基于中性面巷道围岩控制技术研究_高培.pdf

DOI：10.19645/j.issn2095-0144.2022.10.008收稿日期：2022-09-08作者简介：高培（1996-），男，四川简阳人，助理工程师，硕士，主要从事工程管理，E-mail：。通信作者：程曦文（1996-），男，四川成都人，助理工程师，硕士，主要从事工程管理，E-mail：。基于中性面巷道围岩控制技术研究高培，程曦文，朱冬，张清全，曾唯恐，唐君立（四川泸石高速公路有限责任公司，四川 泸定 626100）摘要：针对钱家营矿2021E工作面回风巷变形大、原有支护失效的情况，提出基于中性面的“锚杆（索）+锚网+钢筋网”支护体系。通过分析确定围岩中性面位置及范围变化特征，然后建立围岩分区模型，确定流动区半径为6.08 m，塑性软化区半径为8.31 m，塑性硬化区半径为9.27 m。进一步模拟分析确定无支护、原始支护和优化支护下围岩中性面的分布位置，利用理论分析和工业试验分析对比，确定优化支护方案比原始支护在顶底板移近量和两帮变形量控制上的效能分别提高约88.30%和43.78%，确定优化支护方案能够较好地控制变形。关键词：中性面范围；中性面位置；围岩分区；支护围岩强度中图分类号：TD315文献标志码：A文章编号：2095-0144（2022）10-0033-06第 58 卷 第 10 期2022 年 10 月GANSU WATER RESOURCES AND HYDROPOWER TECHNOLOGY甘 肃 水 利 水 电 技 术Vol.58，No.10Oct.，2022随着经济发展对煤炭需求的增长，我国浅部煤炭资源基本开采殆尽，矿井逐渐转入深部开采1-2。但随着矿井采深增加，高温、高压等深部开采特征逐渐显现，传统支护方式多基于现场经验及支护理论确定围岩支护参数，效果有限，巷道时常出现不同程度的冒顶、片帮和底鼓现象，增加了巷道的返修频率，不利于矿井安全高效生产3-4。因此，需要依据矿井实际情况提出一种高效实用的巷道支护系统控制围岩变形。王志等5通过分析扩孔锚固支护锚固界面剪切应力和断面挤压应力，对比常规锚固方式，建立了扩孔结构支护体系；付玉凯等6建立了围岩分区和锚杆支护解析模型，提出基于塑性硬化区、塑性软化区和流动区变形的“长短锚索”支护体系；张爱卿等7针对不同强度围岩建立了围岩分级支护体系；王博等8基于钻孔观测、数值模拟等方式建立了锚杆索协同耦合支护；江成玉等9通过分析围岩塑性区变形范围，计算合理支护参数，确定了“锚杆索+钢筋网+注浆+U形钢棚”支护方案。上述学者针对深部软岩巷道均提出了合理的研究方法和支护方案，但研究内容多集中于围岩变形机理的定性分析，对巷道围岩变形稳定区域和非稳定区域的研究较少。作者以钱家营煤矿2021E工作面回风巷为依托，针对巷道变形严重的区域，尤其是顶帮区域，通过研究巷道围岩中性面特征，提出以“锚杆（索）”为主，“锚网+钢筋网”为辅的支护体系，实现了深部开采巷道围岩的变形控制。1工程背景1.1工程地质概况2021E 工作面位于 12-1 煤层，煤层平均厚度3.5 m，近水平分布，倾角平均2，平均埋深622.7 m，回风巷与相邻区段巷道间留设25.0 m煤柱。矿井垂深608.0657.0m内，最大主应力31.8034.30MPa，方向北西西-南东东，最大主应力与最小主应力比值为1.932.37。巷道底板岩性较稳定，顶板为泥岩，在高应力作用下易发生变形，巷道顶板、底板岩性如表1所列。1.2巷道原始支护情况2021E 回风巷道尺寸为 4 000 mm3 500 mm（长宽）。顶板选用22.5 mm2 400 mm高强锚杆，间排距700 mm800 mm，顶部布置22.0 mm5 000 mm锚索，间排距1 500 mm3 500 mm，1组2根，顶板选用7孔钢筋梯子。帮部锚杆选用20.0 mm1 800 mm右旋等强锚杆，间排距850 mm800 mm，同时布置20.0 mm3 000 mm锚索，排距（800100）mm，距顶12001500mm，1组1根。