張 信 劉春峰 許亞棟 王成功 李楊楊
(1. 山東東山王樓煤礦有限公司,山東省濟寧市,272063;2. 臨沂礦業(yè)集團有限公司,山東省臨沂市,276000;3. 山東科技大學礦業(yè)與安全工程學院,山東省青島市,266590)
近年來,隨著礦井開采深度增加,巷道圍巖性質(zhì)趨于松軟,且頻繁受工作面采動影響,巷道圍巖應力平衡被打破,應力環(huán)境復雜,導致原有支護失效[1-3]。針對深部巷道圍巖變形破壞機制以及巷道支護返修變形問題,我國相關學者對此進行了深入的研究,并取得一系列科研成果,王猛等[4]剖析了巷道頂?shù)装迤茐臋C理,認為巷道支護的關鍵在于控制主應力引起的剪切滑移破壞;肖同強等[5]采用相似模擬試驗方法,揭示了埋深、構造應力對巷道支護穩(wěn)定性的影響規(guī)律;余偉健等[6]提出巷道圍巖變形產(chǎn)生的高應力集中會形成應力壓縮區(qū),并闡明了巷道圍巖正對稱失穩(wěn)模式和角對稱失穩(wěn)模式的演化過程;劉泉聲等[7]以顧橋煤礦深井破碎巖巷為工程背景,揭示了深部破碎軟弱圍巖的支護難點;孟慶彬等[8]通過分析深部軟弱破碎頂板破壞特點,提出了梁-拱錨固承載結(jié)構;康紅普等[9]通過分析深井巷道圍巖及支護體變形特征,采用了高預應力、高強度錨桿聯(lián)合注漿的控制對策;袁亮等[10]針對復雜賦存條件下深部巖巷的變形問題,提出了深部圍巖的分類體系及支護理念。
上述研究針對巷道圍巖穩(wěn)定性進行了理論和實踐工作,為有效解決巷道支護難題提供了理論依據(jù),但是,當前研究多集中對巷道圍巖破壞的細觀機理論述,而對于支護措施的宏觀統(tǒng)計分析尚未有較系統(tǒng)的觀點,尤其是利用統(tǒng)計學知識對現(xiàn)場巷道支護工程指導的案例并不多見。因此,筆者以王樓煤礦二采區(qū)膠帶下山巷道工程為對象,基于統(tǒng)計學原理和方法,根據(jù)現(xiàn)場巷道變化情況運用數(shù)據(jù)統(tǒng)計結(jié)合數(shù)值計算相結(jié)合的方法為巷道修復提供可靠的理論支持,同時考慮巷道圍巖為非均質(zhì)體,實驗室測量的巖體力學參數(shù)與真實礦井深部井巷圍巖受力及圍巖性質(zhì)存在一定的差異,因此對巷道圍巖運動情況進行現(xiàn)場試驗實質(zhì)分析,從而提出有效的支護方案,確保實現(xiàn)巷道長期穩(wěn)定、有效降低巷道返修率的目的。
王樓煤礦二采區(qū)膠帶下山主要為二采區(qū)及深部的七采區(qū)服務,作為運煤和通風之用,其服務年限較長。該巷道埋深較大且受3號煤層采動因素綜合疊加影響,處于高地應力環(huán)境,因此導致二采區(qū)膠帶下山局部出現(xiàn)較大變形現(xiàn)象,頂?shù)装寮皟蓭褪諗苛窟_0.5~0.8 m,為保持巷道的基本穩(wěn)定,王樓煤礦曾對該巷道進行了多期返修,但仍不能解決其持續(xù)性變形問題,導致巷道維修成本成倍增加,也嚴重影響著礦井的安全生產(chǎn)。
王樓煤礦二采區(qū)膠帶下山沿3上煤層底板布置,巷道設計為直墻半圓拱型,巷道設計寬度4.8 m,墻高1.7 m。3上煤層厚度1.8 m,3上煤層直接頂為泥巖,厚度為3~6 m,平均為5.2 m,組分以泥質(zhì)為主,少為粉砂質(zhì),上部少夾粉砂巖條紋,底部富有植物葉片化石碎片,少見零星黃鐵礦結(jié)核,斷口平坦,少具滑面,穩(wěn)定性相對較差;基本頂以細砂巖為主,厚度25~55 m,平均為43 m,淺灰色,成分以石英為主,長石次之,次圓狀,泥硅質(zhì)膠結(jié),分選較好,局部夾泥巖團塊或條帶,微波狀層理至平行層理,少見炭質(zhì)線理或煤線,f=4~5,工程綜合地質(zhì)地形圖見圖1。
