鄭 陽,楊龍威,楊世府
(1.青島市技師學(xué)院,山東 青島 266000;2. 中國礦業(yè)大學(xué)(北京) 能源與礦業(yè)學(xué)院,北京100083)
近年來,隨著我國煤礦開采深度的增加,“五高兩擾動”等[1]技術(shù)問題日益突出,深部軟巖巷道隨之迎來頂板、底鼓、水、松動圈較大、地應(yīng)力復(fù)雜、非對稱線性大變形等[2-3]一系列災(zāi)害,增加了對深部資源開采的難度。井底車場是礦井的樞紐,擔(dān)負(fù)任務(wù)多,為滿足全礦井的各類需求,其開挖硐室較多且距離近,因此造成鄰近硐室群及巷道圍巖破壞嚴(yán)重[4]。針對松軟破碎硐室群破壞問題,康紅普等提出了一種深孔高壓注漿組合支護(hù)技術(shù)[5];何滿潮等根據(jù)現(xiàn)場觀測提出對交叉硐室按照不同開挖順序以減少其變形破壞[6];趙呈星等提出了混凝土噴射+注漿錨桿/錨索聯(lián)合支護(hù)方案[7]對回風(fēng)石門進(jìn)行修復(fù);鄧廣哲等針對深部軟巖大變形巷道提出了錨注一體化支護(hù)技術(shù),能夠有效控制圍巖大變形[8];潘浩等對深部水倉硐室群圍巖偏應(yīng)力進(jìn)行了分析并提出采用強(qiáng)力錨網(wǎng)索和厚層U 型混凝土聯(lián)合支護(hù)技術(shù)[9];楊仁樹等針對支護(hù)復(fù)雜巖層大斷面硐室群提出“強(qiáng)柱固底”的加固支護(hù)方案[10]。姜鵬飛等在引進(jìn)自主研發(fā)的基礎(chǔ)上,形成了包括支護(hù)材料與構(gòu)件等一體的錨架充協(xié)同控制技術(shù)[11]。此外,還有眾多學(xué)者通過彈性力學(xué)方法分析頂板破斷規(guī)律,提出了針對破壞巷道的聯(lián)合支護(hù)方式[12-14],對巷道圍巖控制起到關(guān)鍵性作用。康紅普對煤礦巷道支護(hù)加固材料與構(gòu)件之間存在的問題進(jìn)行了分析,并指明了下一步研究方向。
以上學(xué)者針對深部軟巖受損巷道提出了眾多可靠的支護(hù)手段,然而,對于深部高應(yīng)力破碎頂板鄰近硐室群破壞巷道,缺乏針對性研究其破壞機(jī)理及支護(hù)方式。本文通過現(xiàn)場觀測及數(shù)值模擬,分析五陽礦擴(kuò)區(qū)井底車場北側(cè)鄰近硐室群變形破壞機(jī)理,運(yùn)用FLAC3D 數(shù)值模擬軟件模擬在硐室開挖后巷道圍巖變形情況,提出注錨一體化加固技術(shù)對破壞巷道進(jìn)行支護(hù)及修復(fù),以確保深井大斷面硐室群圍巖長期穩(wěn)定。
五陽煤礦隸屬山西潞安,產(chǎn)量為3.0 Mt/a,井底車場擴(kuò)區(qū)工程在天倉向斜軸部,長約15 km,擴(kuò)區(qū)工程內(nèi)長4 km,呈緩“S”型展布。
各硐室布置在井底車場北側(cè),依次為操控硐室、液壓站室、拉緊硐室。其中操控硐室斷面寬×高=5500 mm×4850 mm,掘進(jìn)斷面積23.43 m2;液壓站室斷面寬×高=5500 mm×3850 mm,掘進(jìn)斷面積23.74 m2;拉緊硐室寬×高=3200 mm×3200 mm,掘進(jìn)斷面積9.14 m2,形成了大斷面硐室群,相互影響。井底連接處平面布置如圖1 所示。
圖1 井底連接處平面示意Fig.1 Bottom-hole connection plan