巷道支护布置如图1所示。33原始支护条件下，出现的主要问题。（1）2021E工作面巷道顶板在进行支护后依旧变形严重，造成通行不便。（2）2021E工作面巷道靠近煤体巷帮处，围岩变形严重，部分位置发生片帮现象。（3）巷道支护系统中，部分位置锚杆托盘发生变形，部分锚索甚至发生断裂，如图2所示。2巷道围岩变形机理如前所述，2021E工作面回风巷已经出现较为明显的深部开采变形特征。（1）煤层埋深大，高地应力明显。由于2021E工作面周边采区已采毕，矿山压力直接作用于2021E工作面煤体，造成巷道巷帮变形严重。（2）巷道顶板岩性差，12-1煤层直接顶为炭质泥岩，硬度较小，结构松软，遇水易软化，在矿山压力作用下易发生变形。（3）采动应力影响巷道变形。在2021E工作面回采前已经历相邻工作面多次采动影响和本工作面掘巷扰动影响等，加速了巷道围岩变形。（4）巷道支护参数选取不合理。部分锚杆和锚索支护强度不足，打孔角度不合理，造成锚杆和锚索未能对巷道围岩起到主动支护作用。3巷道围岩中性面稳定性分析3.1中性面稳定性特征分析在应力作用下，巷道浅部围岩破碎，变形剧烈，在围岩由浅入深区域，存在1个零位移面，该面附近的煤体不产生水平位移或水平位移极小，则该分界面为围岩中性面10。中性面的位置和范围与应力环境及围岩支护方式有密切关系。基于原岩应力16.86 MPa，模拟分析在垂直应力16.00 MPa、17.00 MPa、18.00 MPa和19.00 MPa四种情况下，回风巷无支护中性面变化特征，模拟参数如表2所列，模拟结果如图3所示，其中的矩形区为回风巷。为确定中性面变化特征，选取-600600 mm固定位移范围，位移差值100 mm。如图3所示，随着垂直应力增大，围岩中性面即零位移区逐渐远离巷道左帮及底板区域，宽度逐渐顶板、底板老顶直接顶伪顶直接底老底岩石名称粉砂岩碳质泥岩泥岩粉砂岩粉砂岩厚度/m5.052.380.202.805.02岩性特征深灰色，泥质胶结，致密均一，次平坦状断口黑色，致密细腻，性脆，油脂光泽，贝壳状断口灰黑色，破碎，易冒落深灰色，泥质胶结，富含植物根化石及黄铁矿薄膜，划痕浅灰色，参差状断口灰色，以粉砂岩为主，夹细砂岩薄层，呈明显水平或微波状层理，层面附黄铁矿膜表12021E工作面顶板、底板情况4 000/mm22.05 000锚索22.52 400高强锚杆70020.01 800右旋等强锚杆20.03 000帮锚索3 500800图12021E回风巷道断面支护示意图图22021E工作面回风巷道原支护锚杆（索）破坏照片岩性细粒砂岩粉砂岩泥岩煤密度/（kg/m3）2 4002 5002 0001 400体积模量/GPa3.304.003.304.50剪切模量/GPa1.652.001.652.25黏聚力/MPa4.604.002.403.00内摩擦角/（）42423232拉伸模量/MPa4.203.602.002.60表2巷道围岩参数2022年第10期甘肃水利水电技术第58卷34减小，且300 mm以上变形区逐渐增大，当围岩垂直应力增加至18.00 MPa后，巷道左帮和顶板围岩区变形大于400 mm的范围增大，说明浅部围岩稳定性下降，变形增大。综上所述，无支护条件下巷道围岩中性面的范围，随着应力提高逐渐向围岩深部转移，且中性面宽度相应减小，浅部围岩位移增大。3.2中性面范围确定理论计算3.2.1 巷道围岩分布区域巷道开挖后，围岩由三向受力变为单向受力，围岩由表及里出现4个分区，分别为流动区、塑性软化区、塑性硬化区和弹性区6,11。而巷道应力弹塑性解多数基于线性摩尔-库伦准则和非线性霍克-布朗准则，上述模型不能完全反映巷道开挖后的应力分布情况，尤其是当巷道围岩强度不高时。依据围岩应力变化形态确定围岩4个分区，对应于围岩应力-应变曲线4个阶段，如图4所示。m为围岩极限强度，R为围岩屈服应力，*为围岩残余强度。