2. 中国矿业大学 煤炭资源与安全开采国家重点实验室, 北京 100083
2. State Key Laboratory of Coal Resources and Safe Mining, China University of Mining & Technology, Beijing 100083, China
巷道支护方式和参数主要由其所处的地应力环境和围岩力学特性决定[1]。因此,巷道围岩支护方式和参数要充分考虑这2个重要因素,实现对不同条件巷道围岩的针对性和有效性控制。
目前,我国主要采用锚杆索支护、型钢支护、钢管混凝土支护等[2-4]。上述支护技术能够有效控制常规埋深巷道围岩变形。在深部巷道围岩控制方面,我国学者的研究已经取得了显著的进展。康红普等[5-7]针对煤矿千米深井高应力、软岩大巷围岩强时效大变形难题,提出了千米深井高应力强采动回采巷道高预应力锚杆主动支护-注浆主动改性-水力压裂主动卸压“三主动”协同控制理念和方法。黄炳香等[8]提出确定了强采动和大变形的量化的评价方法,以及深部采动巷道围岩流变和结构失稳大变形理论框架。马念杰等[9]提出了巷道蝶形塑性区及其控制理论。张农等[10]针对千米深井高地压软岩巷道沿空留巷难题,提出了采用“三高”锚杆+锚索梁初始支护、锚索梁+注浆超前加固、工字钢梁+铰接顶梁辅助支护、膏体材料泵送充填构筑墙体联合支护方法。靖洪文等[11]试验研究了深部巷道围岩锚固结构失稳破坏全过程,揭示了围岩内部应力及变形破裂演化规律。高延法等[4]提出了深部高应力软岩大变形巷道钢管混凝土支护方法。左建平等[12-15]提出了深部巷道围岩梯度破坏模型、等强控制理论和全空间桁架协同支护技术。上述研究针对不同具体条件巷道进行支护,已初步形成体系,但仍需对不同地应力和围岩强度巷道支护及其力学机理进行系统完善。
本文系统总结了深部巷道围岩变形破坏特征,提出了深部巷道围岩全空间协同控制技术,阐释了全空间协同控制的力学原理。模拟分析了不同预紧力条件下单体锚索、传统桁架和全空间桁架预应力场差异,以及巷道围岩全空间控制的参数敏感性。该技术对不同条件巷道的支护方式和参数进行针对性优化设计,并进行现场应用。
1 深部巷道变形破坏特征“深部”不是单纯的“深度”概念,而是一种力学状态,是由地应力、采动应力和围岩属性共同决定[16]的。地应力和采动应力是巷道围岩变形的根本驱动力,围岩力学特性是影响巷道变形的重要因素[1, 17]。随着采深增大,原岩应力增大,巷道开挖和工作面采动均会导致一定范围内的垂直地应力峰值为原岩应力的1.5~3.0倍[16]。深部高地应力作用下巷道围岩变形特征和量级均与浅部开采存在较大差异,主要体现在以下4个方面。
1) 大变形:高采动应力将会导致巷道发生塑性变形的深度,以及同一深度围岩的扩容变形量更大,两者宏观上的矿压显现为巷道围岩大变形特征,如图 1所示。
2) 长时效性:巷道围岩在高地应力作用下呈现出软岩流变特征,导致岩体流变与结构性流变同时发生,巷道持续变形时间长。
3) 非对称性:地应力、构造应力和采动应力的合力一般在巷道截面内关于中垂线是非对称的,这是深部巷道产生非对称变形的根本因素,如图 1所示。
4) 梯度破坏:巷道开挖使得一定范围内围岩的偏应力增大,并且随围岩深度增加,偏应力和垂直应力梯度均呈现出“先增大、后减小”的趋势,水平围压在逐渐增大,提高煤岩体承载能力,故巷道围岩整体呈现出梯度破坏特征,如图 2所示。
2 深部巷道全空间协同控制力学原理
全空间协同控制技术是根据新奥法的基本原则[19],其核心是通过主动卸压和围岩改性,充分发挥围岩的自承能力。该技术的基本原理为“全空间支护、刚柔协同、让压释能、动态监测、局部加强”。对于常规埋深巷道,地应力相对围岩强度较小,高强高预紧力锚网索支护能够对浅部围岩进行加固,形成自承载结构。全空间桁架的优越性体现在:三向立体施力,改善锚固围岩三向应力状态;整体协同承载,多根锚索“十”字连接,协调分配载荷;稳固抗剪,锚索斜穿肩角最大剪应力区,如图 3所示。
