張進(jìn)鵬,劉立民,劉傳孝,趙艷鵬,孫東玲,邵軍
(1. 山東農(nóng)業(yè)大學(xué)水利土木工程學(xué)院,山東泰安,271018;2. 山東科技大學(xué)能源與礦業(yè)工程學(xué)院,山東青島,266590;3. 臨沂礦業(yè)集團(tuán)菏澤煤電有限公司,山東荷澤,274020;4. 中煤科工集團(tuán)重慶研究院有限公司,重慶,400037)
目前,錨網(wǎng)支護(hù)已在煤礦巷道、深部金屬礦山巷道、高應(yīng)力隧道中得到了廣泛應(yīng)用[1?6]。普通錨網(wǎng)支護(hù)多設(shè)計(jì)為對(duì)稱結(jié)構(gòu),在中淺部普通地質(zhì)條件下能夠取得良好的圍巖控制效果。而隨著礦山開(kāi)采深度增加,地應(yīng)力水平提高,圍巖逐漸破碎。深部許多礦井煤巖層傾斜角度較大,在大傾角煤巖層巷道中采用常規(guī)的巷道斷面形狀和普通錨網(wǎng)支護(hù)方式容易造成圍巖局部發(fā)生嚴(yán)重破壞,進(jìn)而引發(fā)巷道圍巖整體失穩(wěn)[7?8]。
大傾角煤巖層巷道由于圍巖結(jié)構(gòu)非對(duì)稱、傾斜頂板巖層應(yīng)力場(chǎng)發(fā)生變化[9?10],其受力特點(diǎn)與水平煤巖層受力特點(diǎn)明顯不同,所以,大傾角煤巖層巷道圍巖控制亦與常規(guī)不同。范明建等[11?12]針對(duì)大傾角特厚復(fù)合頂板巷道,提出了非對(duì)稱強(qiáng)力支護(hù)方案;張宇寧等[13]針對(duì)大傾角中厚煤層堅(jiān)硬頂?shù)装?,提出了柔性護(hù)巷支護(hù)系統(tǒng);辛亞軍等[14?15]提出了大傾角煤層回采巷道頂板穩(wěn)定性判別準(zhǔn)則和耦合支護(hù)方案。目前,針對(duì)大傾角煤巖層巷道的非對(duì)稱應(yīng)力分布特征,人們采用非對(duì)稱支護(hù)方案來(lái)提高應(yīng)力集中區(qū)域的支護(hù)強(qiáng)度,取得了一定的圍巖控制效果。而針對(duì)大傾角煤巖層巷道非對(duì)稱支護(hù)方案中的非對(duì)稱程度、補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)程度、錨桿與錨索耦合方式、非對(duì)稱方式與巖層結(jié)構(gòu)關(guān)系等,尚未形成統(tǒng)一的設(shè)計(jì)標(biāo)準(zhǔn)。
通過(guò)改善巷道斷面形狀、調(diào)整支護(hù)參數(shù)等方法能夠在一定程度上降低大傾角煤巖層巷道圍巖局部應(yīng)力集中程度。許多巷道斷面優(yōu)化設(shè)計(jì)為斜頂梯形巷道和斜頂異型巷道[16?18],頂板方向與煤巖層方向平行,順應(yīng)傾斜煤巖層的作用力,防止產(chǎn)生層間剪切作用,這在理論上是合理的。但是,由于圍巖轉(zhuǎn)角處仍會(huì)出現(xiàn)與矩形巷道類似的應(yīng)力集中現(xiàn)象,所以,斜頂梯形斷面并不是大傾角煤巖層巷道的理想形狀。為了保證深部大傾角煤層順利開(kāi)采,必須優(yōu)化巷道斷面形狀,同時(shí)借助非對(duì)稱耦合支護(hù)技術(shù),設(shè)計(jì)合理的非對(duì)稱支護(hù)強(qiáng)度,盡可能使巷道應(yīng)力分布均勻。
基于此,本文以新汶礦區(qū)某礦6196 疏水巷為工程背景,通過(guò)理論分析、數(shù)值模擬、工程實(shí)踐等方法研究深部大傾角煤巖層巷道圍巖的層間剪切滑移變形機(jī)制,優(yōu)化設(shè)計(jì)出合理的斷面形狀和非對(duì)稱耦合支護(hù)方案,并通過(guò)工程實(shí)踐評(píng)價(jià)方案的應(yīng)用效果,以期為深部大傾角煤巖層巷道圍巖斷面選取和控制技術(shù)提供參考依據(jù)。