為了掌握當前該巷道圍巖松動特性、結(jié)構及裂隙動態(tài)發(fā)育情況,采用CXK12(A)礦用本安型鉆孔成像儀對二采區(qū)膠帶下山巷道頂板巖層穩(wěn)定情況進行了鉆孔窺視試驗,圖1為選取的具有代表圍巖一定特征的窺視圖,可觀察到:錨桿支護范圍內(nèi)(巷道圍巖淺部)圍巖破碎,且有離層發(fā)生,圍巖破碎深度約在0~3 m左右;巷道頂板3~3.6 m之間有垂直裂隙,但裂隙較?。幌锏理敯?.6 m以上圍巖整體性較好,未出現(xiàn)離層現(xiàn)象。從上述幾個特性可以說明巷道頂板破碎范圍僅出現(xiàn)在巷道表面3 m范圍內(nèi),鉆孔深部圍巖完整性較好,未發(fā)生明顯破壞,將對后期巷道圍巖加固較為有利。
圖1 二采區(qū)膠帶下山鉆孔窺視圖
二采區(qū)膠帶下山局部區(qū)域出現(xiàn)巷道整體變形,其中巷道拱部礦壓顯現(xiàn)尤為明顯,根據(jù)巷道圍巖松動圈支護理論,圍巖的最大變形載荷是松動圈產(chǎn)生過程中的碎脹變形,圍巖破裂過程中的巖石碎脹變形是支護的對象[11],同時錨桿桿體變形狀況也反映巷道圍巖變形的程度和變形的原因,為了掌握錨桿斷裂的主要方式、斷裂長度、分布空間位置,由此分析巷道圍巖的變形程度和原因,筆者收集了二采區(qū)膠帶下山以及周邊巷道等典型區(qū)域斷裂錨桿情況,發(fā)現(xiàn)錨桿斷裂部位多呈現(xiàn)明顯的斜斷口特征,同時還觀測到大部分錨桿具有剪切滑痕,如圖2所示。為方便統(tǒng)計,將區(qū)域內(nèi)斷裂錨桿進行統(tǒng)一編號,根據(jù)具體特征劃分類型,得出數(shù)據(jù)如表1所示。
圖2 錨桿斷裂失效情況
表1 失效錨桿數(shù)據(jù)統(tǒng)計表
將斷裂錨桿長度劃分成遞增距離為200 mm的統(tǒng)計區(qū)間,并依次統(tǒng)計各區(qū)間內(nèi)的數(shù)量,可整理得到錨桿斷裂處距離錨桿頭的長度與統(tǒng)計數(shù)量之間的關系,根據(jù)調(diào)查情況,結(jié)合統(tǒng)計學原理,得到如圖3所示的統(tǒng)計結(jié)果,不難看出錨桿斷裂的主要部位集中在錨桿絲頭位置,錨桿絲頭以外至錨桿錨固劑錨固段(0~150 mm),錨桿斷裂數(shù)量曲線與正態(tài)分布圖具有一定的相似性。
圖3 錨桿斷裂位置與數(shù)量統(tǒng)計圖
曲線圖正態(tài)分布部分平均值為:
(1)
式中:xi——錨桿斷裂位置;
N——樣本數(shù)量;
i——斷裂錨桿樣本編號。
計算得出μ=693,即樣本錨桿平均斷裂位置在距離錨桿絲頭693 mm。
正態(tài)分布標準差為:
(2)
計算得出σ=31.8,即若不考慮因錨桿角度、錨桿絲頭變徑影響,錨桿斷裂范圍的數(shù)值與錨桿斷裂范圍呈平均值693 mm,標準差為31.8的正態(tài)分布。
