埋深對巷道圍巖穩定性影響研究

李彥斌,楊永康,蘇學貴

(太原理工大學a.礦業工程學院;b.采礦工藝研究所,太原030024)

錨噴聯合支護是一種經濟合理的支護方式。它是采用積極主動的支護原理,充分發揮圍巖的自承作用,使噴層、錨桿和圍巖緊密地結合成一個整體,以控制圍巖變形、位移和裂隙發展。國內外學者在錨噴聯合支護方面已做了大量研究。康天合[1]等提出采用錨桿、金屬網、錨索等進行聯合錨固的方法;高明仕[2]等提出三維錨索與巷幫卸壓組合技術;張開智[3]等提出軟巖巷道強殼體支護,采用“短、細、密”的錨桿支護方式：何滿潮[4]等提出預留剛隙柔層控制方法;康紅普[5]等提出全斷面強力錨索支護技術。隨著技術的實踐應用,巷道圍巖穩定性理論也在趨于完善。根據不同地質條件,眾多學者提出了懸吊理論,組合梁理論,均勻壓縮拱理論,最大水平應力理論,圍巖強度強化理論,松動圈支護理論等[6],隨著煤礦開采往深部發展,巷道圍巖支護遇到很多問題,但眾多的技術和理論都沒有考慮巷道圍巖的埋深效應。本文以太原煤氣化南山煤礦2220工作面回風巷為例,運用圍巖穩定性分類、數值模擬確定了合理的錨固方式,并分析了圍巖的埋深效應。

1 工程概況

南山煤礦2號煤平均厚度為3.15 m,為復雜結構煤層,含矸2～4層,埋深為160～290 m,為埋深變化比較大的煤層。2號煤層的頂底板巖層特性如表1所示。2號煤的單軸抗壓強度為10.9 MPa,屬于中硬煤。煤層直接頂板多為粉砂巖,裂隙不發育,膠結致密,老頂為細粒砂巖,單軸抗壓強度為46.3 MPa,單向抗拉強度為4.02 MPa。

2220工作面位于井田西南部2I采區,相鄰的井下工作面關系為南2224設計工作面,北為F01斷層,東為運輸下山,西為2218工作面采空區。回風巷設計全長680 m,采用矩形斷面寬×高=2.2 m×2.1 m。

表1 2號煤層及其頂底板巖層的物理力學參數

2 錨固參數選擇

根據我國煤礦采準巷道圍巖穩定性分類方案,確定該巷道為中等冒落2類頂板。相鄰2218工作面頂板煤幫均采用?16 mm×1 600 mm的樹脂圓鋼錨桿,均采用二根為一組排列布置,間排距為1 000 mm×1 000 mm,墊板尺寸為400 mm×200 mm×50mm的松木板塊,排組距偏差幅度小于50 mm,錨桿外露長度＜30 mm。2218回風巷埋深大的區域出現頂板及兩幫收斂速度明顯加快,需要返工加強支護。現場對樹脂金屬錨桿實測,錨固力 15 MPa,傾壓支承壓力值距煤幫低于5 m,兩幫幫體擠壓破壞低于0.8 m。根據以上參數,2220工作面回風巷應該加強支護。由于2號煤層無偽頂,直接頂為粉砂巖,頂部錨桿主要起懸吊作用,計算測壓采用自然平衡拱法,作為錨桿支護參數設計理論。根據圍巖特點、錨桿性質、錨固劑的力學特性等給出的錨固參數為：頂板采用?18 mm×1 800 mm的左旋螺紋鋼錨桿,煤幫采用?16 mm×1 600 mm的樹脂圓鋼錨桿,間排距為700 mm×1 000 mm。

3 數值模擬研究

3.1 地質力學條件

表1所列參數為實驗室對小試件測定數據,計算時對煤和巖石的強度參數分別考慮0.7和0.8的裂隙影響系數。考慮構造和采空區的影響,計算時取σh=1.2συ。工作面沿2號煤底板推進,采高2.1 m,工作面長度85 m。

3.2 計算方法

采用美國大型巖土工程計算軟件FLAC3D計算。采用彈塑性模型,運用Mohr-Coulomb準則判斷巖體的屈服破壞,即：

式中：σ1,σ3分別為最大和最小主應力;C,Φ分別為材料的粘結力和內摩擦角;σt為抗拉強度;N=(1+sinΦ)/(1-sinΦ);當 f s=0時,材料將發生剪切破壞;當 ft=0時,材料將產生拉伸破壞。

3.3 計算模型

模型尺寸為119.7 m×200 m×53.1 m。工作面長度為85 m,運輸巷和回風巷兩側各留15 m的保護煤柱,加上兩條巷道寬度共119.7 m;模擬巷道長度200 m;模擬煤層厚3.1 m,頂板 40 m,底板 10 m。模型上覆巖層的重力,按均布荷載施加在模型的上部邊界。

模型的四個側面為位移邊界,限制水平移動;底部為固定邊界,限制水平移動和垂直移動。整個模型共劃分為88273個單元,90903個結點。網格大小過渡使用Attach語句聯接。模擬時,考慮巷道在150 m,200 m,250 m和300 m等4種埋深時的圍巖穩定性。

3.4 結果及分析

3.4.1 圍巖屈服破壞特征隨埋深變化

圖1示出不同埋深時的回風巷道圍巖屈服破壞特征。埋深150 m時,僅巷道頂幫兩角和幫部有深度為0.5 m的剪切破壞。埋深200 m時,底角開始出現深度為0.5 m的破壞,頂板和兩幫的破壞深度不變,但是破壞范圍明顯增大。埋深250 m時,頂板最大破壞深度已經達1 m,幫底角也出現深度1 m的破壞。埋深300 m時,頂板與兩幫的最大破壞深度仍為1 m,但破壞范圍明顯增大,底板破壞深度增大至1 m。從圍巖屈服破壞特征分布來看,隨埋深增大,圍巖屈服破壞范圍增大。在300 m的埋深范圍內,回風巷道圍巖處于完整狀態,支護的目的是防止巷道圍巖沿原有節理、裂隙或層理弱面垮落。