新汶礦區(qū)某礦6196 工作面位于后六采區(qū)第6亞階段,東面為F3-1 斷層,西面為FP 斷層,南、北面為未開(kāi)拓區(qū)。6196疏水巷埋深為964 m,長(zhǎng)度為2 060 m,沿煤層19 頂板按腰線5‰上坡掘進(jìn),布置在煤層19及煤層19頂板中,受到6196工作面一次采動(dòng)影響。根據(jù)鉆孔實(shí)際揭露和三維地震勘探資料及鄰區(qū)開(kāi)采情況分析,煤層19 為穩(wěn)定的中厚煤層,厚度為0.74~4.65 m,平均厚度為2.56 m,煤層結(jié)構(gòu)復(fù)雜,含0~3 層夾矸,夾矸總厚度為0~0.58 m,煤層傾角為23°~32°,平均傾角為30°。煤層頂?shù)装鍘r性特征如圖1所示。
圖1 6196 地層巖性特征描述Fig.1 Characteristic description of 6196 drainage roadway
6196疏水巷原設(shè)計(jì)為矩形,采用高強(qiáng)錨網(wǎng)索對(duì)稱支護(hù)方案,錨桿直徑×長(zhǎng)度為22 mm×2 400 mm,間距×排距為850 mm×800 mm,錨索直徑×長(zhǎng)度為17.8 mm×7 500 mm,每排包括2根錨索,位于頂板中部,豎直布置。由于巷道深度約1 000 m,地應(yīng)力水平較高,為深井高應(yīng)力巷道,故圍巖控制難度較大。另外,由于巖層傾角較大,巷道圍巖應(yīng)力分布不均,同時(shí),矩形巷道在轉(zhuǎn)角處容易形成應(yīng)力集中,造成圍巖局部發(fā)生失穩(wěn)破壞,圍巖控制難度增大。
大傾角煤層回采巷道由于煤巖層傾角較大,使巖石重力方向與巖石層理面方向之間的夾角變小,重力沿巖石層理方向的作用力增大,造成其頂板冒落、圍巖變形以及巷道破壞特征與緩斜煤層的明顯不同[19?21]。
1)大傾角巷道變形具有非對(duì)稱性。巷道開(kāi)挖以后,煤巖層因受重力作用而垂直下沉,同時(shí),由于受傾斜巖層的影響,煤巖層存在沿傾斜面向下滑動(dòng)的趨勢(shì),沿傾斜方向的應(yīng)力在巷道2個(gè)對(duì)角處產(chǎn)生應(yīng)力集中而在另外2 個(gè)對(duì)角處產(chǎn)生應(yīng)力釋放。圍巖應(yīng)力集中區(qū)域的變形量增大,煤巖體破壞程度加劇。
2)隨著煤巖層傾角增大,上覆巖層重力沿煤巖層層理方向的分力增大,巖體沿層面滑移的趨勢(shì)增大。如果煤層松軟、結(jié)構(gòu)面發(fā)育,而煤層頂板比較堅(jiān)硬,那么松軟煤層極易出現(xiàn)劇烈的滑動(dòng),從而引起巷道頂板明顯下沉。當(dāng)巷道底板為強(qiáng)度較低的煤層或部分為煤層時(shí),容易出現(xiàn)比較嚴(yán)重的底鼓現(xiàn)象。
3) 當(dāng)大傾角巷道采用非封閉式支架支護(hù)時(shí),巷道兩幫應(yīng)力向處于敞開(kāi)狀態(tài)的底板傳遞。巷道開(kāi)挖以后,當(dāng)水平應(yīng)力超過(guò)巖體的極限強(qiáng)度時(shí),在巷道底板中部靠近下幫側(cè)產(chǎn)生垂直于巖層層理方向的裂隙,之后由于巷道兩側(cè)的擠壓,裂縫處的巖層向巷道空間彎曲,出現(xiàn)底板鼓起現(xiàn)象。
大傾角煤巖層巷道圍巖發(fā)生非對(duì)稱變形的原因如下:一方面,巷道兩側(cè)煤巖體賦存結(jié)構(gòu)不同,同時(shí)巷道圍巖受到較大的非對(duì)稱載荷作用;另一方面,支護(hù)體的支護(hù)特性與圍巖位移變化的特征不相適應(yīng)。在采動(dòng)影響下,非對(duì)稱變形現(xiàn)象更加明顯。
大傾角煤巖層上覆重力沿層理面方向的作用力較大,使巷道幫角部位巖層間的潛在剪切面或軟弱面發(fā)生剪切滑移變形。其中,受巖層傾角影響,在巷道斷面與煤巖層傾斜方向夾角較小的部位產(chǎn)生側(cè)向約束,從而增加了煤巖層間的法向應(yīng)力,因此,層間剪切滑移變形量較小;在巷道斷面與煤巖層傾斜方向夾角較大的部位,由于受到的巖層側(cè)向約束較小,使層間的法向應(yīng)力減小,因此剪切滑移變形量較大,使巷道頂板懸露范圍以及底板敞開(kāi)范圍增大,在構(gòu)造應(yīng)力作用下,產(chǎn)生撓曲變形,造成頂板下沉及底板鼓起。