擴(kuò)區(qū)井底車場位于3 號煤層下方約26 m 處,巷道穿過的巖層有砂質(zhì)泥巖、中粒砂巖、泥巖。巖層破碎,整體穩(wěn)定性較差且層理發(fā)育,劃分為Ⅴ級不穩(wěn)定巖體。巷道煤巖層及地層綜合柱狀圖如圖2所示。
擴(kuò)區(qū)井底車場新建硐室群開挖后,由于巷道穿過砂質(zhì)泥巖、薄層泥巖等穩(wěn)定性較差、巖體破碎、層理發(fā)育的巖層,導(dǎo)致在掘進(jìn)巷道時(shí)片幫、冒頂現(xiàn)象頻頻出現(xiàn)。頂板最大冒落高度超出原有設(shè)計(jì)巷道掘進(jìn)高度的1200 mm,平均冒頂高度在600 ~800 mm,巷道成型極差。
掘進(jìn)巷道埋深約760 m,導(dǎo)致地壓大,其井底連接處開口處砌碹支護(hù)段混凝土出現(xiàn)局部開裂、掉皮掉渣現(xiàn)象。
局部地區(qū)頂板來壓較大,導(dǎo)致多根錨索崩斷,錨具退錨失效,且一次支護(hù)段噴漿層不同程度發(fā)生裂縫、掉塊及墻部開裂脫落。
擴(kuò)區(qū)井底車場北側(cè)繞道段巖層為泥巖、泥巖和砂質(zhì)泥巖互層,巖性較軟,在掘進(jìn)時(shí)頻繁發(fā)生片幫冒頂。
綜上,破壞巷道在支護(hù)完畢4 個(gè)月后,凈尺寸最小點(diǎn)僅比設(shè)計(jì)凈尺寸大180 mm,巷道內(nèi)噴漿層開裂較為嚴(yán)重。
擴(kuò)區(qū)井底車場硐室原支護(hù)方式采用錨網(wǎng)索噴+雙鋼筋梯子梁+鋼筋混凝土砌碹支護(hù)(操控硐室和液壓站室),錨網(wǎng)索噴+雙鋼筋梯子梁支護(hù)(拉緊硐室)。
采用支護(hù)方案后,硐室群圍巖仍發(fā)生較為嚴(yán)重的變形,修護(hù)困難,對圍巖穩(wěn)定性控制效果欠佳。
(1) 根據(jù)礦井設(shè)計(jì)資料,對擴(kuò)區(qū)井底車場硐室群進(jìn)行數(shù)值模擬建立,如圖3 所示。
圖3 硐室群有限元模型Fig.33D finite element model of cavern group
(2) 模型尺寸。模型長80.0 m,寬4.2 m,高69.0 m,巷道斷面為半圓拱形,巷道穿過中粒砂巖和砂質(zhì)泥巖,頂?shù)装鍨樯百|(zhì)泥巖和泥巖。
(3) 參數(shù)賦值。模型水平方向固定,底部邊界固定,上邊界施加均布載荷,原巖應(yīng)力按照計(jì)算,模型上邊界施加19 MPa 壓應(yīng)力,側(cè)壓系數(shù)取1.2,重力加速度取10 m/s2,根據(jù)五陽礦擴(kuò)區(qū)井底車場附近圍巖地質(zhì)條件,固定除上邊界外各邊界計(jì)算,使模型達(dá)到平衡狀態(tài)。
根據(jù)現(xiàn)場觀測結(jié)合數(shù)值模擬對硐室群開挖后破壞情況進(jìn)行分析。
開挖巷道埋深為-760 m,垂直方向施加20.5 MPa 的均布載荷,水平方向施加24.6 MPa 的均布載荷,施加重力場后進(jìn)行開挖分析。初始開挖后巷道垂直應(yīng)力分布如圖4 所示,巷道圍巖塑性區(qū)破壞如圖5 所示。
由圖4 可知,硐室群巷道開挖后,由于頂?shù)装宕怪睉?yīng)力集中,導(dǎo)致其頂板破壞嚴(yán)重,且由于該硐室群埋深大,存在水平應(yīng)力作用,導(dǎo)致在巷道周圍有集中應(yīng)力的產(chǎn)生。
圖4 初始開挖硐室群垂直應(yīng)力Fig.4 Initial excavation chamber group vertical stress