根據(jù)正態(tài)分布的特征,在不考慮因錨桿角度、錨桿絲頭變徑影響的情況下,錨桿斷裂的長度處于2個標準差之間的概率為95%,μ-2σ 根據(jù)表1內(nèi)數(shù)據(jù)將剪切變形與支護位置占比繼續(xù)分類統(tǒng)計,結(jié)果如圖4所示,錨桿斷裂的表現(xiàn)類型主要分為兩種,即剪切斷裂和非剪切斷裂。其中剪切斷裂所占比重要高于非剪切斷裂類型,所占比例達到68%,且從圖3可以看出,錨桿斷裂長度區(qū)間多位于400~800 mm,統(tǒng)計占比達到46%,另一方面,從錨桿破壞的位置來看,雖然巷道拱部和巷道幫部均有錨桿破壞,但巷道拱部出現(xiàn)的錨桿破壞數(shù)量卻遠多于巷道幫部的數(shù)量,其占比已達到86%,據(jù)統(tǒng)計,失效錨桿具有剪切裂紋且發(fā)生在拱部的概率約為74.4%,表明拱部受力錨桿以剪切斷裂為主,結(jié)合工程地質(zhì)情況以及錨桿斷口形態(tài)可以看出,此區(qū)間位于頂板泥巖區(qū)域內(nèi),根據(jù)界面力學理論[12],煤巖層面理想化成水平面后還需考慮層間充填物質(zhì)對界面剪切強度的影響,所以錨桿因頂煤與頂板彎曲或碎脹變形而被剪成斜斷口,分析其原因這是由于頂煤與頂板分界面附近煤層破壞嚴重,出現(xiàn)剪切破壞或拉伸破壞,導致分界面處錨桿被剪斷或拉斷,其中巷道圍巖出現(xiàn)離層、相對滑動產(chǎn)生的剪切力仍然是錨桿破壞的主要因素,可見錨桿的失效與錨桿穿過的煤巖層分界面和支護的空間位置有一定的相關性。 圖4 錨桿破壞類型及破壞位置占比 因此,在綜合本工程的工程地質(zhì)情況和考慮應用統(tǒng)計學的基礎上,提出二采區(qū)膠帶下山巷道圍巖變形是以巷道拱部向里1329 mm圍巖發(fā)生破碎并發(fā)生相對移動的巷道變形,其中巷道拱部向里375~1011 mm范圍內(nèi)巷道圍巖相對移動最為明顯,該范圍處于煤層頂板泥巖段,同時結(jié)合巖性分析,圍巖相對移動多為巖石的蠕變或巖石碎變形所導致,由此,把巷道內(nèi)圍巖性質(zhì)穩(wěn)定性較差的、變形量較大的巖層稱之為“薄弱巖層”,“薄弱巖層”是需要重點控制的巖層。 巷道開挖將會使圍巖應力重新分布,當重新分布的應力超過圍巖的屈服應力就會產(chǎn)生塑性變形區(qū)域。為求得巷道圍巖塑性區(qū),將巷道拱部泥巖進行室內(nèi)單軸壓縮試驗,求得單軸抗壓強度為20.8 MPa,巖石內(nèi)摩擦角46°,并根據(jù)地質(zhì)分布情況得到巷道上覆巖層平均容重為26 kN/m3。 泥巖極限平衡區(qū)的半徑為: 巷道圍巖極限平衡區(qū)寬度為: B=R-R0 (5) 式中:R——泥巖的極限平衡區(qū)的半徑,m; R0——巷道半徑,取2.3 m; c——內(nèi)聚力,MPa; σ0——單軸抗壓強度,取20.8 MPa; φ——巖石內(nèi)摩擦角,取46°; γ——上覆巖層平均容重,kN·m3; H——巷道的埋深,取700 m。 經(jīng)過計算可知,內(nèi)聚力c為4.2 MPa,泥巖的極限平衡區(qū)的半徑R為5.75 m,圍巖極限平衡區(qū)寬度B為3.45 m。 針對巷道變形特點,考慮到巷道圍巖穩(wěn)定性較差、裂隙較發(fā)育,結(jié)合前期施工經(jīng)驗,采用注漿的方式填充巷道圍巖中的裂隙,將松散破碎的圍巖膠結(jié)成整體,實現(xiàn)增強巖體頂板強度[13-14]、保證巷道圍巖穩(wěn)定性的目標。