大傾角巷道圍巖應(yīng)力呈非對(duì)稱分布,導(dǎo)致支護(hù)體承受的載荷也呈非對(duì)稱性分布,傳統(tǒng)支護(hù)方式不能滿足其支護(hù)要求,因此,對(duì)大傾角煤巖層巷道控制應(yīng)采取非對(duì)稱的耦合支護(hù)方式[22?23]。首先,必須要降低圍巖應(yīng)力集中程度,防止局部圍巖應(yīng)力過(guò)大導(dǎo)致其發(fā)生變形和破壞,通過(guò)選取合理的巷道斷面形狀可以降低圍巖表面的應(yīng)力集中程度。其次,加強(qiáng)局部應(yīng)力集中區(qū)域的支護(hù)強(qiáng)度,通過(guò)增大錨桿和錨索長(zhǎng)度、密度等,依靠錨桿和錨索的支護(hù)作用使圍巖應(yīng)力向深部轉(zhuǎn)移,控制局部圍巖過(guò)大的變形。第三,依靠金屬網(wǎng)、W 型鋼帶在支護(hù)過(guò)程中的連接作用,將圍巖中高應(yīng)力區(qū)的壓力向低應(yīng)力區(qū)轉(zhuǎn)移,使圍巖應(yīng)力分布更均勻。
為更直觀地分析大傾角煤巖層巷道圍巖的非對(duì)稱應(yīng)力與變形特征,基于上述理論分析,通過(guò)數(shù)值模擬研究當(dāng)煤巖層傾角分別為0°和30°時(shí)矩形巷道圍巖的垂直位移、水平位移、垂直應(yīng)力、水平應(yīng)力、剪切應(yīng)力分布特征。
數(shù)值模型長(zhǎng)×寬×高為50 m×40 m×50 m。對(duì)模型左右邊界及下邊界施加剛性約束,上邊界為自由邊界。在6196疏水巷共進(jìn)行3個(gè)測(cè)站的地應(yīng)力測(cè)量,其垂直應(yīng)力分別為25.55,25.63和25.47 MPa。根據(jù)該地應(yīng)力實(shí)測(cè)結(jié)果,將模型上邊界的初始地應(yīng)力設(shè)定為25 MPa。模型中巖層傾角為30°,為對(duì)比研究大傾角煤巖層巷道變形特征,保證模型其他參數(shù)不變,設(shè)置另一組煤巖層傾角為0°,以此作為參照。頂?shù)装鍘r層力學(xué)參數(shù)如表1所示,數(shù)值模型如圖2 所示。計(jì)算過(guò)程采用摩爾?庫(kù)侖屈服準(zhǔn)則。
表1 頂?shù)装鍘r層物理力學(xué)參數(shù)Table 1 Physical and mechanical parameters of roof and floor strata
圖2 頂?shù)装鍘r層數(shù)值模型Fig.2 Numerical simulation model of roof and floor strata
當(dāng)煤巖層傾角分別為0°和30°時(shí)巷道圍巖的垂直位移、水平位移、垂直應(yīng)力、水平應(yīng)力、剪切應(yīng)力分布如圖3~7所示。
由圖3和圖4可知,30°傾角巖層巷道圍巖的垂直位移明顯大于0°傾角巖層巷道圍巖的垂直位移;當(dāng)巖層傾角為0°時(shí),圍巖變形表現(xiàn)出明顯的對(duì)稱性,無(wú)底鼓現(xiàn)象,左、右兩幫的最大位移為91 mm;當(dāng)傾角為30°時(shí),頂板左右兩側(cè)、底板左右兩側(cè)、兩幫位移分布均呈現(xiàn)一定的非對(duì)稱性,左側(cè)頂板和右側(cè)頂板的垂直位移分別為220 mm 和200 mm,左側(cè)底板和右側(cè)底板的垂直位移分別為61 mm 和47 mm,左、右?guī)偷乃轿灰品謩e為116 mm 和136 mm,左側(cè)頂?shù)装逦灰普w大于右側(cè)頂?shù)装逦灰?,底板左?cè)出現(xiàn)了一定程度的底鼓,而巷道右?guī)退轿灰普w大于左幫水平位移。由此可見(jiàn),巷道左側(cè)頂板、左側(cè)底板和右?guī)褪菄鷰r變形控制的關(guān)鍵部位。