由圖5 可知,位于擴(kuò)區(qū)井底車場的操控硐室與液壓站室距離僅為3.5 m,導(dǎo)致其塑性區(qū)破壞嚴(yán)重,巷道周圍存在較薄松動圈,在松動圈后出現(xiàn)范圍較大塑性區(qū)疊加區(qū),兩硐室開挖后互相影響,頂板塑性區(qū)破壞深度達(dá)3.1 m,兩幫達(dá)到4.4 m,底板破壞范圍較小,對巷道圍巖控制影響不大,鄰近硐室間窄巖柱塑性區(qū)破壞較大且受擠壓變形嚴(yán)重。
圖5 巷道圍巖塑性區(qū)破壞Fig.5 Plastic zone failure of surrounding rock of roadway
通過數(shù)值分析,結(jié)合現(xiàn)場實(shí)際,導(dǎo)致硐室群破壞主要原因有4 個(gè):①鄰近硐室間距過小,硐室間煤柱過窄,且受兩側(cè)硐室集中應(yīng)力影響導(dǎo)致破壞嚴(yán)重;②硐室群位于擴(kuò)區(qū)井底車場,服務(wù)年限長,支護(hù)困難,無法長時(shí)間服務(wù)礦井;③五陽礦擴(kuò)區(qū)井底車場鄰近硐室群巷道圍巖復(fù)雜、穿層較多,圍巖巖性由軟到硬,導(dǎo)致巷道頂?shù)装鍛?yīng)力分布復(fù)雜,且施工難度大;④新建擴(kuò)區(qū)井底車場構(gòu)造復(fù)雜,附近開挖工作較多,容易造成采動影響,不利于硐室群穩(wěn)定。
錨桿支護(hù)應(yīng)盡量一次支護(hù)就能有效控制圍巖變形,避免二次支護(hù)以及維護(hù)巷道。巷道圍巖一旦揭露立即支護(hù),效果最佳,在已發(fā)生離層、破壞的圍巖中安裝錨桿,支護(hù)效果會受到顯著影響。錨桿索一次支護(hù)方案如圖6 所示。
圖6 原支護(hù)方案Fig.6 Original support plan
(1) 支護(hù)材料。錨桿采用MSGW-500/22 mm×2400 mm 高強(qiáng)樹脂錨桿,錨索材料為SKP22-1×19/1860,長度為8300 mm。
(2) 錨固材料。錨桿配用MSK2335 和MSZ2360 型樹脂錨固劑,拱形高強(qiáng)度托盤。
(3) 支護(hù)施工。錨桿間排距800 mm×800 mm,預(yù)應(yīng)力不小于80 kN;錨索間排距為1600 mm×800 mm,預(yù)應(yīng)力不低于150 kN。
根據(jù)礦井原數(shù)據(jù)資料進(jìn)行數(shù)值分析,其錨桿軸向力云圖及圍巖最大主應(yīng)力云圖如圖7、圖8 所示。
圖7 錨桿索軸向應(yīng)力云圖Fig.7 Axial stress cloud diagram of anchor cable
圖8 一次支護(hù)最大主應(yīng)力云圖Fig.8 Cloud diagram of maximum principal stress of primary
針對概礦破壞巷道,頂板破壞較為嚴(yán)重,原支護(hù)方案中錨桿索預(yù)應(yīng)力不足以控制上覆圍巖荷載。
支護(hù)體系無法形成壓縮承載拱結(jié)構(gòu),無法與圍巖形成承載整體,從而對上覆巖層支撐達(dá)不到理想效果。
針對五陽礦硐室群巷道破壞情況,結(jié)合原支護(hù)方案,提出注錨一體化加固技術(shù)對其破壞巷道進(jìn)行二次加強(qiáng)支護(hù),支護(hù)方案如圖9 所示。
