巨厚煤層全煤巷道破壞機理及注漿效果數值模擬

喬衛國 程少北 林登閣 李 惠 朱 軍

(1.山東科技大學土木建筑學院，山東青島266590;2.山東省土木工程防災減災重點實驗室，山東青島266590)

煤炭作為我國的重要能源，儲量較大、分布較廣。近年來，在新疆等西部地區探明的煤田煤層厚度達到幾十米，甚至達到幾百米。煤層厚度大于15 m，即屬于巨厚煤層。針對這類煤層的開采，巷道全部布置在煤層當中，由于煤層多具有松軟、破碎、易片幫冒頂等特性，軟弱煤層不但頂底板巖層賦存條件差難以支護，而且煤層軟弱，抗壓強度小，裂隙發育整體性差，受頂底板來壓影響易發生大變形甚至流變，最終導致巷道失穩變形破壞。隨著開采深度的增加，圍巖應力增大，煤巷煤體圍巖的軟巖特性更加突出，維護更加困難。文獻［1］中過突出煤層時采用注漿加固技術實踐證明:注漿加固技術可以提高煤體強度，也可以改變圍巖的松散結構，提高黏結力和內摩擦角，封閉裂隙阻止水對巖體侵蝕，提高巖體強度。

1 工程實例

1.1 工程概況

新疆準東礦位于克拉麥里山南麓，地貌形態為殘丘狀剝蝕平原與戈壁。海拔549～840 m，相對高差291 m，地勢總趨勢北高南低，平均地形坡度2°，井田地層傾角較緩，僅1°～3°。根據礦井勘探成果，井田構造屬簡單類型，井田內斷裂構造不發育。井田內可采煤層為B1煤層，可采煤層厚度為30.30～70.57 m，平均53.16 m。煤層頂板為粗－中砂巖、細砂巖、泥巖、含炭泥巖為主，個別為粉砂質泥巖、砂礫巖、高炭泥巖、含礫粗砂巖;底板為泥巖、粉砂質泥巖、炭質泥巖、含炭泥巖、粉砂巖、高炭泥巖、細砂巖。煤層埋藏深度464～740 m，地壓較大，工程地質條件中等，瓦斯含量低，但有煤塵爆炸危險，煤層容易自燃，圍巖強度比較弱，給礦井的開采帶來了一定的困難。

1.2 巷道圍巖破壞機理分析

全煤巷道由于頂煤的泊松比大于上部巖體，且層理明顯、節理裂隙發育，在開挖應力重分布后產生的水平載荷作用下，極易發生剪切擴容現象，進而導致煤體發生松動，頂煤的松動大幅度降低了其傳遞水平載荷的能力。因此，水平載荷向上部轉移，形成新的剪切破壞區。松動后的煤體強度及完整性進一步降低，各塊體間失去了原有的嵌合關系，難以形成穩固的自撐圈維持自穩，在上部煤體剪切擴容產生的膨脹壓力和自重作用下易發生松塌性垮落。

巷道開挖后，兩幫煤巖體有三向應力狀態變為兩向應力狀態，頂板載荷對煤體的壓剪作用下出現2組共軛剪切滑移面［2］，逐漸發生塑形變形和松動。同時，由于煤體的泊松比大于上下部巖石，因而有從頂底板擠出的趨勢，當剪切滑移面和擠出趨勢發展到一定程度時，兩幫煤體便會發生松塌，形成片幫。

造成底板圍巖整體剪切破壞的荷載主要包括兩個方面［3-4］:①頂部松動區圍巖將通過兩幫煤體向底板荷載轉移，引起底板壓力逐漸增大，誘發底臌;②巷道開挖后，圍巖應力重分布，幫腳、底角附近煤體極易產生應力集中，形成較高的偏差應力，且局部區域為二向應力狀態，此處煤體強度較低易發生剪切破壞，加速底臌的發展。因此，底臌的本質原因是底板臨界滑移面巖體抗剪強度不足。

2 巷道支護方案

(1)巷道支護方案。根據設計要求，輔助運輸大巷沿煤層布置，巷道斷面全部位于煤層中，由全煤巷道變形特征及破壞機理，巷道斷面選擇直墻半圓拱形。支護方案采用錨網噴+鋼帶加固圍巖(煤)，并以小直徑預應力錨索懸吊補強+反底拱的聯合支護方案，支護斷面圖見圖1。

圖1 輔助運輸大巷巷道支護斷面圖Fig.1 Sectional draw ing of reinforced support of auxiliary transportation roadway

(2)支護參數。C30混凝土噴層，一次支護初噴50 mm，復噴50 mm，二次支護復噴50 mm;內錨外注式高強螺紋鋼錨桿22 mm×2 500 mm，14根/斷面，間排距800 mm×800 mm;反底拱上覆材料先用礦渣填充，再用300 mm厚的C30混凝土找平，為增加底板支護的讓壓性能，可適當滯后底拱的施工時間;錨索15.24 mm×6 000 mm，8根/斷面，每斷面等距布置，排距1 600 mm，底角2根與水平方向45°夾角布置，端部樹脂錨固，錨固長度765 mm;底板注漿錨桿22 mm×1 400 mm，5根/斷面，在底板曲梁間插空布置，排距2 000 mm;反底拱曲梁固定錨桿，高強螺紋鋼錨桿22 mm×1 600 mm，6根/斷面，排距2 000 mm;反底拱曲梁采用GDⅡ140/20梯形鋼帶、材質HRB335加工制作，長6 275mm，排距2 000mm;菱形金屬網，直徑5mm，網孔100mm×100mm，搭接長度100 mm。