圖3 巷道垂直位移分布特征Fig.3 Distribution characteristics of vertical displacement of roadway
圖4 巷道水平位移分布特征Fig.4 Distribution characteristics of horizontal displacement of roadway
由圖5~7可知:矩形巷道周邊轉(zhuǎn)角處均出現(xiàn)明顯的應(yīng)力集中現(xiàn)象。當(dāng)傾角為0°時(shí),圍巖水平應(yīng)力和垂直應(yīng)力呈現(xiàn)出明顯的對(duì)稱分布;當(dāng)傾角為30°時(shí),巷道水平應(yīng)力和垂直應(yīng)力表現(xiàn)出非對(duì)稱分布特征,應(yīng)力集中主要出現(xiàn)在巷道頂?shù)装遄髠?cè)和右?guī)停绕湓谙锏雷笊辖呛陀蚁陆菓?yīng)力集中最明顯。這與理論分析結(jié)果一致,也印證了理論分析的正確性。
圖5 巷道圍巖垂直應(yīng)力分布特征Fig.5 Vertical stress distribution of surrounding rock of roadway
通過(guò)上述分析可知,與水平煤巖層相比,大傾角煤巖層巷道圍巖變形呈現(xiàn)出明顯的非對(duì)稱性,主要是由于巖體的非對(duì)稱結(jié)構(gòu)使圍巖應(yīng)力呈非對(duì)稱分布,巷道破壞關(guān)鍵區(qū)域?yàn)轫敯遄髠?cè)、右?guī)图暗装遄髠?cè)位置,如圖8 所示。圖8 中,區(qū)域1~3 為應(yīng)力集中區(qū)域即圍巖變形控制的關(guān)鍵部位。
圖8 大傾角煤層巷道圍巖變形破壞的關(guān)鍵部位Fig.8 Key parts of deformation and failure of roadway in seam with deep dip angle
在普通回采巷道中,矩形巷道應(yīng)用最廣泛。矩形巷道的轉(zhuǎn)角處剪應(yīng)力較大,容易形成應(yīng)力集中而發(fā)生破壞,但是矩形巷道施工方便,且利于發(fā)揮錨桿和鋼帶的組合作用。斜頂梯形巷道沿煤層頂板掘進(jìn),有利于頂板支護(hù),保證頂板的整體性和穩(wěn)定性,同時(shí),巷道兩幫維護(hù)也較容易。
巷道斷面形狀直接關(guān)系著圍巖控制效果,針對(duì)深部大傾角煤巖層6196 疏水巷,應(yīng)該選取合適的巷道斷面形狀,盡可能地降低應(yīng)力集中程度。該巷道屬半煤巖巷道,根據(jù)上述分析和工程經(jīng)驗(yàn),選取斜頂梯形巷道、拱形巷道和矩形巷道(如圖9所示),并通過(guò)數(shù)值模擬對(duì)每種斷面形狀的巷道進(jìn)行圍巖應(yīng)力和變形分析。
圖9 斷面形狀Fig.9 Sectional shapes
基于數(shù)值模型,對(duì)不同斷面形狀的巷道圍巖應(yīng)力分布及變形特征進(jìn)行數(shù)值模擬研究。圖10 和圖11 所示分別為3 種斷面巷道垂直位移和水平位移云圖,圖12~14所示分別為3種斷面巷道垂直應(yīng)力、水平應(yīng)力及剪切應(yīng)力云圖。
圖10 巷道垂直位移云圖Fig.10 Vertical displacement nephogram of roadway
圖11 巷道水平位移云圖Fig.11 Horizontal displacement nephogram of roadway
圖12 巷道垂直應(yīng)力云圖Fig.12 Vertical stress nephogram of roadway
圖13 巷道水平應(yīng)力云圖Fig.13 Horizontal stress nephogram of roadway
圖14 巷道剪切應(yīng)力云圖Fig.14 Shear stress nephogram of roadway
