论文部分内容阅读
【摘 要】针对门克庆煤矿3-1回风大巷存在的片帮问题，通过现场监测与数值模拟分析了巷道围岩的破坏特征与围岩塑性区分布特征。结果表明：随着侧压系数的增大，巷道两帮围岩塑性区范围变化不大，顶底板塑性区范围逐渐增大，巷道帮部最大破坏深度1.5m，顶底板破坏较小，破坏形态类似于不规则的横（卧）椭圆形，根据巷道围岩塑形区分布特征，通过理论分析，对巷道支护参数进行了优化设计，减少了巷道支护成本。工程试验表明：巷道顶板位移主要发生在顶板上方0-2m，最大位移8.5mm;帮部最大位移发生在0-1m，最大位移9.5mm，巷道能够保持稳定。
【关键词】围岩塑性区分布特征;侧压系数;支护参数优化
引言
门克庆煤矿3-1煤埋深700m，3-1煤回风大巷在掘进过程中，存在严重的片帮问题而巷道頂板较完整，在原有大巷支护参数对巷道的掘进速度造成影响，且在矿井初始阶段未进行地应力测试，巷道围岩应力不能明确，因此，需要研究3-1煤回风大巷不同侧压系数下巷道围岩塑性区分布特征，对巷道支护参数进行优化。
许多专家学者对巷道围岩变形破坏及巷道支护方面做了大量研究，文献[1]通过对矩形巷道顶板不同位置处应力分布规律的分析，得出了锚杆长度选取影响因素及其主次关系;文献[2]在巷道支护参数优化设计中将模糊数学和可拓学相结合，建立了巷道支护效果模糊可拓综合评价模型;文献[3]从巷道围岩塑性区形成和发展的过程，研究了大变形回采巷道围岩变形破坏机理和控制原理与方法;文献[4]通过现场实测与理论分析相结合，研究了含水围岩巷道顶板变形特征，阐述了分层控顶的围岩控制思路;文献[5-8]针对具体矿井的地质条件，分析了巷道围岩变形破坏特征，并对巷道围岩提出针对性的控制措施。基于前人的研究成果，分析门克庆煤矿围岩变形特征及非等压应力条件下围岩塑性区分布规律，对巷道支护参数进行优化，在保证巷道围岩变形在可控范围内减少巷道的支护强度，增加巷道的掘进速度，可为类似条件下的巷道围岩控制提供技术支持。
1.工程概况
门克庆煤矿位于内蒙古自治区鄂尔多斯市乌审旗、伊金霍洛旗境内，井田面积约94.95km2。其中3-1煤回风大巷位于一号回风立井井筒正东方向，大巷西部为3-1煤带式输送机大巷和3-1煤辅助运输大巷，大巷之间煤柱宽度为40m。巷道布置图如图1所示。大巷布置在3-1煤层中，顶板岩性以中粒砂岩、粉砂岩为主，其次为砂质泥岩;底板岩性多为中粒砂岩、粉砂岩以及细砂岩，其次为砂质泥岩。大巷断面形状为拱形，巷道宽高5240mm，拱高2620mm，墙高1600mm。采用锚网喷联合支护，锚杆索支护参数为：Φ20×2250mm左旋螺纹钢锚杆，间排距800mm×800mm;Φ17.8×8300mm锚索，间排距2400mm×2400mm。
2.大巷围岩破坏特征
3-1回风大巷在掘进过程中顶板基本完好，煤帮出现严重片帮问题，为了对3-1回风大巷破坏状况有更为直观的认识，对巷道围岩的破坏情况进行了现场实时监测和破坏形态的描述。根据现场观测情况，绘出了3-1回风大巷的围岩破坏断面素描图，如图2所示。通过现场监测，可以看出：3-1回风大巷掘进工作面处顶底板状况较好，基本没有出现破坏，完整性好;巷道片帮比较严重，尤其是直墙段中部位置的片帮深度达到0.5～0.8m，破坏形态整体类似于不规则的横（卧）椭圆形，且片帮破坏主要发生在开挖后到支护前这段时间内，破坏发生的比较剧烈。
3.大巷围岩塑性区分布特征
根据摩尔-库伦强度准则可知，巷道围岩塑性区分布与围岩应力、围岩强度以及巷道尺寸有关。巷道未开挖前的围岩应力主要是原岩应力，原岩应力中垂直应力σv可按照上覆岩层载荷估算，水平应力σh=λσv，λ为侧压系数，因此，侧压系数不同，巷道围岩塑性区也不相同。结合巷道围岩破坏理论，利用FLAC3D数值模拟方法对门克庆3-1煤回风大巷开挖后围岩的塑性区进行计算分析，分析大巷塑性区分布特征以及侧压系数对巷道围岩塑性区分布的影响规律。
以门克庆3-1煤回风大巷为计算模型，埋深700m，煤厚约4.6m。顶板依次为中粒砂岩，厚度约24m;细粒砂岩，厚度约15m。底板依次为粉砂岩，厚度约15m;细粒砂岩，厚度约9m;粉砂岩，厚度约11m。采用摩尔-库伦模型，各岩层的力学参数如表1所示。
边界条件：四周铰支，底部固支，上部为自由边界。采用数值模拟分析门克庆3-1煤回风大巷掘进开挖后巷道两帮塑性区破坏规律，为巷道支护参数优化提供依据。由于门克庆煤矿没有进行地应力测试，因此取垂直应力σv为巷道顶板上覆岩层载荷，取值17.5MPa（按埋深700m计算），水平应力σh=λσv，λ为侧压系数，分别取值1.1、1.3、1.5进行计算。
