我国煤炭资源开采强度大,大部分服务年限较长的矿井已进入深部开采,巷道围岩的稳定性问题日益突出,尤其是软岩巷道,采动后上覆岩层支承压力传递至巷道底板,使应力在底板集中,引发巷道出现底鼓[1-4]。底鼓是巷道常见的动力现象,对巷道的行人、运输、通风等造成严重影响,使巷道经常返修,增加维护成本[5-8]。国内外学者对底鼓的发生机理进行了大量研究,如康红普[9]提出底鼓是巷道受动力影响发生的失稳现象,扰曲、弹塑性位移及扩容位移是引起底鼓三大因素。赵红涛[10]以车集矿巷道为研究对象,对深度软岩巷道围岩变形原因进行分析,发现巷道在底板松软、巷道底板及底角缺乏支护、围岩应力及采动压力等综合影响下出现底鼓,并提出采用大直径锚索束+反底拱+深浅孔注浆技术控制底板变形,现场取得较好的效果。贾进亚[11]等针对某矿-1000m软岩巷道底部变形严重问题,采用FLAC软件模拟分析不同底鼓加固措施效果,并最终优选底拱混凝土浇灌+底板锚杆底鼓治理方案,现场应用后底鼓量控制在30mm以内,取得显著的底鼓治理效果。贺永年[12]认为底鼓是顶板岩层应力通过两帮向底板传递,顶板与两帮应力在底板集中,底板在应力挤压作用下发生断裂,引起底板隆起。虽然国内外众多学者对底鼓的成因进行了大量研究,但是底板岩层性质及应力分布具有复杂性,应结合矿井的具体条件分析底鼓的发生机理[13-14]。常见的底鼓控制技术主要是对两帮和底板进行提前卸压,但常忽略了对顶板的卸压,尤其是对坚硬顶板的提前卸压,因此多数矿井很难控制底鼓[15]。本文以30201运输巷为研究对象,分析了巷道底板发生剪切破坏的机理,提出采用底板锚杆+开挖卸压槽联合治理底鼓,根据监测巷道围岩变形量可知,联合法治理效果明显,有效改善了巷道底板变形,为类似巷道底鼓控制提供了经验。
1工作面概况
母杜柴登煤矿30201首采工作面位于井田南翼中部,302盘区东侧,主采煤层为3煤,设计采高4.8m,生产能力4.2Mt/a。工作面设计长度3500m,宽度240m,为南北走向,向302盘区西部接续。煤层厚度为3.8~6m,总体南部厚,北部薄。煤层埋深为630.8~654.61m,南浅北深。煤层底板标高为+631.1~+646.132m,南高北低。整体为单斜构造,工作面煤层倾角1~2°,煤层倾向为北西向。煤层底板由泥岩、砂质泥岩构成,岩层强度低,上覆岩层高集中应力经两帮向底板传递,并在底板形成应力升高区,在外界扰动影响下,巷道底板发生底鼓。因此,为保证工作面回采速率,需提前对巷道底板进行卸压,避免底板出现应力集中。同时,加固底板,提高底板支护强度和稳定性。工作面两巷采用锚网索+锚注联合支护,支护参数如表1所示。
2.1力学分析30201运输巷掘进后,围岩的应力平衡状态被打破,应力重新分布。底板软岩强度低,上覆岩层高垂直应力经两帮向底板传递,并在底板形成主动应力集中区,该区域内软岩由弹性状态转化为塑性状态。随着应力载荷的不断增加,底板主动应力区不断膨胀挤压过渡区煤体,使过渡区的煤体发生频繁的剪切破坏,破裂面贯通被动区并延伸到巷道底板,巷道底板出现整体剪切破坏。
2.2.1模拟方案采用FLAC3D模拟30201运输巷开挖后围岩应力分布及位移的变化情况,得到巷道围岩变形破坏规律。建立200m×100m×50m的力学模型,垂直方向施加15MPa应力。
2.2.2模拟结果分析①应力分布情况30201运输巷开挖前后巷道围岩应力分布情况如图1所示。由图1可知,30201运输巷掘进前,巷道应力处于平衡状态,垂直应力由上向下传递,并逐渐增大,但上下应力值相差不大。巷道掘进后应力重新分布,最大最小应力值相差较大,最大应力值为开挖前1.7倍。巷道围岩周围应力明显升高,最大应力分布在巷道两侧,两侧应力向底板传递,并在底板形成应力集中区,使底板出现底鼓。②位移变化情况30201运输巷未支护时巷道围岩位移分布情况如图2所示。由图2可知,30201运输巷掘进后若不及时采用支护措施,围岩受动压影响剧烈,在应力的作用下围岩发生严重的变形破坏,围岩变形量大,主要表现为顶板下沉、底板鼓起、两帮移近。根据模拟结果可知,最大顶板下沉量为490mm,最大底鼓量为460mm,最大两帮移近量为620mm。③侧压系数巷道围岩塑性区范围随测压系数增加而增大,顶底板增加范围大,两帮增加范围相对较小。当测压系数大于2后,巷道顶底板塑性区范围明显大于两帮,表明底板发生剧烈变形破坏。
3底鼓控制技术研究
常见的底鼓控制技术主要有加固法、卸压法和联合法。加固法主要通过支护提高底板强度,本文主要对底板锚杆支护进行研究;卸压法主要通过改变围岩的应力状态,使底板应力向深部转移,本文主要对开挖卸压槽进行研究;联合法将加固法和卸压法联合使用,共同治理底鼓。采用FLAC3D模拟30201运输巷采用底板锚杆、开挖卸压槽及两种方法联合使用后的巷道底鼓量,选择最合理支护措施及参数。