由圖10 和圖11 可以看出,3 種斷面巷道圍巖變形均呈現(xiàn)出不對(duì)稱性,巷道頂板左側(cè)變形量大,底板左側(cè)底鼓量最大。矩形巷道頂板最大下沉量、最大底鼓量、兩幫最大位移分別為220,50 和136 mm,斜頂梯形巷道最大頂板下沉量、最大底鼓量、最大兩幫變形量分別為187,50和112 mm,半圓拱形巷道最大頂板下沉量、最大底鼓量、最大兩幫變形量分別為134,20 和119 mm。因此,半圓拱形巷道頂?shù)装遄冃瘟孔钚?,斜頂梯形巷道兩幫變形量最小,矩形巷道整體變形量最大。
由圖12~14 可知:由于巷道開(kāi)挖引起應(yīng)力釋放,巷道周圍形成應(yīng)力降低區(qū),由巷道向外應(yīng)力逐漸增大;巷道垂直應(yīng)力集中于兩幫,水平應(yīng)力集中于頂板和底板。矩形巷道頂板垂直應(yīng)力為7.5 MPa,斜頂梯形巷道頂板垂直應(yīng)力略小于矩形巷道垂直應(yīng)力,半圓拱形巷道頂板垂直應(yīng)力為5.0 MPa。半圓拱形巷道應(yīng)力集中程度最低。3 種斷面巷道應(yīng)力分布均呈現(xiàn)出非對(duì)稱性,頂板應(yīng)力集中區(qū)域偏向左側(cè),底板應(yīng)力集中區(qū)域偏向左側(cè);剪切應(yīng)力的集中區(qū)域從靠近巷道自由面的圍巖向深部圍巖轉(zhuǎn)移。
通過(guò)上述結(jié)果對(duì)比可知,半圓拱形巷道頂板應(yīng)力分布相對(duì)較均勻,應(yīng)力集中程度低,使得頂板下沉量減小,底鼓現(xiàn)象減弱,但對(duì)兩幫的控制效果不明顯;斜頂梯形巷道兩幫變形量最小,其頂?shù)装遄冃瘟拷橛诎雸A拱形與矩形巷道頂?shù)装遄冃瘟恐g;矩形巷道圍巖變形最嚴(yán)重。3種斷面形狀中半圓拱形巷道受力相對(duì)均勻,但其對(duì)兩幫的控制效果弱于斜頂梯形巷道的控制效果。
由上述數(shù)值模擬分析得知,矩形巷道圍巖應(yīng)力集中程度大,變形量大,不適用于深井大傾角煤巖層巷道,下面通過(guò)理論分析探究半圓拱形巷道和斜頂梯形巷道的適用性。
4.2.1 半圓拱形巷道頂板受力分析
在巖層自重作用下,假定巷道上覆巖層垂直應(yīng)力q均勻分布,巷道半圓拱形頂部圍巖受到的水平應(yīng)力為T,拱腳圍巖受到的垂直壓力為F,巷道受力狀態(tài)如圖15所示。
圖15 半圓拱形巷道受力狀態(tài)分析Fig.15 Loads analysis of semicircular arched roadway
根據(jù)平衡原理,可得如下關(guān)系式:
整理可得:
式中:l為巷道寬度的一半;h為巷道拱高;q為垂直應(yīng)力,q=γH;H為巷道頂板埋深;γ為上覆巖層容重。
4.2.2 斜頂梯形巷道受力分析
巷道頂板界線為斜直線,假設(shè)巷道上覆巖層垂直應(yīng)力q均勻分布,頂板左角受到的垂直壓力為F0,頂板右角受到的層間剪切應(yīng)力為P0,該剪切應(yīng)力在水平方向的分量為T0,在豎直方向的分量為R0,巷道頂部的受力狀態(tài)如圖16所示。
圖16 斜頂梯形巷道受力狀態(tài)分析Fig.16 Loads analysis of trapezoidal roadway with inclined roof
根據(jù)力系平衡原理,可得如下關(guān)系式:
整理可得:
式中:θ為巷道頂板傾斜角度;h0為巷道頂板中心點(diǎn)與下幫頂點(diǎn)的高差,h0= tanθ?l,當(dāng)θ=30°時(shí),h0=0.577l。
通過(guò)以上受力分析可知,半圓拱形巷道與斜頂梯形巷道圍巖應(yīng)力分布不同,通過(guò)對(duì)比式(4)與式(2)可見(jiàn),F(xiàn)0>F,P0>T。由式(4)進(jìn)一步分析得出,P0與頂板巖層傾角呈反比,隨著傾角增大而呈單調(diào)遞減;F0與水平應(yīng)力以及頂板傾角呈正比,即水平應(yīng)力和頂板傾角越大,垂直應(yīng)力增幅越大。