由文献6,12可知，4个分区范围计算如下：m=R-12+（1）f=R-12+（2）C=m-*-（3）XDISP/mm6005004003002001000-100-200-300-400-500-600100XDISP/mm6004002000-200-400-6006006004004002002002002000000000XZ8006004002000-200-400-600-800XDISP/mmXZ6008008006004004002002002004000000XZ600500500400400300300200200100100100000000000800600400400600200200060000000XZ1 0008006004002000-200-400-600-800-1 000XDISP/mm（a）16.00 MPa垂直应力下的水平位移（b）17.00 MPa垂直应力下的水平位移（c）18.00 MPa垂直应力下的水平位移（d）19.00 MPa垂直应力下的水平位移图3不同垂直应力条件下巷道中性面变化04002000第10期高 培，等：基于中性面巷道围岩控制技术研究第58卷mR*OfmR流动区塑性软化区塑性硬化区弹性区图4巷道围岩分区图35D=m-C（4）|R=a|pi-*1-K2p-R1+K+A-()A-C 1+K+2+1+K+B-()B-D-1-K2+K-1-C1+K+2+1+K+-D-*K-1K-12+11-KA=R-m1-B=R-A（5）式中：为扩容系数；K为应力集中系数；为应变硬化系数；为应变软化系数；pi为支护阻力；p为原岩应力。基于矿井实际条件，取a=2.66 m，m=16.00 MPa，R=6.20 MPa，*=0.90 MPa，=1.4，K=2.2，=1.45，=4.2，pi=0 MPa（巷道开挖围岩状态瞬时改变，此时无支护阻力），p=16.86 MPa，代入式（1）（5）可得f=6.08m，m=8.31m，R=9.27m。即流动区厚度3.42 m，塑性软化区厚度2.23 m，塑性硬化区厚度0.96 m。3.2.2 围岩中性面位置确定为进一步反映围岩中性面变化规律，进行无支护和原始支护条件下巷道围岩中性面位置对比，原岩应力为16.86 MPa，模拟参数如表2所列，模拟确定巷道无支护条件和原始支护条件下的中性面分布示意图（图5），其中各圆圈代表围岩不同分区。无支护条件下巷道围岩中性面位于弹性区，经过原始支护后巷道围岩中性面明显向巷道左帮方向移动，仍处于弹性区内，说明原始支护对围岩变形具有一定控制作用，但作用不明显。基于前述分析，确定巷道原始支护方案最长锚固范围（顶板）位于巷道塑性软化区，由于流动区和塑性软化区变形较大，支护作用无法体现，故原始支护系统失效。基于上述结论，结合现场地质条件优化巷道支护参数如下。顶板选用22.0 mm2 400 mm高强锚杆，间排距800 mm800 mm，顶部布置22.0 mm8 000 mm锚索，间排距1 600 mm1 600 mm，配合工字钢、W钢带交替支护。帮部锚杆选用22.0 mm2 400 mm右旋等强锚杆，间排距800 mm800 mm，同时布置22.0 mm7 000 mm和22.0 mm6 000 mm锚索，排距（800100）mm，间排距800 mm1 600 mm，如图6所示。基于优化支护方案，确定优化支护方案下的中性面位置，如图7所示。对比图5和图7可知，优化支护方案通过将松动围岩锚固于中性面区域，使得巷道围岩变形明显减小，尤其在巷道左帮与顶板区域，其中中性面区域向巷道左帮方向移动，部分移动至塑性硬化区，与塑性软化区紧邻，说明优化支护方案较无支护（围岩自稳）和原始支护能更加有效地控制围岩变形。（a）无支护条件下（b）原始支护条件下图5不同条件下巷道围岩中性面分布示意图6005004003002001000-100-200-300-400-500-600XDISP/mmRXZf m60050050040040030030