張曉宇,何滿潮,竇世卿
(1.黑龍江科技學(xué)院資源與環(huán)境工程學(xué)院,哈爾濱150027;2.中國礦業(yè)大學(xué)深部巖土力學(xué)與地下工程國家重點實驗室,北京100083)
井筒馬頭門是井筒與井底車場的連接部分,在礦山井巷工程中占據(jù)十分重要的位置,尤其在深井軟巖中,處于高應(yīng)力下的馬頭門圍巖受施工擾動影響,應(yīng)力集中現(xiàn)象嚴(yán)重,圍巖應(yīng)力超過巖體強度,易引起圍巖失穩(wěn),進(jìn)而導(dǎo)致支護(hù)結(jié)構(gòu)破壞,給煤礦安全生產(chǎn)帶來隱患[1-2]。筆者結(jié)合大強煤礦副立井馬頭門硐室工程,探討馬頭門硐室的變形破壞機理,研究支護(hù)對策,并通過工業(yè)性實驗驗證所提出的支護(hù)技術(shù)的有效性與合理性。
大強煤礦位于遼寧省康平縣張強鎮(zhèn)與內(nèi)蒙古通遼市科爾沁左翼后旗的交界處,礦井設(shè)計產(chǎn)量150萬t/a。-890 m水平副立井馬頭門硐室屬于中生界白堊系地層,成巖性質(zhì)相對較差,片理、層理明顯,結(jié)構(gòu)面強度低。圍巖巖性以粉砂巖、砂質(zhì)泥巖為主,普氏系數(shù)均小于2,其中,粉砂巖結(jié)合力弱、整體強度極低;砂質(zhì)泥巖含較多的膨脹性黏土礦物,開挖揭露后,極易風(fēng)化、膨脹,遇水軟化、泥化和崩解,因此,硐室圍巖具有軟弱、松散、膨脹性強的特性。礦井含水形式為孔隙水、微裂隙水,含水層厚度較大,根據(jù)現(xiàn)場水文勘測,掘進(jìn)工作面涌水量可達(dá)45 m3/h,對圍巖的穩(wěn)定性極為不利。
1.2.1 計算模型及材料參數(shù)
馬頭門硐室采用傳統(tǒng)的錨網(wǎng)噴+錨索+普通混凝土支護(hù)形式。為研究開挖和支護(hù)后其圍巖的應(yīng)力、位移、破壞場分布特征,確定影響其變形破壞的主控因素,以馬頭門工程地質(zhì)條件為基礎(chǔ),結(jié)合硐室的層位空間布置、實際斷面形狀及大小,采用FLAC3D三維有限差分大變形模擬程序構(gòu)建三維工程地質(zhì)力學(xué)模型及支護(hù)工況模型,如圖1、2所示。
圖1 工程地質(zhì)模型Fig.1 Engineering geological model
圖2 支護(hù)工況模型Fig.2 Support condition model
工程地質(zhì)模型在MIDAS/GTS軟件中生成,通過相關(guān)的接口程序?qū)⒛P蛯?dǎo)入FLAC3D軟件中。模型計算范圍:長×寬×高=71 m×50 m×45 m,共劃分185 300個單元,193 902個節(jié)點。在模型的邊界面上施加面力,生成初始應(yīng)力場,最大限度地與現(xiàn)場實際相吻合,上覆施加20 MPa的荷載,模擬垂直方向應(yīng)力。材料破壞符合Mohr-Coulomb強度準(zhǔn)則,巖石物理力學(xué)參數(shù)如表1所示。
表1 巖石物理力學(xué)參數(shù)Table 1 Rock mechanical parameter value
1.2.2 結(jié)果分析
在模型中設(shè)定四個監(jiān)測斷面,分別為井筒1#斷面、2#斷面,馬頭門1#斷面和2#斷面,監(jiān)測斷面位置如圖3所示。
圖3 監(jiān)測斷面位置Fig.3 Monitoring sections location
各監(jiān)測斷面位移量隨計算時步的變化曲線見圖4。從圖4可以看出,圍巖變形較明顯,尤其是馬頭門與井筒連接的上部變形較大,最大變形量達(dá)786 mm。
圖4 位移監(jiān)測曲線Fig.4 Displacement monitoring graph