圖1 不同埋深時圍巖屈服破壞特征

3.4.2 圍巖應力隨埋深變化

圖2 不同埋深時圍巖垂直應力分布云圖

圖3 距巷幫不同距離處垂直應力分布曲線

圖2 和圖3分別示出不同埋深時的回風巷道圍巖垂直應力分布云圖和分布曲線。可看出,由于巷道開挖,在頂底板中部形成垂直應力降低拱區,在兩幫中部形成垂直應力升高拱區。頂底板中部錨桿錨固范圍內垂直應力較小,其值是原巖應力的50～75%;頂板兩側錨桿錨固段圍巖應力為原巖應力的70～105%;兩幫錨桿錨固范圍內的垂直應力較大,其值是原巖應力的130～170%,為應力升高區,分布形式上基本呈對稱分布。隨埋深增加,垂直應力峰值增加：埋深150 m,4.77 MPa是原巖應力3.75 MPa的1.27倍;埋深200 m,6.31 MPa是原巖應力5.0 MPa的1.26倍;埋深250 m,7.92 MPa是原巖應力 6.25 MPa的1.27倍;埋深300 m,9.46 MPa是原巖應力7.5 MPa的1.26倍。隨埋深增加,錨固區內應力集中系數減小,垂直應力應該向巷道圍巖深處轉移。峰值點位置位于距巷幫1～3 m范圍之內。

圖4 距巷幫不同距離處水平應力分布曲線

圖4 示出不同埋深時,回風巷道圍巖水平應力分布曲線。可以看出,隨巷道的開挖,兩幫形成水平應力降低拱區,其范圍隨埋深增加而增大。在頂板錨桿錨固段的水平應力為原巖應力的1～1.2倍,基本上處于原巖應力水平,頂板是穩定的;兩幫中部錨桿錨固段水平應力不到原巖應力的三分之一,應加強巷幫錨桿的預緊力。

3.4.3 圍巖變形量隨埋深的變化

圖5示出圍巖變形量隨埋深變化的影響曲線(錨索錨固范圍指距巷道頂板1.8～6 m位置的位移變化),顯然圍巖變形量隨埋深增大而增大。頂底板移近量為7.3～19.0 mm;錨桿錨固范圍內頂板離層量為3.2～10.2 mm,錨索錨固范圍內頂板離層量為0.7～1.4 mm,錨桿錨索范圍的總離層量為4.0～11.6 mm。由此可見巷道圍巖是穩定的。

圖5 埋深對圍巖變形量的影響

4 結論

1)隨著埋深的增大,巷道圍巖屈服范圍擴大,變形量增加。頂底板形成的垂直應力拱區范圍擴大,兩幫垂直應力核有向深部轉移的趨勢。兩幫形成的水平應力降低拱區范圍擴大,頂底板水平應力核有向深部轉移的趨勢。巷道圍巖支護設計應該考慮巷道的埋深效應。

2)在無斷層或其它地質構造影響時,優化方案所提供的支護參數在開采深度為300 m以內時安全的。

3)遇到斷層、頂板破碎、陷落柱或其它構造破碎帶等地質條件異常時,可采用預應力錨索進行加強支護,非常必要時可采用錨注加固或加套抬棚,并密切監測。

4)巷道的破壞均以剪切破壞為主,施工中要特別強調頂板兩側錨桿向外傾斜15°,并確保預緊力達到設計要求。

5)現場實測發現,回風巷頂板及右幫錨桿工作載荷在0～11 d變化不大,基本保持10 kN的初錨力,之后緩慢增加,保持在 10～20 kN,頂部略高于右幫。但左幫錨桿(即靠近采空區一側)從第3天起不斷增大,隨著工作面向測點的推進,3～16 d內由初錨力10 kN增加到50 kN,并長時間持續為高峰值。因此,回風巷左幫錨桿受力明顯高于右幫和頂板錨桿,高出150%。主要原因在于,回風巷靠近采空區一側煤幫受上部頂板來壓影響,將煤壁向外擠壓,使錨桿錨托力受力增大。應采取“護頂先護幫”的原則,加強巷道兩幫的支護管理。

6)初始設計應用后,必須進行井下專項監測和日常檢查,取得反饋信息后,及時分析是否需要對初始設計進一步修正,以確保礦井安全生產。

[1] 康天合,郜進海,潘永前.薄層狀碎裂頂板綜采切眼錨固參數與錨固效果[J].巖石力學與工程學報,2004,23(增2)：4930-4935.

[2] 高明仕,張農,郭春生,等.三維錨索與巷幫卸壓組合支護技術原理及工程實踐[J].巖土工程學報,2005,27(5)：587-590.

[3] 張開智,夏均民,蔣金泉.軟巖錨桿強殼體支護結構及合理參數研究[J].巖石力學與工程學報,2004,23(4)：668-672.

[4] 何滿潮,郭志飚,任愛武,等.柳海礦運輸大巷返修工程深部軟巖支護設計研究[J].巖土工程學報,2005,27(9)：977-980.

[5] 康紅普,林健,吳擁政.全斷面高預應力強力錨索支護技術及其在動壓巷道中的應用[J].煤炭學報,2009,34(9)：1153-1159.

[6] 錢鳴高,石平五.礦山壓力與巖層控制[M].徐州：中國礦業大學出版社,2003.