不同形狀巷道圍巖受力對(duì)比如圖17 所示。圖17 中,應(yīng)力用帶箭頭的線段表示,箭頭的方向代表應(yīng)力的方向,線段越長(zhǎng)代表應(yīng)力越大。
圖17 不同形狀巷道圍巖受力對(duì)比Fig.17 Loading comparison of surrounding rock of different shaped roadways
由圖17 可以看出,在傾斜巖層的影響下,巷道頂板抬高,導(dǎo)致斜頂梯形頂板應(yīng)力大于拱形巷道頂板應(yīng)力,這與數(shù)值模擬中斜頂梯形巷道頂板下沉量較大的結(jié)果相符。由于頂板抬高,巷道左幫應(yīng)力大幅度減小,而右?guī)蛻?yīng)力大幅度增大。因傾斜層理面光滑,巖塊容易沿層理面下滑和脫落。在重力場(chǎng)作用下,左幫煤巖塊有向巷道外側(cè)滑移的趨勢(shì),而外側(cè)的實(shí)體煤巖可為巷道圍巖提供滑移約束力,使滑移巖塊轉(zhuǎn)向變形而不滑落,其承載能力得到提升;而右?guī)兔簬r塊有向巷道內(nèi)滑移的趨勢(shì),臨空面無(wú)約束力,煤巖塊容易滑落而導(dǎo)致煤巖體破壞。因此,巷道左幫承載能力強(qiáng)于右?guī)统休d能力。在左幫最大應(yīng)力小于煤巖強(qiáng)度的條件下,將應(yīng)力向左幫轉(zhuǎn)移,有利于巷道整體穩(wěn)定,這與數(shù)值模擬中斜頂梯形斷面對(duì)兩幫的控制效果較好這一結(jié)論相符。
4.2.3 偏心圓弧形巷道受力分析
斜頂梯形巷道頂板應(yīng)力大于拱形巷道頂板應(yīng)力,對(duì)兩幫變形的控制效果優(yōu)于拱形巷道的控制效果,但是斜頂梯形巷道周邊比半圓拱形巷道周邊更容易破壞,且圍巖轉(zhuǎn)角處的剪應(yīng)力較大。另外,斜頂梯形巷道右?guī)洼^高,不利于安全作業(yè),使斜頂梯形巷道的應(yīng)用受到一定限制。綜合考慮半圓拱形斷面承載能力強(qiáng)、應(yīng)力集中程度低的優(yōu)點(diǎn)和斜頂梯形斷面兩幫受力合理的優(yōu)點(diǎn),設(shè)計(jì)偏心圓弧拱形斷面,該斷面受力分析如圖18所示。
圖18 偏心圓弧拱形斷面受力狀態(tài)分析Fig.18 Loads analysis of ecentric circular arch section
假設(shè)偏心圓弧拱形斷面巷道上覆巖層垂直應(yīng)力q均勻分布,頂板左角受到的垂直壓力為F1,頂板右角受到的層間剪切應(yīng)力P1,該剪切應(yīng)力在水平方向的分量為T1,在豎直方向的分量為R1,巷道寬度為2l。
根據(jù)力系平衡原理,可得如下關(guān)系式:
整理可得:
式中:h1為巷道頂板中心點(diǎn)與下幫頂點(diǎn)的高差,h1≈1。
比較式(6)與式(4)和式(2)可知,偏心圓弧拱形巷道頂板中心受力狀況與半圓拱形巷道頂板中心受力狀況相似,兩幫受力狀況與斜頂梯形巷道兩幫受力狀況相似,所以,該巷道綜合了半圓拱形斷面和斜頂梯形斷面的優(yōu)點(diǎn)。對(duì)于大傾角煤巖層巷道,采用偏心圓弧拱形斷面降低了巷道頂板和兩幫的應(yīng)力集中,使圍巖應(yīng)力分布趨于合理化,將右?guī)蛻?yīng)力向承載能力更強(qiáng)的左幫轉(zhuǎn)移,提高了巷道整體支護(hù)效果。
根據(jù)理論分析和數(shù)值模擬研究,將6196 疏水巷斷面優(yōu)化為偏心圓弧拱形斷面,巷道寬度為3 800 mm,中部高度為3 400 mm,下幫高度為1.8 m,巷道斷面面積為13.2 m2。優(yōu)化后巷道斷面如圖19(b)所示。
圖19 巷道斷面優(yōu)化前后對(duì)比Fig.19 Comparison of roadway section before and after optimization