馬頭門硐室應(yīng)力場分布情況如圖5所示。由圖5可見,水平應(yīng)力、垂直應(yīng)力在馬頭門上部的井筒部位產(chǎn)生應(yīng)力集中,開挖后,應(yīng)力集中程度增大,并逐步向馬頭門井筒下部轉(zhuǎn)移,對硐室的穩(wěn)定十分不利。
圖5 應(yīng)力場分布Fig.5 Stress field distribution
硐室圍巖的塑性區(qū)分布如圖6所示。從圖6可以看出,井筒和馬頭門兩側(cè)巷道開挖,使馬頭門產(chǎn)生了大面積的破壞單元,表現(xiàn)為底臌嚴(yán)重、頂板下沉劇烈,直至硐室圍巖整體失穩(wěn)破壞。從以上分析可知,采用傳統(tǒng)的錨網(wǎng)噴+錨索+普通混凝土支護(hù)形式不能有效控制馬頭門硐室圍巖的大變形破壞,必須尋求一條新的有效、可控的支護(hù)途徑。
圖6 塑性區(qū)分布Fig.6 Plastic zone distribution
根據(jù)馬頭門硐室現(xiàn)場工程地質(zhì)調(diào)查結(jié)果及采用傳統(tǒng)錨網(wǎng)噴+錨索+普通混凝土支護(hù)的數(shù)值模擬結(jié)果可知,硐室圍巖發(fā)生變形破壞主要存在圍巖膨脹性強、傳統(tǒng)支護(hù)形式不合理、受構(gòu)造應(yīng)力影響大、底板穩(wěn)定性差幾方面原因。
(1)圍巖軟弱,膨脹性強
馬頭門硐室圍巖中砂質(zhì)泥巖以泥質(zhì)成分為主,而砂巖礫石互層的膠結(jié)性差、結(jié)合力弱、整體強度很低。據(jù)室內(nèi)物理力學(xué)實驗結(jié)果可知,巖石的平均強度低于15 MPa,圍巖的自承能力低,自穩(wěn)時間短,變形大,并具有隨時間變化而變形增大的趨勢,對硐室的長期穩(wěn)定不利。圍巖X射線衍射測試結(jié)果顯示,硐室圍巖中膨脹性黏土礦物含量較高(蒙脫石和伊/蒙混層礦物含量可達(dá)71%),開挖暴露后,極易風(fēng)化、軟化,使得軟弱圍巖強度進(jìn)一步降低。另外,在礦井涌水的作用下,泥質(zhì)軟巖中具有膨脹潛能的黏土礦物急劇膨脹,造成硐室變形量顯著增大,穩(wěn)定性大幅度降低[3],加上支護(hù)體受不均勻的圍巖附加膨脹應(yīng)力作用,最終導(dǎo)致支護(hù)失效及硐室失穩(wěn)。
(2)傳統(tǒng)支護(hù)形式不合理
由傳統(tǒng)支護(hù)下的馬頭門硐室的數(shù)值模擬結(jié)果可知,錨網(wǎng)噴+錨索+普通混凝土支護(hù)形式不能滿足硐室穩(wěn)定性控制的需要,主要是因為:普通錨網(wǎng)的錨固深度有限,主動支護(hù)強度不足,因而無法限制圍巖產(chǎn)生較大的變形;普通錨網(wǎng)的延伸率比較小,不能適應(yīng)圍巖的大變形,從而導(dǎo)致錨桿斷裂、屈服、失效;混凝土為剛性被動支護(hù),剛度很大,可縮性差,要等到圍巖發(fā)生一定的變形時才發(fā)揮其主要的承載力[4],若變形量較大或淺部巖體存在局部拉剪應(yīng)力高度集中時,混凝土隨即開裂、脫落,造成支護(hù)結(jié)構(gòu)失穩(wěn)。總而言之,圍巖與支護(hù)沒有達(dá)到較好的耦合狀態(tài),導(dǎo)致硐室不穩(wěn)定。
(3)受構(gòu)造應(yīng)力影響大
馬頭門硐室所在區(qū)域斷層較多,受北部遼陽窩堡斷隆,南部臥牛石隆起,東部八虎山背斜,西部后新丘背斜的影響,該區(qū)內(nèi)產(chǎn)生多個同沉積的短軸背、向斜構(gòu)造,呈雁行狀排列,同時產(chǎn)生了東西、北西、北東向三組斷裂。可以看出,應(yīng)力受地質(zhì)構(gòu)造的影響較大。因此構(gòu)造應(yīng)力也是影響破壞的一個主要方面。
(4)底板穩(wěn)定性差