3.1.1模拟方案通过模拟锚杆不同长度、间距及倾角时巷道底鼓量,研究不同参数对控制底鼓的影响。设计3种不同支护方案,具体参数如表2所示。
3.1.2模拟结果分析①锚杆长度锚杆间距和倾角固定情况下,不同锚杆长度下的巷道底鼓量如表3所示。由表3可知,随着锚杆长度的增加,巷道底鼓量逐渐减小,但减小速率逐渐放缓。因此,不是锚杆长度越长支护效果越好,锚杆过长反而会增加施工难度和施工成本。锚杆长度为2.8m时,巷道底鼓量为最小值175mm。②锚杆间距在锚杆长度和倾角固定情况下,不同锚杆间距的巷道底鼓量如表4所示。由表4可知,随着锚杆间距的增加,巷道底鼓量逐渐增大,表明锚杆间距的增加对控制巷道底鼓量的作用逐渐减弱。当锚杆间距为0.5m时,巷道底鼓量为最小值125mm,较未支护时减小了72.8%,控制效果明显。③锚杆倾角锚杆长度和间距固定情况下,不同锚杆倾角下的巷道底鼓量如表5所示。表5不同锚杆倾角时巷道底鼓量锚杆倾角/°底鼓量/mm15220302024519560177由表5可知,随着锚杆倾角的增加,巷道底鼓量逐渐减小,治理效果变好。当锚杆倾角为60°时,巷道底鼓量为最小值177mm。模拟巷道底板锚杆不同长度、间距及倾角时的巷道底鼓量可知,锚杆长度及倾角越大、间距越小,越能降低底鼓量。在实际施工中,应综合考虑矿井的地质条件、经济效益及施工难度等因素,合理布置锚杆。
3.2卸压槽模拟开挖卸压槽不同深度和宽度时巷道底鼓量,设计卸压槽长度分别为0.25m、0.5m、0.75m,深度分别为0.7m、1.4m、2.1m、2.8m,模拟结果如图3所示。图3开挖卸压槽巷道底鼓量由图3可知,当卸压槽宽度一定时,随着深度的增大,底鼓量逐渐减小;当卸压槽深度一定时,随着宽度的增大,底鼓量逐渐减小,但减小速率相对不同深度时小,表明卸压槽宽度对控制底鼓量效果相对于深度小。卸压槽深2.8m、宽0.75m时巷道位移变形情况如图4所示。图4卸压槽深2.8m、宽0.75m时巷道位移变形图由图4可知,巷道开挖卸压槽底鼓量明显减小,相比未支护时,巷道最大底鼓量由460mm减小为140mm,减少了69.6%,最大顶板下沉量由490mm增大为505mm,开挖卸压槽能够有效控制底板变形,但对降低顶板下沉几乎没有效果。
3.3联合法模拟采用底板锚杆和开挖卸压槽联合支护时的巷道底鼓量,设计锚杆长度为2.4m、间距0.5m、倾角60°,卸压槽宽为0.75m、深为2.8m的参数,模拟结果如图5所示。由图5可知,联合法相对单一的底板锚杆、开挖卸压槽来说,更能充分发挥各自优势,控制巷道底鼓效果明显,能避免底板应力集中,提高底板的稳定性,巷道最大底鼓量降至95mm,支护效果好。
30201运输巷采用底板锚杆+开挖卸压槽控制底板变形,通过对巷道围岩变形量进行监测,掌握巷道底板变形规律,验证治理的合理性。在巷道共布置5个测站,间距15m,每个测站布置4个监测点,分别位于巷道顶板、底板及两帮,每天对巷道围岩变形量进行监测分析。在监测的30d内,巷道底板变形量随着时间的推移逐渐增加,增加速率逐渐变缓,20d后底板变形量逐渐趋于稳定。根据对5个测站的监测,最大底板变形量分别为70mm、71mm、68mm、75mm、78mm,均值为72.4m。各测站的最大底板变形量均在安全范围内,底板锚杆+开挖卸压槽的联合法控制底鼓量效果明显,能够有效提高底板的稳定性,保证了巷道掘进施工的安全性,为类似条件下巷道底鼓量控制提供了经验。
5.1以30201运输巷为研究对象,建立了巷道底板发生剪切破坏的力学模型。采用FLAC3D模拟巷道开挖后围岩应力分布及位移变化情况,根据模拟结果可知,巷道掘进后最大应力值为掘进前1.7倍,围岩应力明显升高,在底板形成应力集中区,使底板出现底鼓,最大底鼓量为460mm。巷道围岩塑性区范围随测压系数增加而增大,当测压系数大于2后,巷道顶底板塑性区范围明显大于两帮,底板发生剧烈变形破坏。
5.2采用FLAC3D模拟30201运输巷采用底板锚杆、开挖卸压槽以及两种方法联合使用后巷道底鼓量,选择最合理支护措施及参数。通过设计不同底板锚杆长度、间距及倾角时巷道底鼓量可知,当锚杆长2.4m、间距0.5m、倾角60°时支护效果最优。通过设计卸压槽不同长度及深度时巷道底鼓量可知,卸压槽深2.8m、宽0.75m时卸压效果最优。根据模拟结果可知,采用底板锚杆+开挖卸压槽联合治理巷道底鼓量效果最好,巷道最大底鼓量降至95mm,在安全范围内,治理效果明显。
5.3在巷道共布置5个测站监测巷道围岩变形量验证支护效果,根据监测结果可知,最大底板变形量平均值为72.4m,各测站的最大底板变形量均在安全范围内,底板锚杆+开挖卸压槽的联合法控制底鼓量效果明显,能够有效提高底板的稳定性,保证了巷道掘进施工的安全性,为类似条件下巷道底鼓量控制提供了经验。
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