注漿力學模型采用摩爾-庫倫準則,即假定注漿巖體與非注漿巖體均達到極限平衡狀態(tài),分析兩種力學狀態(tài)下巷道周邊的應力場,以提高巖體的內(nèi)聚力、內(nèi)摩擦角及彈性模量,注漿前后力學模型如圖5所示。 結(jié)合數(shù)據(jù)統(tǒng)計分析及數(shù)據(jù)測算,確定對“薄弱巖層”采用型號為Φ22 mm×6000 mm錨索進行補強支護,錨索間排距為800 mm×800 mm。為改變“薄弱巖層”巖石性質(zhì),進一步提高薄弱巖層強度,決定對薄弱巖層采用注漿加固技術[15-16]。由上述分析得知巷道圍巖松動圈為3 m,巷道塑性區(qū)寬度為3.45 m,因此,為保證漿體充分進入裂隙全斷面,將注漿孔長度設定為3.5 m,根據(jù)錨桿斷裂數(shù)據(jù)統(tǒng)計分析結(jié)果得出巷道圍巖以里693 mm處圍巖運動較為活躍,因此將注漿管長度設定為600 mm,注漿管安設如圖6所示。 c1—未注漿巖體內(nèi)聚力;c—注漿后巖體內(nèi)聚力;ψ1—注漿前巖體內(nèi)摩擦角;ψ—注漿后巖體內(nèi)摩擦角;σ3—最小主應力;σ1—注漿后最大主應力;注漿后最大主應力圖5 注漿力學模型 圖6 注漿管安設示意圖 為了驗證此次支護方案的有效性,以及巷道返修后巷道圍巖的變形特征,在二采區(qū)膠帶下山巷道返修段布置了3個巷道圍巖移近量觀測點,通過觀測并整理得到巷道修復后90 d內(nèi)的圍巖移近量監(jiān)測數(shù)據(jù),具體觀測數(shù)據(jù)如表2所示。通過觀測點1數(shù)據(jù)表明,巷道頂板雖注漿后仍有近25 mm的累積移近量,但遠低于設計變形量50 mm,足以抵抗圍巖的蠕變變形,而觀測點2和3的數(shù)據(jù)表明,頂板與兩幫的移近量基本穩(wěn)定,沒有發(fā)生過大變形。 表2 二采區(qū)膠帶下山圍巖移近量監(jiān)測 (1)王樓煤礦二采區(qū)膠帶下山軟巖巷道鉆孔窺視結(jié)果顯示,巷道頂板破碎范圍出現(xiàn)在巷道表面3 m范圍內(nèi),鉆孔深部圍巖完整性較好,未發(fā)生明顯破壞,將對后期巷道圍巖加固較為有利。通過對二采區(qū)膠帶下山斷裂錨桿數(shù)據(jù)及相鄰二采區(qū)行人下山失效錨索數(shù)據(jù)統(tǒng)計分析,剪切力仍然是錨桿破壞的主要因素。 (2)錨桿斷裂長度區(qū)間多位于400~800 mm,統(tǒng)計占比達到46%,失效錨桿具有剪切裂紋且發(fā)生在拱部的概率約為74.4%,表明拱部受力錨桿以剪切斷裂為主,認為此次巷道返修的關鍵在于控制頂板煤巖分界面處的剪切滑移變形。 (3)提出二采區(qū)膠帶下山巷道圍巖變形范圍在拱部向里1329 mm,其中活動明顯區(qū)域為巷道拱部向里375~1011 mm范圍,由此找出巷道支護受剪切破壞的薄弱位置,使礦井巷道支護明確目標,進一步實現(xiàn)精準科學施工,同時通過理論對比分析,優(yōu)化了巷道注漿參數(shù)、錨索選型,通過現(xiàn)場實施來看,巷道圍巖性質(zhì)得到改善,巷道支護選型可靠,支護效果較為顯著。2.2 錨桿失效機制分析
3 巷道支護設計參數(shù)
3.1 圍巖塑性區(qū)測算
3.2 注漿參數(shù)設定
4 現(xiàn)場應用監(jiān)測結(jié)果分析
5 結(jié)論