王同光,王永福
(1.中煤西安設計工程有限責任公司,陜西 西安 710054;2.陜西秦安煤礦安全科技服務有限公司,陜西 西安 710199)
近年來,隨著高產、高效礦井建設的發展,為了提高運輸能力和生產效率,很多新建和改擴建礦井采用斜井開拓或者斜井-立井結合的方式[1-2]。斜井開拓和TBM法的優勢相結合,有利于提高產能、降低成本,從而提高經濟效益[3-4]。近年來,陸續有多個礦井開始嘗試將TBM引入煤礦井巷掘進,例如神東礦區補連塔煤礦斜井、淮南張集礦瓦斯抽采巷、山東新巨龍煤礦二水平北回風大巷、陜西延長石油可可蓋煤礦斜井、河南平寶煤業有限公司首山一礦瓦斯低抽巷先后引入TBM進行快速掘進,取得了良好的工程效果[5-8]。
在巷道支護方法中,錨噴網技術兼具了錨桿支護和噴射預應力混凝土支護的優勢,有效地加固和穩定了巷道圍巖,在各類地下工程中得到廣泛應用[9]。趙玉明[10]基于彈塑性理論對錨網噴支護的力學特性及安全可靠性進行了計算和分析,并提出了適用于不同穩定級別巖石的支護對策。聶軍委[11]為解決朱集西煤礦聯巷在現有支護方式下變形破壞嚴重的工程難題,在理論分析與工程類比基礎上,提出了錨網索噴與錨注兩種支護方案,并采用FLAC3D數值模擬軟件分析了這兩種方案的可行性。王會瓊等[12]利用3DEC離散元數值分析軟件對開挖后的圍巖位移與應力分布規律以及巷道穩定性進行了分析,指出錨網噴支護和襯砌支護后,巷道圍巖變形顯著減小,頂底板和兩幫位移相對收斂率小于2%。上述研究對巷道支護方式的選擇具有實際的指導作用。然而,隨著開采深度的增加和斜井角度的變化,圍巖的穩定性以及圍巖與支護之間的相互作用變得更加復雜,因此敞開式TBM斜井圍巖的穩定性理論研究成為亟待解決的問題。
目前的研究中,對于考慮圍巖和支護之間相互作用的敞開式TBM施工支護技術研究還不夠充分。需要深入研究支護技術、圍巖穩定性理論、相互作用分析等方面,以提高礦井斜井開采的效率和安全性。
可可蓋煤礦是陜西延長石油榆林煤化有限公司榆橫煤基芳烴項目的配套供煤礦井。主、副斜井傾角6°,斜長5 305 m,主、副斜井井筒采用明槽開挖+TBM工法施工。其中,明槽開挖施工段長度350 m,TBM工法施工段長度4 955 m。主、副斜井井筒TBM基巖段采用圓形斷面,主、副斜井暗槽基巖段采用錨網噴+錨索支護。
可可蓋煤礦巷道的明槽段、綜掘段和TBM基巖段對應的圍巖分級見表1。

表1 井筒穿越巖層圍巖分級Table 1 Gradation of surrounding rock with wellbore through strata
對于不良地層,圍巖內存在各種節理、層理、裂隙等不連續面,這些結構面的分布與強度對煤巖體的整體強度影響很大[13-15]。國內的礦井在基巖段基本采用了錨網索噴支護的措施,從經驗上來看具有較高的可行性。
錨桿支護的作用就是將圍巖頂板較軟弱巖層懸吊在上部穩定巖層上,以增強不良巖層的穩定性。在錨桿系統中,通過螺母施加一定的扭矩使托板壓緊巷道表面,給錨桿提供預緊力,并使預緊力擴散到錨桿周圍的煤巖體中,從而改善圍巖應力狀態,抑制圍巖離層、結構面滑動和節理裂隙的張開,實現錨桿的主動、及時支護作用。錨固劑將鉆孔孔壁巖石和桿體粘結在一起,使錨桿發揮支護作用,同時具有一定的抗剪和抗拉能力,與錨桿共同加固圍巖。
錨索將錨桿支護形成的預應力承載結構與深部圍巖相連,提高預應力承載結構的穩定性,同時充分調動深部圍巖的承載能力,使更大范圍內的巖體共同承載。錨索施加較大的預緊力,給圍巖提供壓應力,與錨桿形成的壓應力區組合成骨架網狀結構,主動支護圍巖,保證其完整性。
網緊貼巷道表面,可以維護錨桿之間的圍巖,提供一定的支護力,一定程度上改善巷道表面巖層受力狀況,防止碎裂巖塊垮落。同時將錨桿之間巖層的載荷傳遞給錨桿,形成整體支護系統。
噴射混凝土可以填充巷道圍巖表面凹穴,避免井筒圍巖出現應力集中。同時,噴層屬于柔性結構,能使圍巖產生一定程度的塑性變形,減緩井筒圍巖壁的壓力。混凝土噴層與井筒圍巖表面緊緊結合,形成防風化和止水帶,阻止圍巖中的成分與空氣和水作用,防止圍巖弱化,改善了圍巖的受力狀態。
在數值模擬前,首先分析礦井的地質構造特征,依據礦井控制性地質構造的類型以及展布方位,確定兩個水平主應力的方向和數值大小,然后再構造數值模擬模型。為了簡化建模及計算,選取基巖段井筒埋深最深處建立水平模型進行研究,井筒斷面為原型,模型共劃分為16 426個塊體,建立有限元原始數值模型,在模型頂部施加相應的地應力模擬上覆巖層的重力。
在確定最優支護方案時,其中主要的影響變量為錨桿長度和錨桿間排距,以此為變量,通過數值模擬對TBM基巖段開挖并進行相應的支護模擬。
3.1.1 錨桿長度
錨桿直徑為22 mm,間排距為0.9 m×0.9 m,錨桿長度分別為2.2m、2.4 m、2.6 m和2.8 m。模擬得到的巷道圍巖表面位移如圖1所示。