深部巷道在高地应力作用下,围岩出现显著的流变特性,高预紧力锚网索支护只能控制浅部锚固区围岩的流变,而对深部围岩流变难以发挥作用,出现锚固整体的结构性流变[8]。对于矩形的回采巷道,一般常用开槽/排孔卸压,释放部分能量。而对于永久大巷,服务年限长,需要施加高刚度的钢管混凝土主被动耦合支护,能够有效遏制巷道围岩锚固体的结构性流变,如图 4所示。巷道支护完成之后,需要对围岩变形、离层进行动态监测,对潜在危险区域预警,并进行局部加强支护。
根据Kastner公式,圆形巷道围岩变形与地应力、围岩力学特性和支护强度的关系为[20]
${\mu _0} = \frac{{\sin \varphi }}{{2{r_0}G}}({\sigma _0} + c'\cot \varphi )r_{\rm{s}}^2, $ | (1) |
${r_{\rm{s}}} = {r_0}{\left[ {\frac{{({\sigma _0} + c'\cot \varphi )(1 - {\rm{sin}}\varphi )}}{{{p_{\rm{s}}} + c'\cot \varphi }}} \right]^{\frac{{1 - \sin \varphi }}{{2\sin \varphi }}}}, $ | (2) |
$c' = c + \frac{{n{\rm{ \mathsf{ π} }}\left[ \tau \right]r_{\rm{c}}^2}}{{{{10}^6}}}, $ | (3) |
${p_{\rm{s}}} = n{p_i}. $ | (4) |
其中,μ0为巷道变形量,mm;r0为巷道半径,m;rs为塑性软化区半径,m;σ0为原岩应力,MPa;G为围岩剪切模量,MPa;φ为围岩内摩擦角,°;c为支护前围岩黏聚力,MPa;c′为锚固围岩黏聚力,MPa;[τ]为锚杆抗剪强度,MPa;rc为锚杆半径,mm;ps为支护强度,MPa;pi为单根锚杆支护强度,MPa;n为锚杆密度,根/m2。
研究表明,锚杆对围岩黏聚力的影响较大,而对内摩擦角影响不明显[20]。巷道变形随地应力、围岩黏聚力和支护强度变化规律,如图 5所示。其中,r0=2 m,c=1.50 MPa,φ=30°,G=136 MPa,[τ]=266 MPa,pi=0.1 MPa,rc=12 mm[20]。由图 5可知,在深部高地应力条件下,随着支护强度的增大,巷道变形量显著减小;随着围岩黏聚力的增大,围岩稳定性和自承载能力均增大,支护强度对巷道围岩变形控制作用逐渐减弱。
3 深部巷道全空间协同控制技术
全空间协同控制技术是指根据巷道围岩破坏程度差异进行不同强度的支护。全空间桁架为该技术中顶板控制的一种支护方式。对于常规埋深回采巷道,巷道围岩变形的驱动力(地应力)较小,一般采用高预紧力锚杆索支护,对于常规埋深大巷,需要喷混凝土;而深部巷道变形破坏具有典型4大特征,回采巷道采用“高强高预紧力锚网索(或高强高预紧力锚杆+全空间桁架)+纳米材料注浆改性+开槽/排孔卸压”支护;而对于永久大巷,服务年限长,为减弱局部应力集中,顶部一般为“弧形”,采用“高强高预紧力锚网索+纳米材料注浆改性+钢管混凝土支架+喷混凝土”主被动耦合支护。巷道完成支护后进行围岩变形动态监测,对潜在风险区域进行局部加强支护。其中,支护参数优化流程为:围岩力学特性测试→岩体力学参数估算→数值模拟标定→不同支护参数模拟对比分析→确定最优支护方案,如图 6所示。
4 全空间协同控制预应力场模拟分析