硐室底板巖層為砂質(zhì)泥巖,底板時常出現(xiàn)積水,在水巖耦合作用下,底板膨脹臌起、應(yīng)變軟化,次生裂隙增多,導(dǎo)致積水滲入到深部巖體,造成更大范圍的底臌。同時,硐室開挖空間大,底板泥質(zhì)巖層暴露面積大,將加劇底板塑性區(qū)的發(fā)展。另外,由于硐室?guī)晚數(shù)膲毫^大,容易在底角部位形成高度剪切應(yīng)力集中,造成底部巖體剪切塑性滑移,表現(xiàn)出顯著的底臌大變形。
根據(jù)馬頭門硐室圍巖變形破壞特征及破壞機理,針對其整體穩(wěn)定性差、變形量大、難支護(hù)的特點,結(jié)合工程地質(zhì)力學(xué)實際條件,提出恒阻大變形錨網(wǎng)索噴+底角錨桿+柔層桁架耦合支護(hù)的力學(xué)控制對策。
(1)恒阻大變形卸壓錨桿(索)支護(hù)
由于馬頭門硐室圍巖膨脹性強、圍巖應(yīng)力大、強度較低,因此,須考慮采用一種既具有較高支護(hù)強度、工作阻力,又能產(chǎn)生較大變形的支護(hù)結(jié)構(gòu),以限制圍巖初期產(chǎn)生破壞性變形,充分保持原巖強度,控制塑性圈的快速發(fā)展,同時,通過支護(hù)結(jié)構(gòu)自身的變形適應(yīng)圍巖的大變形,充分釋放圍巖膨脹能、塑性能,達(dá)到卸壓的目的。恒阻大變形錨桿(索)較好地融合了這兩項功能[5],當(dāng)硐室圍巖發(fā)生大變形時,通過卸壓裝置可以自動延伸,并且在此變形過程中能保持較高的恒定工作阻力,因此,采用恒阻大變形卸壓錨桿(索)進(jìn)行支護(hù)不僅能夠吸收圍巖能量,而且在圍巖大變形條件下仍然具有很好的支護(hù)作用以保證巷道的穩(wěn)定。
(2)柔層桁架支護(hù)
柔層桁架支護(hù)是在柔性噴層和桁架之間預(yù)留一定量的變形間隙,以適應(yīng)圍巖產(chǎn)生的大變形,卸掉過高的非線性膨脹能,同時,在柔層相接時又具有足夠的剛度抵抗圍巖過大的有害變形,達(dá)到圍巖與支護(hù)變形協(xié)調(diào)以及讓抗結(jié)合的目的[6]。
(3)底角錨桿支護(hù)
針對馬頭門硐室底板穩(wěn)定性差、底臌潛勢高的特點,通過打底角錨桿,減弱兩底角的應(yīng)力集中程度,控制底角圍巖塑性區(qū)的發(fā)展,并有效切斷來自兩側(cè)的高應(yīng)力塑性滑移線,削弱來自兩幫的擠壓應(yīng)力,減小底臌分量,從而保證硐室底板的穩(wěn)定[7]。
3.2.1 硐室斷面形狀及支護(hù)形式
斷面設(shè)計形狀為直墻半圓拱,掘進(jìn)斷面為6 120 mm×4 560 mm,凈斷面為4 400 mm×3 700 mm。支護(hù)形式為恒阻大變形錨網(wǎng)索噴+底角錨桿+柔層桁架耦合支護(hù),如圖7所示。
圖7 支護(hù)設(shè)計斷面Fig.7 Support design cross-section
3.2.2 支護(hù)材料及參數(shù)
支護(hù)所用材料有錨桿、錨索、金屬網(wǎng)、底角錨桿、混凝土、底拱、金屬桁架,具體參數(shù)如下:
(1)錨桿采用φ20 mm×2 400 mm恒阻大變形錨桿,間排距800 mm×800 mm,三花布置,預(yù)緊力不小于80 kN。
(2)錨索采用φ15.24 mm×8 000 mm恒阻大變形錨索,間排距1 600 mm×1 600 mm,錨索緊跟迎頭安裝時預(yù)緊力為100 kN,滯后迎頭安裝時預(yù)緊力為120 kN。
(3)金屬網(wǎng)采用φ6.5 mm鋼筋焊接而成,網(wǎng)片尺寸為1 700 mm×900 mm,網(wǎng)格尺寸為100 mm×100 mm。
(4)底角錨桿采用φ43 mm×2 500 mm無縫鋼管,內(nèi)插鋼筋并注漿,排距為500 mm。
(5)混凝土初噴厚度60 mm,待圍巖變形穩(wěn)定后,復(fù)噴至與鋼架接觸。支護(hù)完成1~2個月后,實施永久支護(hù),永久噴層至覆蓋鋼架,并保證鋼架外保護(hù)層厚度為80 mm,澆筑混凝土強度等級C40。
