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    煤礦巷道掘進(jìn)圍巖變形及穩(wěn)定性分析

    2023-10-19 10:34:26鄭茂瑩王興龍李政偉
    山東煤炭科技 2023年9期
    關(guān)鍵詞:錨索裂隙錨桿

    鄭茂瑩 王興龍 李政偉

    (兗煤菏澤能化有限公司趙樓煤礦,山東 菏澤 274000)

    作為井工煤礦開(kāi)采的主要載體之一,巷道數(shù)量及總長(zhǎng)逐年增長(zhǎng)。巷道因其特殊的工作用途,屬于埋深在沉積巖地層中的地下工程,與地面工程有所不同,地下深處圍巖變形大、穩(wěn)定性較差[1]。巷道掘進(jìn)工作面圍巖的穩(wěn)定性會(huì)受到多種因素的影響[2-4]。因此,在煤礦巷道掘進(jìn)過(guò)程中圍巖的變形與穩(wěn)定性監(jiān)測(cè)具有十分重要的意義。一是要保證巷道的絕對(duì)安全,這就需要支護(hù)達(dá)到理想效果;二是盡可能地保證掘進(jìn)速度,達(dá)到節(jié)約成本的目的[5]。

    本文依托趙樓煤礦7306 運(yùn)輸順槽工程項(xiàng)目,采用有限元分析手段,模擬巷道斷面尺寸和掘進(jìn)方式的改變可能對(duì)巷道圍巖變形及穩(wěn)定性造成的影響,為工程安全建設(shè)提供支撐與參考。

    1 工程概況

    7306 運(yùn)輸順槽巷道位于七采區(qū)西翼,主要用于7306 工作面通風(fēng)、設(shè)備安裝、煤炭運(yùn)輸及行人,設(shè)計(jì)使用年限5 年。依據(jù)7306 工作面地質(zhì)勘測(cè)結(jié)果,煤層平均厚度7.0 m,內(nèi)外生裂隙發(fā)育。三維地震資料顯示,7306 運(yùn)輸順槽掘進(jìn)過(guò)程中預(yù)計(jì)揭露正斷層。受斷層影響,小斷層伴生在斷層面附近,巖石較易破碎形成裂隙,在掘進(jìn)過(guò)程中應(yīng)采取措施,加強(qiáng)巷道支護(hù)。巷道頂?shù)装鍘r層力學(xué)參數(shù)見(jiàn)表1。

    表1 巷道頂?shù)装鍘r層力學(xué)參數(shù)

    2 有限元計(jì)算模型

    7306 運(yùn)輸順槽巷道最大、最小水平主應(yīng)力分別為15 MPa 和9 MPa,垂直應(yīng)力為7 MPa。巷道斷面橫截面尺寸為寬5.5 m、高4.2 m 的矩形斷面,截面面積為23.1 m2。模型尺寸確定為長(zhǎng)、寬、高分別為55.5 m、63 m 和16 m。應(yīng)力邊界設(shè)置在頂板處,模型底面和側(cè)面均設(shè)置為固定約束,上部巖層產(chǎn)生的壓力作用在頂板處。錨桿長(zhǎng)2.4 m,錨固長(zhǎng)度1.2 m;錨索長(zhǎng)6 m,錨固長(zhǎng)度3 m。頂板每排錨桿數(shù)量為6根,間距1 m,兩幫每排錨桿數(shù)量為4 根,間距1 m,錨桿均垂直作業(yè)面。頂板錨索采用隔排布置的方式,間距為1.8 m,排距2 m。表2 為錨桿、錨索的力學(xué)參數(shù)。

    表2 模擬巷道錨桿錨索力學(xué)參數(shù)

    3 結(jié)果與分析

    掘進(jìn)工作面穩(wěn)定性與巷道斷面形狀尺寸、掘進(jìn)速度、開(kāi)挖方式以及空頂距之間存在緊密的聯(lián)系。模擬試驗(yàn)中共設(shè)置三種巷道寬度參數(shù)分別為4.5 m、5.5 m(基礎(chǔ)模型)和6.5 m;掘進(jìn)速度分為低速200 m/月、中速400 m/月和高速600 m/月;空頂距含2 m、4 m 和6 m 三類(lèi)。通過(guò)變化掘進(jìn)參數(shù),計(jì)算圍巖在掘進(jìn)過(guò)程中的變形及穩(wěn)定性變化,數(shù)值模擬結(jié)果見(jiàn)表3。