基于巷道斜頂梯形斷面,設(shè)計(jì)3種非對(duì)稱支護(hù)方案,錨桿采用高強(qiáng)預(yù)應(yīng)力錨桿,錨索為高強(qiáng)預(yù)應(yīng)力鋼絞線,錨索垂直布置于頂板巖層,右?guī)椭ёo(hù)強(qiáng)度大于左幫支護(hù)強(qiáng)度。錨桿索力學(xué)參數(shù)采用國(guó)家標(biāo)準(zhǔn),各方案支護(hù)參數(shù)如表2所示?;跀?shù)值模型(圖2),通過(guò)數(shù)值模擬分析各方案的巷道圍巖變形。
表2 各方案錨桿和錨索支護(hù)參數(shù)Table 2 Supporting parameters of anchor rod and cable in different schemes
通過(guò)數(shù)值模擬對(duì)各方案巷道圍巖變形量進(jìn)行計(jì)算,結(jié)果如表3所示。
由表3 可以看出,3 種方案的圍巖變形量均不大,但存在明顯差異。當(dāng)錨桿長(zhǎng)度由2 400 mm 縮短為2 200 mm時(shí)(方案Ⅰ和方案Ⅱ),巷道圍巖變形量明顯變大,說(shuō)明錨桿長(zhǎng)度對(duì)圍巖控制效果很關(guān)鍵。當(dāng)錨桿排距由800 mm增加為1 000 mm、錨索排距由1 600 mm 增加為2 000 mm 時(shí)(方案Ⅰ和方案Ⅲ),巷道圍巖變形量增幅不大。由表3可見(jiàn):方案Ⅲ可在保證圍巖控制效果的基礎(chǔ)上,提高掘進(jìn)速度,降低支護(hù)成本,經(jīng)濟(jì)效益明顯。因此,方案Ⅲ為最佳方案,選取錨桿長(zhǎng)度為2 400 mm,錨桿、錨索排距分別為1 000 mm和2 000mm。
表3 各方案巷道圍巖變形量對(duì)比Table 3 Deformation comparison of roadway surrounding rock in each schememm
基于高強(qiáng)預(yù)應(yīng)力錨網(wǎng)支護(hù)原理和本文5.1節(jié)試驗(yàn)方案,設(shè)計(jì)錨網(wǎng)帶+錨索+底角錨桿非對(duì)稱耦合支護(hù)方案,如圖20所示。其中,錨桿采用直徑×長(zhǎng)度為20 mm×2 400 mm高強(qiáng)預(yù)應(yīng)力錨桿,錨固端長(zhǎng)度為600 mm,托盤長(zhǎng)×寬×厚為150 mm×150 mm×12 mm,承載能力不低于400 kN,配合高強(qiáng)托板調(diào)心球墊和尼龍墊圈,預(yù)緊力不低于80 kN;巷道頂板錨桿間距×排距為850 mm×1 000 mm,左幫錨桿間距×排距為900 mm×1 000 mm,右?guī)烷g距×排距為600 mm×1 000 mm;底角布置1 根直徑×長(zhǎng)度為20 mm×2 400 mm 無(wú)縫注漿底角錨桿,排距為1 000 mm,通過(guò)注漿泵注入水泥漿液;頂板布置2根錨索,采用直徑×長(zhǎng)度為17.8 mm×7 500 mm 的高強(qiáng)預(yù)應(yīng)力鋼絞線,間排距為900 mm×2 000 mm;每根錨桿匹配2 支MSK28/500 樹(shù)脂錨固劑,每根錨索匹配3 支MSK28/500 型樹(shù)脂錨固劑進(jìn)行錨固;頂板采用金屬網(wǎng)+W 鋼帶,W 鋼帶長(zhǎng)×寬×厚為2 200 mm×180 mm×4 mm,金屬網(wǎng)網(wǎng)片長(zhǎng)×寬為3.4 m×2.0 m,網(wǎng)孔邊長(zhǎng)為50 mm,網(wǎng)與網(wǎng)之間的搭接長(zhǎng)度為50 mm。
圖20 6196疏水巷圍巖巷道支護(hù)方案Fig.20 Support programs of 6196 drainage roadway
為評(píng)價(jià)偏心圓弧拱形巷道非對(duì)稱耦合支護(hù)方案的應(yīng)用效果,在6196疏水巷中共設(shè)置3組測(cè)站,分別位于離聯(lián)絡(luò)巷口約80,115 和150 m處,命名為測(cè)站Ⅰ、測(cè)站Ⅱ和測(cè)站Ⅲ,分別監(jiān)測(cè)圍巖變形和錨桿受力變化過(guò)程。