由于锚杆和锚索预紧力远小于地应力,为有效呈现预应力场,故本模拟中不考虑原岩应力,采用FLAC3D模拟分析不同预紧力单体锚索、传统桁架和全空间桁架支护的预应力场,揭示单体锚索、传统桁架和全空间桁架支护作用机理。数值模型尺寸为30 m×10 m×20 m,巷道开挖尺寸为4 m×3 m。由于预应力场远小于地应力场,故数值模型没有加入围岩和地应力参数。锚杆间排距为0.9 m×1.0 m,预紧力均为75 kN。锚索长度均为6 m,桁架锚索与水平面夹角为45°。单体锚索采用cable命令,分为3段:锚固段、自由段和锚固托盘。自由段和锚固托盘施加预紧力;传统桁架分为3部分:两侧倾斜打入顶板的锚索和中间连接两根倾斜锚索端头的水平锚索。两侧倾斜的锚索跟单体锚索类似,也分3段并施加预紧力,水平连接的锚索全部为自由段并施加预紧力;全空间桁架为2个传统桁架“十”字交叉,并在交叉点垂直向上打一根单体锚索。
单体锚索+锚杆支护、传统桁架+锚杆支护、全空间桁架+锚杆支护的预应力场如图 7—9所示。从图中知,3种支护方式预应力场的整体形状和范围相差不大,但顶板浅部围岩的高预应力区(蓝色区域)的形状存在一定差异。单体锚索和传统桁架的高预应力区呈点分布,未完全连通。尤其是顶板中部最容易发生拉伸破坏,该区域的预应力并不是最大的。而全空间桁架支护的顶板高预应力区几乎覆盖整个顶板,作用范围更大,能够抑制顶板中部发生拉伸破坏。
不同预紧力条件下全空间桁架、传统桁架和单体锚索的预应力最大值对比如图 10所示。从图中可知全空间桁架的最大预应力明显高于传统桁架和单体锚索。当预紧力分别为100、150、200 kN时,传统桁架的最大预应力分别提升了19%、11%、6%,而全空间桁架比单体锚索分别提升了41%、38%、34%。并且随着预紧力的增大,全空间桁架和传统桁架最大预应力比单体锚索提升的比例均有下降的趋势。
5 巷道全空间控制参数敏感性模拟分析
地应力和围岩强度是影响巷道变形的2个主要因素。巷道支护是通过改变浅部围岩的力学状态,提升自承载能力,抵抗地应力和采动应力,达到一种新的平衡,最终实现对巷道围岩变形的有效控制。
1) 地应力对全空间巷道变形影响。
数值模型尺寸为30 m×10 m×20 m,巷道开挖尺寸为4 m×3 m,不同埋深(地应力)条件下全空间桁架+锚杆支护巷道围岩变形及破坏情况如图 11和图 12所示。其中,桁架预紧力为200 kN,锚杆预紧力为75 kN,围岩物理力学参数见表 1。
岩层 | 密度 | 体积模量/GPa | 剪切模量/GPa | 内摩擦角/(°) | 黏聚力/MPa | 抗拉强度/MPa |
(kg·m-3) | ||||||
顶板 | 2 500 | 2.1 | 1.3 | 36 | 1.8 | 1.5 |
煤层 | 1 400 | 0.9 | 0.5 | 30 | 1.2 | 1.0 |
底板 | 2 500 | 2.1 | 1.3 | 36 | 1.8 | 1.5 |
由图 11和图 12可知,当围岩强度一定时,高预紧力全空间桁架+锚杆支护仅适用于一定埋深范围内的巷道,当埋深超过1 000 m时,巷道围岩的变形量仍较大,并且塑性区的深度大于锚杆的长度,此时锚固岩体很容易发生结构流变,故需要采取一定的措施改善围岩的力学参数,提升围岩的自承载能力,或在巷道内部施加高刚度的钢管混凝土支架抑制巷道围岩锚固岩体的结构流变。
2) 注浆改性对深部巷道变形影响。
纳米注浆能够封堵裂隙,提升巷道围岩破坏区岩体的整体性,有效改善围岩的力学参数,主要包括黏聚力、内摩擦角、抗拉强度和弹性模量等。通过设计不同深度的注浆孔,对浅部和深部围岩进行加固,提升浅部锚固岩体和深部围岩的自承载能力,抑制锚固岩体发生结构流变。不同参数(黏聚力、内摩擦角、抗拉强度、弹性模量)提升对巷道围岩变形和破坏情况影响如图 13所示。从图 13可知,黏聚力和内摩擦角对巷道围岩变形和塑性区范围均有重要影响,弹性模量仅对巷道围岩变形有影响,而对塑性区范围影响不大,围岩抗拉强度对巷道变形及塑性区范围几乎没有影响。因此,注浆加固的主要目标是提高围岩的黏聚力、内摩擦角和弹性模量。
3) 开槽卸压对深部巷道变形影响。
开卸压槽能够允许深部巷道围岩发生可控的变形,释放部分能量,降低对支护结构的破坏。本文作者已在文[21]中对卸压槽的作用机理进行了研究,建立了开槽卸压等效椭圆模型,分析了圆形巷道开槽前后的周边应力场变化规律。模拟了直墙半圆拱巷道不同卸压槽方案对巷道塑性区的影响,得出了最优开槽卸压方案,如图 14所示。