    表3 圍巖穩(wěn)定性與掘進(jìn)參數(shù)關(guān)系的模擬結(jié)果

    3.1 巷道寬度對(duì)圍巖變形及穩(wěn)定性影響

    表3 顯示巷道寬度為4.5 m、5.5 m 和6.5 m 時(shí)圍巖兩幫移近量分別為28 mm、26 mm 和32 mm,頂板下沉量各自對(duì)應(yīng)為65 mm、90 mm 和120 mm,兩幫移近量明顯小于頂板的下沉量。在三種巷道寬度下兩幫位移未表現(xiàn)出明顯差異,而5.5 m和6.5 m 巷道寬相對(duì)于4.5 m 寬時(shí)頂板下沉量增長(zhǎng)幅度分別達(dá)38.5%和84.6%,巷道寬度與頂板下沉量之間存在正向相關(guān)關(guān)系。巷道寬度對(duì)兩幫煤巖破碎體積幾乎沒(méi)有影響,頂板破碎煤巖體積隨巷道寬度的增加而增加。在3 種巷道寬度條件下兩幫的裂隙總面積均明顯大于頂板裂隙總面積。不同巷道寬度圍巖裂隙面積變化曲線如圖1。巷道寬度的增加導(dǎo)致頂板位置處承受更多來(lái)自上部巖體的荷載作用,從而破碎體積顯著增多,圍巖穩(wěn)定性降低。

    圖1 不同巷道寬度圍巖裂隙面積變化曲線

    3.2 掘進(jìn)速度對(duì)圍巖變形及穩(wěn)定性影響

    由表3 可知,掘進(jìn)速度為200 m/月、400 m/月和600 m/月時(shí)圍巖兩幫移近量分別為26 mm、20 mm 和22 mm,頂板下沉量分別為105 mm、100 mm 和120 mm。三種掘進(jìn)速度下,兩幫移近量和頂板下沉量差別不大,中速條件下最低。圖2 顯示,兩幫的裂隙總面積均大于頂板處裂隙總面積。較快掘進(jìn)速度和較慢掘進(jìn)速度時(shí),兩幫裂隙總面積差異較小,而中等掘進(jìn)速度條件下,兩幫裂隙總面積明顯較小。相同的規(guī)律在頂板裂隙面積變化中也可得到體現(xiàn)。

    圖2 圍巖裂隙面積在不同掘進(jìn)速度下變化曲線

    巷道開(kāi)挖后原巖應(yīng)力釋放速率直接受掘進(jìn)速度的影響,具體表現(xiàn)為掘進(jìn)速度越快應(yīng)力釋放速率越慢。另外,掘進(jìn)速度的增加會(huì)導(dǎo)致錨桿和錨索支護(hù)安裝時(shí)間的相對(duì)提前或者滯后,當(dāng)以較快的掘進(jìn)速度進(jìn)行巷道開(kāi)挖時(shí),安裝錨桿發(fā)生在應(yīng)力釋放較小的狀態(tài)下,后期隨著圍巖應(yīng)力釋放的增加,圍巖變形持續(xù)增加,導(dǎo)致錨桿變形量增加、載荷量變大,發(fā)生破壞。較慢的掘進(jìn)速度進(jìn)行開(kāi)挖時(shí),錨桿的安裝支護(hù)往往會(huì)存在滯后的問(wèn)題,此時(shí)圍巖變形和裂隙已經(jīng)形成并逐步發(fā)展,錨桿支護(hù)未能充分發(fā)揮作用,破壞圍巖的變形及穩(wěn)定性。

