīng)歷相鄰工作面強(qiáng)采動(dòng)影響下的圍巖控制難題,提出大斷面煤巷外錨-內(nèi)卸協(xié)同控制技術(shù)。煤巷淺部錨索注強(qiáng)化錨固提高了圍巖整體強(qiáng)度,保障了錨固承載結(jié)構(gòu)圍巖不被劣化;兩幫煤體內(nèi)部應(yīng)力高峰區(qū)大孔洞造穴卸壓使深部煤巖變形向卸壓孔洞群轉(zhuǎn)移,為深部煤巖體持續(xù)向煤巷空間運(yùn)移提供讓壓補(bǔ)償空間。
(2)外錨可限制內(nèi)卸后深部煤體向煤巷空間運(yùn)移,內(nèi)卸可為外錨提供良好的應(yīng)力環(huán)境,外錨與內(nèi)卸二者協(xié)同不僅轉(zhuǎn)移了煤巷周圍高集中應(yīng)力,也保障了淺部圍巖的穩(wěn)定性,形成了“固結(jié)修復(fù)、桁索強(qiáng)錨、內(nèi)卸轉(zhuǎn)移、內(nèi)外協(xié)同”等控制機(jī)理;外錨-內(nèi)卸協(xié)同控制技術(shù)促使大斷面煤巷長期保持穩(wěn)定,解決深部強(qiáng)采動(dòng)煤巷圍巖控制難題。
(3)數(shù)值模擬結(jié)果表明,采取外錨-內(nèi)卸協(xié)同控制技術(shù)后,煤巷淺部6.5 m范圍內(nèi)錨索錨固承載結(jié)構(gòu)圍巖應(yīng)力與未卸壓時(shí)近似保持一致,內(nèi)應(yīng)力峰值與原峰值相比降幅達(dá)26%,且處于原應(yīng)力高峰區(qū)內(nèi)的圍巖應(yīng)力在卸壓后明顯降低;內(nèi)部卸壓后煤巷圍巖應(yīng)力峰值與卸壓前相比向深部轉(zhuǎn)移了8.0 m,因此采取外錨-內(nèi)卸協(xié)同控制技術(shù)顯著改善了大斷面煤巷圍巖應(yīng)力狀態(tài)。
(4)通過對(duì)煤巷兩幫圍巖變形量及錨索受力現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè),結(jié)果表明外錨-內(nèi)卸協(xié)同控制技術(shù)有效抵御了深部強(qiáng)采動(dòng)大斷面煤巷兩幫圍巖持續(xù)大變形,保障了煤巷繼續(xù)為12采區(qū)各待回采工作面服務(wù),研究成果對(duì)進(jìn)一步發(fā)展完善深部巷道圍巖控制體系具有重要科學(xué)價(jià)值。