(6)底拱采用澆筑混凝土,初次澆筑厚度為100 mm,永久澆筑至地坪設(shè)計高度,澆筑混凝土強度等級C40。
(7)金屬桁架材料為12#礦用工字鋼,每架支架共分四段,頂拱部支架之間通過夾板連接件用M20×70螺栓連接,墻部支架與底拱部支架之間利用平衡消力接口連接板及M20×70螺栓連接。平衡消力接口連接板材料為A3鋼,厚度16 mm,全部連續(xù)焊縫,焊縫高度10 mm。
為了驗證所提出的新型支護(hù)方案的有效性與合理性,在馬頭門兩側(cè)距井筒8 m處各布設(shè)一組圍巖表面位移觀測站,對巷道表面進(jìn)行位移監(jiān)測。表面累計位移(s)~時間(t)關(guān)系曲線如圖8所示。
圖8 馬頭門支護(hù)1#、2#測點s~t曲線Fig.81 stand 2ndmeasuring location s~t curves of ingate supporting
從圖8a中可以看出,馬頭門1#測點經(jīng)過一個月的變形基本趨于平衡,之后由于另一側(cè)馬頭門巷道開挖擾動的影響,巷道再次發(fā)生位移,最后趨于平衡。最終變形量為:頂板下沉量18 mm,兩幫收縮量38 mm,底臌量17 mm。從圖8b中可以看出,馬頭門硐室施工后巷道圍巖變化較小,35 d左右趨于平衡。最終變形量為:頂板下沉量13 mm,兩幫收縮量27 mm,底臌最大值15 mm。
現(xiàn)場監(jiān)測結(jié)果表明,馬頭門處巷道的頂板下沉量和兩幫移近量均不大,底臌量也在允許變形范圍之內(nèi),且變形受開挖擾動影響較小??梢?,采用恒阻大變形錨網(wǎng)索噴+底角錨桿+柔層桁架耦合支護(hù),井筒馬頭門圍巖變形控制效果顯著,可推廣應(yīng)用。
(1)數(shù)值計算結(jié)果表明,馬頭門硐室兩幫及其與井筒的連接部位位移較大、應(yīng)力集中程度較高,采用傳統(tǒng)的錨網(wǎng)噴+錨索+普通混凝土支護(hù)形式不能有效控制圍巖的穩(wěn)定性。
(2)在深入分析硐室圍巖變形破壞機理的基礎(chǔ)上,結(jié)合工程地質(zhì)力學(xué)實際條件,提出了恒阻大變形錨網(wǎng)索噴+底角錨桿+柔層桁架的耦合支護(hù)力學(xué)對策。
(3)工程實踐表明,新型支護(hù)技術(shù)有效地控制了深井軟巖馬頭門硐室圍巖的大變形破壞,取得了良好的支護(hù)效果,具有較大的推廣應(yīng)用價值。
[1] 姜玉松.煤礦井底車場與井筒連接處破壞的原因分析及對策[J].山東科技大學(xué)學(xué)報:自然科學(xué)版,2010,29(5):39-43.
[2] 徐雨,陳新明,焦華喆.趙固二礦深井馬頭門復(fù)合軟巖支護(hù)技術(shù)[J].金屬礦山,2012,41(4):32-35.
[3] 何滿潮,景海河,孫曉明.軟巖工程力學(xué)[M].北京:科學(xué)出版社,2001.
[4] 張連福,謝文兵.深井大斷面軟巖硐室高強穩(wěn)定型支護(hù)技術(shù)研究[J].山東科技大學(xué)學(xué)報:自然科學(xué)版,2010,29(5):32-38.
[5] 王炯.唐口煤礦深部巖巷恒阻大變形支護(hù)機理與應(yīng)用研究[D].北京:中國礦業(yè)大學(xué),2011.
[6] 何滿潮,胡永光,郭志飚,等.大斷面軟巖巷道耦合支護(hù)技術(shù)研究[J].礦山壓力與頂板管理,2005(4):1-3,142.
[7] 楊生彬,何滿潮,劉文濤,等.底角錨桿在深部軟巖巷道底臌控制中的機制及應(yīng)用研究[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報,2008,27(Z1):2913-2930.