王 博,王曉燕,黨林航
(1.寧夏建設職業技術學院,銀川 750021;2.寧夏大學,銀川 750021;3.中交通力建設股份有限公司,西安 710054)
對地下礦山的開采而言,巷道支護是影響礦山安全的關鍵因素。隨著開采深度的加大,巷道壓力增加,頂板圍巖條件日趨復雜,圍巖在開挖后較長時間內難以穩定,巷道維護困難,嚴重困擾煤礦的安全采掘。
錨桿支護作為一種主動支護方式,在控制圍巖變形、降低施工成本、改善作業環境方面具有明顯優勢,但隨著深埋大變形巷道的日趨增多,錨桿支護在工程應用中也存在著一定問題。在組成支護體系的各個構件中,錨桿是最主要的作用構件,但是隨著巷道埋深的加大,支護環境的復雜,僅僅依靠錨桿很難控制圍巖變形,需要與錨索、托梁、拱架等構件組合使用,充分發揮錨桿對圍巖的主動支護作用。單仁亮等[1]研究表明通過錨索二次耦合支護調動深層圍巖的強度及底角錨桿來限制巖層移動避免巖體開挖之后進一步破碎開裂,可以有效地控制圍巖的變形。何滿潮等[2]通過研究大變形巷道支護原理,表明錨網拱梁聯合支護最為適合大變形巷道。金志剛在深埋軟巖高應力綜放回采巷道中采用錨桿、錨索支護技術,經實踐證明,錨桿、錨索聯合支護技術適應性強、支護強度高,能夠有效防止圍巖的變形,增加巖體支撐作用。由于高地應力巷道支護的問題復雜,變形、破壞機理仍處于研究探索階段,雖然近年來在理論研究和工程實踐中取得了一定成果,但高應力軟巖巷道支護問題依然是一項技術難題,研究高應力軟巖支護技術將對我國礦山高應力開采具有重要理論意義和工程應用價值[3]。
高地應力軟巖巷道變形實際是巷道圍巖在應力作用下產生塑性變形的結果。當圍巖與支護體系出現力學特點不耦合,就會首先在巷道關鍵部位出現較大變形,最終導致支護體系整體失效。
錨網索拱協同耦合支護主要針對高地應力軟巖巷道在關鍵部位所產生的塑性變形,通過在關鍵部位實施錨索二次耦合支護來限制圍巖產生較大變形,并結合強力拱架支撐,實現圍巖荷載均勻擴散,提高巷道的整體穩定性[4]。
軟巖巷道變形主要為塑性變形,巷道圍巖往往出現變形時間長、變形量大的特點。對軟巖巷道進行支護,必須從“單點限制變形原理”轉變為“整體協同變形原理”。關鍵部位二次耦合支護的重點在于能否合理確定錨索支護的位置與時間,并準確計算支護參數,確保支護構件能在關鍵部位有效發揮作用,充分調動圍巖自穩能力[5]。對關鍵部位實施錨索耦合支護的具體過程包括:巷道開挖后,及時施工錨網初次支護;通過巷道圍巖變形監測,結合數值模擬分析與力學計算,準確確定錨索作用的關鍵位置與施工參數;通過錨索在關鍵部位的支護作用,結合強力拱架支撐,使支護體系與圍巖最終達到耦合狀態,確保巷道施工安全。
實際工況巷道埋深約310 m,煤層平均厚度13 m,煤層頂、底部破碎,特別是巷道頂板下沉量較大。煤層單軸抗壓強度為18.5 MPa,頂板單軸抗壓強度為55 MPa,底板單軸抗壓強度為32.5 MPa。巷道頂部和幫部為砂巖,巷道底部為砂巖或礫巖。巷道出現變形主要是由上覆巖層自重應力及采空區動壓作用所造成,屬于典型高應力大變形巷道。
采用鉆孔窺視儀對巷道進行了原位測試。孔位垂直于頂板,深9.0 m,測試結果如圖1所示。
從頂部鉆孔的截圖可以發現,該巷道頂板圍巖分層明顯;在5 m范圍以外,裂縫數量較少,裂縫不明顯;在5 m范圍內,裂縫出現較多,裂縫明顯變寬。在3 m范圍內,巷道圍巖破碎明顯;在2 m范圍內,巷道圍巖破碎進一步加劇。
根據耦合支護理論公式,分別計算初次耦合支護參數和二次耦合支護參數。
1)錨桿長度計算
lg=lg1+lg2+lg3
(1)
式中:lg—錨桿長度,m;lg1—錨桿外露長度,取0.1 m;lg2—錨桿工作長度,m;lg3—錨桿黏結長度,取0.3 m。
大變形巷道中錨桿工作長度lg2按式(2)計算。
(2)
式中:b—巷道寬度,m;k1—抗拉安全系數,一般取3~5;Pd—頂板圍巖支護荷載,kN/m2;σt—巖體平均抗拉強度,MPa。
其中頂板圍巖支護荷載Pd按式(3)計算。
(3)
式中:Pd—頂板圍巖支護荷載,kN/m2;k—支護安全系數,一般取為1.2~2.0;L—圍巖承載長度,m;W—頂板內圍巖重量,kN/m。
式(3)中圍巖承載長度L,頂板圍巖支護荷載Pd分別采用式(4)和式(5)計算。
(4)
式中:b—巷道寬度,m;h—直墻圓拱形巷道拱高,m。
W={[b+(h+mz)tanβ](h+mz)-bh}γ
(5)
按式(4)計算圍巖承載長度L長度為:
=1.57×2.5
=3.925 m
按式(5)計算頂板內圍巖重量W為:
W={[b+(h+mz)tanβ](h+mz)-bh}γ
={[5+4.7×tan 27.5°]×4.7-3×2.5}×25
={7.444×4.7-7.5}×25