6 现场应用 6.1 常规埋深回采巷道全空间协同控制
选取潞安王庄煤矿91-101工作面顶板高抽巷为工程背景,巷道埋深约400 m,断面为4.0 m×3.2 m,巷道一半高度位于顶板岩层内,一半高度位于煤层内,巷道直接顶和直接底均为泥岩,基本顶和基本底为粉砂岩。岩层和煤层物理力学参数见表 2。巷道采用高强高预紧力锚杆索支护,锚杆预紧力为75 kN,锚索预紧力为200 kN。设计锚杆间排距为900 mm×1 200 mm,锚索间排距为2 000 mm×3 600 mm。建立FLAC3D数值模型尺寸为30 m×10 m×30 m,模拟得到巷道围岩变形及塑性区范围,如图 15所示。从图中可知,巷道顶板、底板和两帮的最大变形量分别为92、127、123 mm,并且两帮的最大收敛位置不在中间,而位于下部煤层部分,这与现场巷道围岩变形特征及变形量非常吻合,如图 16所示。
岩层 | 密度 | 体积模量/GPa | 剪切模量/GPa | 内摩擦角/(°) | 黏聚力/MPa | 抗拉强度/MPa |
(kg·m-3) | ||||||
粉砂岩 | 2 600 | 1.3 | 0.8 | 35 | 1.2 | 1.0 |
泥岩 | 2 500 | 0.8 | 0.5 | 32 | 0.8 | 0.6 |
煤层 | 1 400 | 0.36 | 0.2 | 25 | 0.5 | 0.4 |
6.2 深部大巷全空间协同控制
深部大巷选取邢东矿二水平胶带下山(-980~-1 183 m),该大巷原先采用“锚网索+U36型钢+喷混凝土”支护,但由于巷道埋深大,围岩流变显著,支架出现大变形、扭曲甚至拉断现象。后来改用“锚网索+钢管混凝土支架+注浆+喷混凝土”联合支护。巷道断面为圆形,直径约为5.2 m。其中,围岩物理力学参数见表 3。钢管混凝土支架采用φ194 mm×8 mm,排距为700 mm,弹性模量取30 GPa,泊松比取0.2;锚杆采用φ22 mm×3 000 mm,间排距为700 mm×800 mm,预紧力为75 kN;锚索采用φ21.8 mm×8 500 mm,排距为1 600 mm,预紧力为200 kN;注浆深孔(8 000 mm)与浅孔(3 000 mm)交错布置,具体支护方案如图 17所示。
建立FLAC3D数值模型尺寸为30 m×10 m×30 m,模拟得到邢东矿大巷在图 17中支护方案条件下的围岩变形量,如图 18所示。从图中可知,巷道顶板下沉量、两帮移近量和底鼓量分别约为68、72、45 mm,将模拟结果与现场实测数据进行对比,如图 19所示。现场实测巷道变形量分别约为52、67、42mm,两者非常接近,该支护设计能够有效控制深部巷道围岩变形。
7 结论
1) 阐释了深部巷道全空间协同控制的力学原理:“全空间支护、刚柔协同、让压释能、动态监测、局部加强”。提出了深部巷道围岩全空间协同控制技术,其对不同条件巷道的支护方式和参数进行针对性优化设计。其核心是锚网索全空间协同控制,充分发挥围岩的自承能力。
2) 数值模拟对比分析了不同预紧力条件下单体锚索、传统桁架和全空间桁架预应力场差异,顶板浅部高预应力区的形状存在较大差异。单体锚索和传统桁架的高预应力区呈点分布,未完全连通。而全空间桁架支护巷道顶板高预应力区几乎覆盖整个顶板,作用范围更大,能够抑制顶板中部发生拉伸破坏。全空间桁架的最大预应力比单体锚索提升了约35%~40%。
3) 深部高应力开采条件下,巷道浅部锚固围岩易于发生结构流变。纳米注浆能够改善围岩力学参数,黏聚力和内摩擦角提升能有效降低围岩变形和塑性区范围,弹性模量增大仅对巷道围岩变形有影响,而围岩抗拉强度变化对巷道变形及塑性区范围均无影响。全空间协同控制技术在潞安王庄煤矿常规埋深回采巷道和邢东矿深部大巷进行现场应用,其能够有效控制围岩变形。
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