由图3可知，在门克庆煤矿的工程地质条件下，3-1回风大巷塑性破坏主要发生在帮部，顶底板围岩不发生塑性破坏或塑性破坏范围小。不同侧压系数下，帮部围岩塑性区范围变化较小，巷道拱形肩部破坏最大达到1.5m，两帮破坏深度在0.5～0.8m。不同侧压系数对巷道顶底板塑形区分布影响较大，侧压系数为1.1时，巷道顶底板围岩几乎不发生塑性破坏，巷道底板最大破坏深度约为0.2m;侧压系数为1.3时，巷道底板破坏深度约为0.4m，侧压系数为1.5时，巷道底板破坏深度约为0.7m。随着侧压系数的增大，巷道两帮的塑性区范围并没有发生明显的变化，巷道顶底板的塑性区范围稍稍变大。即侧压系数越大，巷道顶底板破坏越严重，并且巷道底板破坏范围的增长速度较顶板的更为显著，两帮破坏范围没有明显的变化。
由以上分析可知，在门克庆煤矿3-1煤回风大巷围岩强度及巷道尺寸条件下，随着侧压系数的增大，巷道顶底板塑性区范围增大，且巷道底板塑性区范围的增长较顶板更为显著，测压系数对巷道两帮塑性区范围变化影响较小。
由于门克庆矿在初始阶段没有进行相应的地应力测试，3-1煤回风大巷围岩侧压系数未知，对比现场监测所得巷道围岩破坏特征，与测压系数为1.5时的数值模拟围岩塑性区分布接近，因此认为该区域的侧压系数λ为1.5。因此，巷道围岩塑性区整体分布类似于横（卧）椭圆形，两帮最大塑性区深度为1.2m，顶板基本完好，底板最大塑性深度为0.7m。 4.大巷支护参数优化
结合现场监测与数值模拟所得巷道围岩破坏特征与围岩塑性区分布特征，选择锚杆+锚索+钢筋网+喷浆的联合支护方式。为了保证3-1回风大巷的围岩稳定，取侧压系数λ为1.5时巷道围岩塑性区分布，围岩拱形肩部塑形区最大深度1.5m，两帮塑形区最大深度0.5～0.8m，利用悬吊理论计算，对大巷锚杆锚索支护参数进行优化。
（1）锚杆索总长度：
选锚杆长度Lg=≥0.1+0.8+1=1.9m，锚杆有效长度选择最大破坏深度0.8m;锚索长度Ls≥0.3+1.5+2=3.8m，锚索有效长度选择特殊地段最大破坏深度1.5m;因此，锚杆长度选择2250mm，锚索长度选择6300mm。
（2）锚杆索支护密度应满足：
每米巷道锚杆索数量：
每米巷道锚杆数量;
每米巷道顶锚索数量。因此，锚杆选择左旋螺纹钢锚杆，间排距，锚索选择锚索，间排距，每排2根。
综合所述，优化后锚杆索支护参数为：Φ20×2250mm左旋螺纹钢锚杆，间排距800mm×1000mm;Φ21.8×6300mm锚索，间排距2400mm×3000mm，网片采用钢筋网，规格为6mm×100mm×100mm，最终大巷喷浆封闭，喷射混凝土厚度120mm，强度为C20，如图4所示。
5.工程实践
按照优化后设计参数对3-1煤回风大巷进行支护，并进行围岩位移监测，对优化后的支护参数进行工程验证。在距3-1煤回风大巷开口500m、600m处各布置两个测点，两测点分别在巷道顶板及帮部，共布置四个测点。顶板处测点孔深8m，在2m，4m，8m安设3个观测基点;帮部测点孔深2m，在1m，2m安设2个观测基点。监测各个观测基点的相对位移量，得出巷道围岩的破坏范围。
3-1煤回风大巷深基点位移变化规律如图5所示，监测前10天顶板及两帮的位移量增长较快，之后位移量趋于稳定。在大巷顶板及帮部，随着向深部增加，位移量逐渐减小，500m处顶板0～2m内位移量5mm，2～4m内位移量2mm，4～8m内位移量0.5mm，总位移量7.5mm，600m处顶板0～2m内位移量5.5mm，2～4m内位移量2.5mm，4～8m内位移量0.5mm，总位移量8.5mm;500m处帮部0～1m内位移量5.5mm，1～2m内位移量1.5mm，总位移量7mm ;600m处帮部0～1m内位移量7.5mm，1～2m内位移量2mm，总位移量9.5mm。各测点位移量均较小，大巷位移基本发生在顶板0～2m内，帮部0～1m内，巷道能够保持稳定。
6.结论
（1）通过现场实测及数值模拟，门克庆3-1煤回风大巷围岩变形主要发生在两帮，巷道片帮深度达到0.5～0.8m，顶板完整性较好，底板破坏较小，破坏形态整体类似于不规则的横（卧）椭圆形。非等压条件下，随着侧压系数的增大，巷道两帮围岩塑性区分布变化不大，顶底板塑性区分布范围逐渐增大，且底板变化速率较大。
（2）优化后支护采用锚杆（索）网支护，与原有支护相比，锚杆沿用Φ20×2250mm左旋螺纹钢锚杆，增加锚杆的间排距，锚索则由原Φ17.8×8300mm锚索改用Φ21.8×6300mm锚索，增加锚索的间排距。优化后支护参数，减少了支护成本。
（3）工程实践表明，采用优化后的支护参数，大巷顶板最大位移量8.5mm，帮部最大位移量9.5mm，巷道可以保持稳定。
参考文献
[1]左建平，文金浩，胡顺银，赵善坤.深部煤矿巷道等强梁支护理论模型及模拟研究[J].煤炭学报，2018，43（S1）：1-11.