    3.3 開(kāi)挖方式對(duì)圍巖變形及穩(wěn)定性影響

    本實(shí)驗(yàn)中共設(shè)置兩種巷道開(kāi)挖形式:一是一次性開(kāi)挖,二是分步開(kāi)挖,并采用對(duì)稱(chēng)開(kāi)挖模式。巷道左側(cè)2.75 m 范圍內(nèi)的幫體、錨桿、錨索的安裝支護(hù)在第1 次開(kāi)挖時(shí)完成,巷道右側(cè)2.75 m 范圍內(nèi)的右?guī)湾^桿、錨索的安裝支護(hù)在第2 次開(kāi)挖時(shí)完成。由圖3 可知,兩幫移近量在兩種開(kāi)挖模式均隨至掘進(jìn)工作面距離的增加表現(xiàn)出緩慢上升趨勢(shì),終值達(dá)25 mm 左右。一次開(kāi)挖和二次開(kāi)挖下頂板下沉量在至掘進(jìn)工作面6 m 范圍內(nèi)波動(dòng)變化趨勢(shì)相似,頂板的下沉量在6 m 過(guò)后明顯增加,且二次開(kāi)挖頂板下沉更為顯著,一次開(kāi)頂挖板破壞程度較二次開(kāi)挖更小。至掘進(jìn)工作面12 m 時(shí),一次開(kāi)挖頂板下沉量約為二次開(kāi)挖的1/2。

    圖3 巷道表面位移與至掘進(jìn)工作面距離的關(guān)系曲線

    分析可能原因:一是二次開(kāi)挖采取的是對(duì)半開(kāi)挖的形式,當(dāng)左側(cè)巷道開(kāi)挖完成時(shí),右側(cè)的煤體應(yīng)力狀態(tài)會(huì)發(fā)生改變,頂板位置處容易產(chǎn)生應(yīng)力集中現(xiàn)象,受力不平衡,造成頂板中部變形加大;二是分步開(kāi)挖巷道時(shí)錨桿、錨索的安裝時(shí)機(jī)存在先后性,承載結(jié)構(gòu)的整體性在頂板處存在缺陷,導(dǎo)致變形較大。

    3.4 空頂距對(duì)圍巖變形及穩(wěn)定性影響

    兩幫移近量在空頂距分別為2 m、4 m 和6 m時(shí)差異較小,而頂板下沉量隨空頂距增加表現(xiàn)出明顯的上升趨勢(shì)。2 m 時(shí)頂板下沉量為80 mm,4 m時(shí)下沉量達(dá)115 mm,6 m 時(shí)下沉量達(dá)130 mm,增長(zhǎng)幅度分別為43.8%和62.5%。兩幫和頂板的破碎煤巖體積在不同空頂距條件下未呈現(xiàn)較大波動(dòng)。

    圖4 顯示空頂距越大,裂隙總面積相應(yīng)越大,分布也越廣泛。在掘進(jìn)工作面的同一位置處,2 m的空頂距裂隙總是較4 m 和6 m 空頂距發(fā)育更慢。在掘進(jìn)工作面2 m 范圍內(nèi),當(dāng)空頂距大于4 m 時(shí),裂隙發(fā)育較顯著,但空頂距為2 m 時(shí),裂隙并未明顯發(fā)育。留設(shè)空頂距越小,錨桿越早打入巖體從而增強(qiáng)支護(hù)效果,更有效地抑制裂隙發(fā)育。錨桿支護(hù)的時(shí)效性對(duì)于減少裂隙發(fā)育的速率和面積可起到重要作用。

    圖4 圍巖裂隙面積隨不同空頂距變化曲線

    4 結(jié)論

    為分析煤礦巷道在掘進(jìn)過(guò)程中圍巖變形及穩(wěn)定性,以7306 運(yùn)輸順槽巷道為工程對(duì)象,結(jié)合有限元分析方法建立三維力學(xué)模型,通過(guò)變化巷道寬度、掘進(jìn)速度、開(kāi)挖方式以及空頂距來(lái)分析圍巖在不同條件下的變形及穩(wěn)定性特征。結(jié)果表明:巷道寬度越寬,頂板的破碎程度越大;合理的掘進(jìn)速度對(duì)于巷道圍巖穩(wěn)定性的提升具有重要意義;開(kāi)挖次數(shù)的增加將對(duì)頂板下沉和破壞程度造成更大程度的損傷,分步開(kāi)挖不利用圍巖穩(wěn)定;圍巖裂隙隨空頂距增加而增多,且發(fā)育速率更快。

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