5.4.1 錨桿工作阻力監(jiān)測(cè)分析
采用壓力表監(jiān)測(cè)錨桿受力。安裝時(shí)首先將壓力表套在錨桿托盤和外錨桿頭的螺母之間,然后緊固螺母,對(duì)錨桿施加預(yù)緊力,記錄壓力表指示的初始值。錨桿工作阻力變化曲線如圖21所示。
由圖21 可以看出,巷道開(kāi)挖初期錨桿工作阻力較大,能及時(shí)對(duì)圍巖施加一定的預(yù)緊力;在距掘進(jìn)頭27 m 范圍內(nèi)錨桿受力迅速增加,高預(yù)應(yīng)力和錨桿快速增阻可及時(shí)有效地控制圍巖早期變形和破壞,防止出現(xiàn)離層現(xiàn)象;隨著測(cè)站與掘進(jìn)頭的距離逐漸增大,頂幫錨桿載荷逐漸趨于穩(wěn)定,能夠滿足支護(hù)要求。
圖21 錨桿工作阻力變化曲線Fig.21 Change curves of working resistance of anchor rod
5.4.2 圍巖變形監(jiān)測(cè)分析
采用測(cè)槍測(cè)量巷道圍巖變形量,采用十字布點(diǎn)法安設(shè)表面位移監(jiān)測(cè)點(diǎn),保證兩幫測(cè)點(diǎn)的連線與底板垂直,頂?shù)装鍦y(cè)點(diǎn)的連線與底板平行。3個(gè)測(cè)站的圍巖變形監(jiān)測(cè)結(jié)果如圖22所示。
由圖22 可知:在掘進(jìn)開(kāi)挖初期,圍巖變形量較大,變形速度較快;隨著時(shí)間推移,變形速度逐漸降低,變形量趨于穩(wěn)定。在測(cè)站處巷道頂?shù)装迤骄冃瘟柯源笥趦蓭推骄冃瘟?,巷道變形在掘進(jìn)迎頭距離測(cè)站55 m 左右時(shí)逐漸趨于穩(wěn)定,頂?shù)装迤骄冃瘟繛?34 mm,兩幫平均變形量為112 mm,底板變形量比頂板變形量大,右(上)幫變形量比左(下)幫變形量大。雖然最終圍巖變形量并不完全對(duì)稱,但是圍巖變形量均在允許范圍之內(nèi)。與原矩形高強(qiáng)錨網(wǎng)索對(duì)稱支護(hù)方案對(duì)比可知,偏心圓弧拱形巷道采用非對(duì)稱耦合支護(hù)方案后,其圍巖變形得到了有效控制,驗(yàn)證了本文理論和模擬分析的正確性。
圖22 巷道圍巖變形曲線Fig.22 Deformation curves of surrounding rock of roadway
1)大傾角煤巖層巷道圍巖受力與變形具有非對(duì)稱性,上覆巖層重力沿層理面方向的分力較大,使巷道幫角部位巖層間潛在的剪切面或軟弱面發(fā)生剪切滑移變形,在巷道2 個(gè)對(duì)角處產(chǎn)生應(yīng)力集中,而在另外2個(gè)對(duì)角處產(chǎn)生應(yīng)力釋放。
2)大傾角煤巖層巷道左(下)側(cè)頂?shù)装逦灰屏空w大于右(上)側(cè)位移量,底板左側(cè)出現(xiàn)了一定程度的底鼓,而巷道右?guī)退轿灰普w大于左幫水平位移。巷道左側(cè)頂板、左側(cè)底板和右?guī)褪菄鷰r變形控制的關(guān)鍵部位。
3)在3種斷面形狀巷道中,半圓拱形巷道頂板應(yīng)力分布較為均勻,應(yīng)力集中程度低,使得頂?shù)装遄冃瘟繙p小,但對(duì)兩幫控制效果不明顯;斜頂梯形巷道兩幫變形量最小,其頂?shù)装遄冃瘟拷橛诎雸A拱形與矩形巷道頂?shù)装遄冃瘟恐g;矩形巷道圍巖變形最嚴(yán)重。
4)偏心圓弧拱形斷面能夠降低巷道頂板和兩幫的應(yīng)力集中,使圍巖應(yīng)力分布趨于合理化,將右?guī)蛻?yīng)力向承載能力更強(qiáng)的左幫轉(zhuǎn)移,提高巷道整體支護(hù)效果。
5)基于偏心圓弧拱形斷面和非對(duì)稱耦合支護(hù)方案進(jìn)行圍巖控制,在監(jiān)測(cè)過(guò)程中頂幫錨桿載荷逐漸趨于穩(wěn)定,巷道頂?shù)装迤骄冃瘟繛?34 mm,兩幫平均變形量為112 mm,底板變形量比頂板變形量大,右(上)幫變形量比左(下)幫變形量大。圍巖變形量均在允許范圍,說(shuō)明巷道變形得到了有效控制。