3 FLAC3D數值模擬

3.1 建立三維數值模型

由于B1煤屬近水平煤層，忽略煤層傾角對其的影響，數值模型采用水平模型。模型尺寸40 m×40 m×30 m。模型側面限制水平移動，模型下部為x、y、z3方向鉸支，固定不動;在模型的上表面施加12.5 MPa的垂直應力。模型共有32 700個單元網格，34 937個節點。因主要研究注漿加固效果，故對模型支護條件進行了簡化，未模擬反底拱支護。本模擬建立的模型見圖2，開挖模型見圖3。

圖2 三維數值模擬模型Fig.2 Three-dimensional numericalmode

圖3 三維數值模擬模型開挖Fig.3 Three-dimensional numericalmode for excavation

通過巖石物理力學實驗，測定煤層的物理力學參數見表1。

表1 煤層物理力學參數Table1 Physico-mechanical parametens of bolt and surrounding rock

注漿后，漿液充填煤體的節理、裂隙，改善了破裂煤巖體的物理力學性質［5-7］，將漿液在煤巖體裂隙中擴散范圍稱為“注漿加固體等效層”［8］，取“注漿加固體等效層”的厚度或漿液擴散半徑依次為1.0、1.5、2.0、2.5、3.0、4.0 m。

3.2 模擬結果分析

為更好的反映工程實際情況，本模型及支護結構體系的力學參數賦值均嚴格按照實際數值選擇。分別比較了不同注漿深度情況下的位移和塑性區的變化，并在頂板、兩幫及底板關鍵位置分別設置位移監測點，以觀測開挖過程中圍巖的變形情況，圍巖關鍵部位位移量與注漿深度的關系見圖4。

圖4 圍巖關鍵部位位移量與注漿深度的關系Fig.4 Relationgship between displacement surrounding rock at key positions and grouting dep th

由圖4可知:注漿深度由1.0 m增加到4.0 m時，兩幫收斂量依次為57.69、51.22、48.67、37.17、36.67、36.23 mm，降幅分別為 59.53%、64.07%、66.07%、73.93%、74.28%、74.58%;頂板下沉量依次為52.74、51.15、50.32、45.81、45.30、44.45 mm，降幅分別為 40.72%、42.51%、43.44%、48.51%、49.08%、50.04%;底板底臌量依次為 152.39、123.01、111.83、86.10、83.12、81.73 mm，降幅分別為46.38%、56.71%、60.65%、69.71%、70.75%、71.24%。

不同注漿深度下圍巖塑性區分布情況見圖5。隨著注漿深度的增加，塑形區范圍逐漸縮小，沿巷道輪廓趨于均勻分布，說明注漿有效的提高了圍巖的力學性質和整體性，較好的控制了底臌的發展，顯著的提高了注漿范圍內錨桿的可錨性，增強了原支護體系的控制效果。

不同的注漿范圍下巷道各關鍵部位的位移量減低的幅值并非隨著注漿深度的增加而簡單的增大。注漿深度從1.0 m增加到2.5 m，圍巖位移量和塑性區范圍隨著注漿深度的增加而顯著的減小;但在注漿深度繼續增加至4.0 m過程中，圍巖位移量和塑性區范圍不再出現明顯的減小。然而注漿深度的增加將增大注漿施工的成本，增大煤體中鉆孔的難度，最終確定該支護體系的最佳注漿深度為2.5 m。

4 結論

(1)全煤巷道頂板垮落是上部煤體剪切擴容產生的膨脹壓力作用的結果;當剪切滑移面和擠出趨勢發展到一定程度時，兩幫煤體便會發生松塌，形成片幫;而底板臨界滑移面巖體抗剪強度不足是產生底臌的根本原因。

圖5 不同注漿深度下圍巖塑性區分布情況Fig.5 Plastic zone distribution of surrounding rock of different grouting depths

(2)與注漿加固前相比，由于全煤巷道注漿不僅大幅提高了圍巖的力學性質，還給錨桿提供了較為穩固的錨固基點，使圍巖的強度和原支護體系的承載能力顯著提高。巷道兩幫及頂底板的位移量均大幅值的減小，圍巖塑性區范圍大大縮小，并沿巷道輪廓趨于均勻分布。因此，注漿能較好地解決巨厚煤層全煤巷道圍煤松軟、破碎、難支護的問題。

(3)通過對比不同注漿深度時圍巖位移量及塑性區分布情況得出，注漿深度從1.0 m增加到2.5 m，圍巖位移量和塑性區范圍隨著注漿深度的增加而顯著的減小，但在注漿深度繼續增加至4.0 m過程中，圍巖位移量和塑性區范圍不再出現明顯地減小，最終確定2.5 m為該支護體系的最佳注漿深度。

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