圖9 加強(qiáng)支護(hù)方案圖Fig.9 Reinforcement support scheme drawing
(1) 錨桿采用MSGW-500/22×2400 mm 高強(qiáng)樹脂錨桿,錨索材料為SKP22-1×19/1860,長度為8300 mm,注漿錨索采用SKZ29-1/1770-6600,長度為9300 mm。
(2) 每排錨桿數(shù)目確定為16 個(gè),錨索為7個(gè),注漿錨索為8 個(gè)。
(3) 錨桿預(yù)應(yīng)力不低于100 kN,錨索預(yù)應(yīng)力不低于200 kN。
根據(jù)分析,五陽礦擴(kuò)區(qū)井底車場鄰近硐室群原支護(hù)方案無法保障礦井安全高效生產(chǎn),采用加強(qiáng)支護(hù)方案后數(shù)值模擬分析如圖10 所示。
圖10 加強(qiáng)支護(hù)最大主應(yīng)力云圖Fig.10 Cloud diagram of maximum principal stress of strengthened support
(1) 采用加強(qiáng)支護(hù)方案后,在錨桿支護(hù)區(qū)內(nèi)距巷道頂板1.4 m 內(nèi)形成完整壓縮承載拱結(jié)構(gòu),在錨索支護(hù)區(qū)5m 內(nèi)形成完整承載壓縮拱。
(2) 中空注漿錨索全長錨固后,在距離巷道9.5 m 內(nèi)形成較為完整支護(hù)承載結(jié)構(gòu),對深層巷道圍巖起到較好的控制作用。
在采用加強(qiáng)支護(hù)方案后,在井下布置測點(diǎn),分別對修復(fù)后硐室群巷道頂板、底板、兩幫移近量進(jìn)行監(jiān)測。巷道圍巖收斂量如圖11 所示。
圖11 巷道圍巖收斂量Fig.11 Convergence of roadway surrounding rock
在使用加強(qiáng)支護(hù)方案后,井下觀測60 d,對兩幫、拱頂以及底板收斂量進(jìn)行記錄,可以得出:在使用加強(qiáng)支護(hù)方案30 d 左右,頂板收斂量達(dá)到峰值140 mm 后趨于穩(wěn)定,底板收斂量達(dá)到峰值120 mm 后趨于穩(wěn)定,40 d 后兩幫收斂量達(dá)到峰值130 mm 后趨于穩(wěn)定。
(1) 通過數(shù)值模擬對支護(hù)前后方案對比分析得出:①原支護(hù)方案支護(hù)使用后無法與上覆巖層形成承載結(jié)構(gòu),對巷道變形起不到關(guān)鍵控制作用;②使用加強(qiáng)支護(hù)方案后,可與圍巖形成三級承載結(jié)構(gòu),即淺層壓縮拱(1.4 m)、中層壓縮拱(5.0 m)及深層支護(hù)承載結(jié)構(gòu)(9.5 m),能夠有效提高圍巖體強(qiáng)度值,控制圍巖變形破壞。
(2) 加強(qiáng)支護(hù)方案對鄰近硐室群間窄巖柱應(yīng)力集中現(xiàn)象有大幅削減,巖柱殘余強(qiáng)度與峰值強(qiáng)度得到提高,控制了整體巷道片幫、起底、冒頂?shù)葹?zāi)害。
(3) 采用注錨一體化控制技術(shù),改加長錨索為注漿錨索,進(jìn)一步對深部圍巖形成拱結(jié)構(gòu),且將頂板及兩幫最大收斂量分布控制在140 mm 和130 mm 左右,底板最大收斂量控制在120 mm,縮短變形周期,利于井底車場硐室群服務(wù)于礦井生產(chǎn)。