=687.17 kN/m
按式(3)計算頂板圍巖支護荷載Pd為:
=350.15 kN/m2
按式(2)計算錨桿工作長度lg2為:
=2.09 m
則按式(1)計算錨桿長度為:
lg=lg1+lg2+lg3
=0.1+2.09+0.3
=2.39 m
綜合考慮該巷道實際情況與類似工程經驗,錨桿長度取2.5 m。
2)錨桿間排距計算
錨桿間排距按式(6)計算。
(6)
錨桿可以為直徑22 mm的Q235無縱筋螺紋鋼錨桿,破壞荷載[σb]取144 kN,錨桿間排距按式(6)計算為:
=0.64 m
考慮本巷道采用錨網索拱強力支護,參考類似巷道支護施工經驗,錨桿間排距取700 mm。
1)錨索長度計算
ls=ls1+ls2+ls3
(7)
式中:ls—錨索長度,m;ls1—錨索外露長度,取0.3 m;ls2—錨索工作長度,m;ls3—錨索黏結長度,取1.3 m。
參考類似工程,錨索工作長度ls2可式(8)確定。
(8)
式中:b—巷道寬度,m;hi—巷道穩定巖層下厚度,m;i—巷道穩定巖層下巖體層數。
錨索工作長度ls2按式(8)計算為7.5 m。則錨索長度按式(7)計算為:
ls=ls1+ls2+ls3
=0.3+7.5+1.3
=9.1 m
2)錨索間排距計算
錨索間排距按式(9)確定。
(9)
式中:b—巷道寬度,m;γ—上覆巖體平均重量,kN/m3;[σa]—單根錨索的極限破斷力,取260 kN;k2—安全系數,一般取3~5。
錨索可以采用15.24 mm的鋼絞線,極限破壞荷載為260 kN,按式(9)計算。
=1.56 m
錨索排距按式(9)計算數值確定,錨索間距參考錨桿間距設計。錨索施加的時間應在圍巖與錨桿錨固段之間巖層變形由急劇向緩慢轉化時,大約距工作面20 m。錨索施加的關鍵位置可采用數值模擬分析得出[6]。
為了進一步明確錨索施加的關鍵位置,確定錨網索拱支護效果,采用有限差分軟件FLAC進行數值模擬分析。以某高地應力松軟破碎巷道為計算模型,用錨桿單元模擬錨桿、錨索,鋼拱架、金屬網通過公式計算折算為殼單元,梁與巖層之間設有接觸面,模型力學參數如表1所示[7]。
由圖2、圖3可知,巷道開挖后,圍巖應力在洞壁處高度集中,原巖應力狀態已被破壞,圍巖應力出現了明顯的二次重分布。當塑性區產生后應力集中區向深部轉移,塑性區持續變大,巷道頂部變形尤為明顯,直至應力強度超過圍巖強度后,圍巖整體失穩破壞[8]。
由圖4、圖5可知,巷道頂板采用錨桿、鋼筋網初次支護后頂板變形得到一定控制,但頂板變形仍然較大,為28.3 mm,塑性區主要集中在巷道頂板中線25°左右,特別是距前排錨桿支護后的0.5 m處是錨桿支護的薄弱區域,此區域應視為錨索二次耦合關鍵位置區。
由圖6、圖7可知,在關鍵部位采用錨索協同支護后,巷道頂板變形量由28.3 mm下降至13.6 mm,配合鋼拱架使用后幫部、底板變形也得到了明顯控制,圍巖塑性區顯著減少。這表明施加錨網索拱協同支護后有效控制了巷道圍巖的變形,提高了圍巖的承載能力。
對該巷道目前采用的錨網索拱支護方案。其中頂部錨桿參數為Φ22 mm×2 500 mm。幫部錨桿參數為Φ22 mm×2 000 mm。錨桿間、排距為700 mm×700 mm。網片采用鋼塑復合網,網片參數為900 mm×2 200 mm。錨索采用7股低松弛鋼絞線,錨索參數為Φ15.24 mm×9 100 mm,排距為4根/3排,3排數量分別為2-1-1,同排間距為1 500 mm。鋼架為拱形可縮支架。
對該巷道進行位移變形監測,監測內容有兩幫相對移近和頂板下沉量。巷道斷面收斂監測采用收斂計,頂板離層監測采用多點位移計。
通過圖8~10三個測站位移曲線圖可知頂板下沉量最大值為13.7 mm,兩幫移近量最大值57.3 mm,在巷道施工過程中,巷道圍巖變形經過20~25 d逐漸達到了穩定狀態,說明支護體系對試驗巷道起到了較好的支護效果。圖11中錨索受力最大值為157 kN,圖12中錨桿受力最大值為48 kN,說明錨桿、錨索的支護能力得到了充分利用,同時支護構件仍具有較高的安全儲備。
1)采用理論計算和數值模擬分析計算了工況巷道的圍巖變形破壞特征及錨桿、錨索支護參數。該巷道錨索二次耦合關鍵位置在巷道頂板中線25°左右,距工作面20 m時應及時安設錨索。
2) 高地應力巷道錨網索拱支護體系可以有效地提高巷道淺部自穩能力,巷道變形減小,圍巖和支護體系最終達到耦合狀態。
3) 現場支護施工監測數據表明,錨網索棚協同耦合支護方案在高地應力巷道應用效果良好,頂板下沉量的最大值為14.7 mm,兩幫移近量最大值為57.3 mm,錨桿、錨索的支護能力在得到了充分利用的同時仍具有較高的安全儲備,為此類型巷道支護提供了參考。