圖1 不同錨桿長度下圍巖表面位移Fig.1 Surface displacement of surrounding rock at different length of anchor rod
由圖1可知,錨桿長度由2.2 m增加到2.4 m時,井筒表面位移呈明顯降低趨勢;而錨桿長度為2.8 m時井筒表面位移與頂錨桿長度為2.4 m時圍巖表面變形基本相同。說明錨桿長度越長,圍巖支護效果并非越好,錨網噴良好的支護效果是幾種材料協同作用的結果,單一的通過增加錨桿的長度達到優化圍巖支護效果的方法存在局限性。同時,考慮到支護設計的經濟性,將錨桿長度確定為2.4 m。
3.1.2 錨桿間距
錨桿直徑為22 mm,錨桿長度為2.4 m,錨桿間距分別為0.9 m、1.0 m、1.1 m、1.2 m。模擬得到的圍巖表面位移如圖2所示。

圖2 不同錨桿間距下圍巖表面位移Fig.2 Surface displacement of surrounding rock at different spacing of anchor rod
由圖2可知,間距由0.9 m增加到1.0 m,井筒圍巖變形量基本相同,變化量很小;間距由1.0 m增加到1.2 m時井筒圍巖變形量變化顯著,圍巖表面位移明顯增大。錨桿通過對不連續面提供軸向力與切向力,以此提高不連續面的抗剪強度,阻止不連續面產生移動與滑動,而過小的錨桿間距會造成錨桿承載力的過剩。同時,錨桿間距過小不利于快速掘進,提高了掘進成本。因此,將錨桿間排距設定為1 m。
為了驗證數值模擬所確定的錨網噴支護方案的支護效果,根據實際情況,選取可可蓋煤礦巷道錨網噴支護段的3個斷面,用JSS30a型數顯收斂計對每個斷面的頂板變形量和側幫位移量進行監測,并對斷面數據進行處理得到頂板和兩幫平均變形量與時間的關系,如圖3所示。

圖3 巷道位移監測值Fig.3 Monitoring value of roadway displacement
由圖3可知,不同巷道斷面的頂板、兩幫位移量變化規律基本相同。在支護初期,圍巖與錨噴網支護體系相互作用,呈現出復雜的變化規律。巷道表面變形量在達到穩定階段前持續增長,曲線變化較為復雜,這與可可蓋煤礦巷道實際巖層性質密切相關。對于可能出現的不穩定變形,從監測數據來看,巷道不同斷面位置均可在24 d左右達到圍巖變形穩定,總變形量約為20 mm,在允許變形范圍內。兩幫和頂板的變形量相差不大,約為5 mm。這說明錨噴網支護體系與巖層達到變形協調,穩定的控制了巷道變形,支護效果較為理想。
總體上,可可蓋煤礦的錨噴網設計支護方案下的頂板、兩幫位移穩定,巷道處于穩定狀態,支護效果顯著。同時礦壓監測結果表明,錨噴網支護有效降低了圍巖變形,顯著改善了支護效果,實現了巷道TBM掘進的有效控制。
以可可蓋煤礦斜井井筒為例,利用FLAC軟件確定錨噴網最優支護方案,并對現場監測數據進行分析。
(1)可可蓋煤礦斜井TBM基巖段開挖,采用錨網噴支護方案是可行的。其中,錨桿長度為2.4 m、錨桿間排距為1 m時的圍巖表面位移滿足設計需求,此設計參數下錨網噴支護效果達到最佳。
(2)巷道位移監測結果表明,錨網噴支護方案下巷道頂板、兩幫位移出現明顯下降,巷道圍巖變形在24 d左右趨于穩定,巷道變形量較小,錨噴網支護效果顯著。