[2]张明磊，张益东，季明，程亮，皇甫漭.基于模糊可拓综合评价方法的巷道支护参数优化[J].采矿与安全工程学報，2016，33（06）：972-978.
[3] 赵志强. 大变形回采巷道围岩变形破坏机理与控制方法研究[D].中国矿业大学（北京），2014.
[4]姚强岭，李学华，陈庆峰.含水砂岩顶板巷道失稳破坏特征及分类研究[J].中国矿业大学学报，2013，42（01）：50-56.
[5] 贾后省，乔安震，江文渊.布尔台矿采动巷道顶板变形破坏特征与支护技术研究[J].河南理工大学学报（自然科学版），2016，35（03）：338-344.
[6]谢小平，方新秋.深部破碎围岩开拓巷道支护技术研究[J].煤炭工程，2018，50（07）：46-49.
[7]吕坤，冯吉成，唐青豹，张弘，丁树丛，许先富.塔拉壕矿3203辅运巷顶板变形破坏机理及支护技术研究[J].煤炭工程，2018，50（03）：95-98.
[8]李臣，吕坤，薛琦.塔拉壕矿软岩斜井支护参数研究及应用[J].煤炭技术，2017，36（09）：62-65.
【关键词】围岩塑性区分布特征;侧压系数;支护参数优化
引言
门克庆煤矿3-1煤埋深700m，3-1煤回风大巷在掘进过程中，存在严重的片帮问题而巷道頂板较完整，在原有大巷支护参数对巷道的掘进速度造成影响，且在矿井初始阶段未进行地应力测试，巷道围岩应力不能明确，因此，需要研究3-1煤回风大巷不同侧压系数下巷道围岩塑性区分布特征，对巷道支护参数进行优化。
许多专家学者对巷道围岩变形破坏及巷道支护方面做了大量研究，文献[1]通过对矩形巷道顶板不同位置处应力分布规律的分析，得出了锚杆长度选取影响因素及其主次关系;文献[2]在巷道支护参数优化设计中将模糊数学和可拓学相结合，建立了巷道支护效果模糊可拓综合评价模型;文献[3]从巷道围岩塑性区形成和发展的过程，研究了大变形回采巷道围岩变形破坏机理和控制原理与方法;文献[4]通过现场实测与理论分析相结合，研究了含水围岩巷道顶板变形特征，阐述了分层控顶的围岩控制思路;文献[5-8]针对具体矿井的地质条件，分析了巷道围岩变形破坏特征，并对巷道围岩提出针对性的控制措施。基于前人的研究成果，分析门克庆煤矿围岩变形特征及非等压应力条件下围岩塑性区分布规律，对巷道支护参数进行优化，在保证巷道围岩变形在可控范围内减少巷道的支护强度，增加巷道的掘进速度，可为类似条件下的巷道围岩控制提供技术支持。
1.工程概况
门克庆煤矿位于内蒙古自治区鄂尔多斯市乌审旗、伊金霍洛旗境内，井田面积约94.95km2。其中3-1煤回风大巷位于一号回风立井井筒正东方向，大巷西部为3-1煤带式输送机大巷和3-1煤辅助运输大巷，大巷之间煤柱宽度为40m。巷道布置图如图1所示。大巷布置在3-1煤层中，顶板岩性以中粒砂岩、粉砂岩为主，其次为砂质泥岩;底板岩性多为中粒砂岩、粉砂岩以及细砂岩，其次为砂质泥岩。大巷断面形状为拱形，巷道宽高5240mm，拱高2620mm，墙高1600mm。采用锚网喷联合支护，锚杆索支护参数为：Φ20×2250mm左旋螺纹钢锚杆，间排距800mm×800mm;Φ17.8×8300mm锚索，间排距2400mm×2400mm。
2.大巷围岩破坏特征
3-1回风大巷在掘进过程中顶板基本完好，煤帮出现严重片帮问题，为了对3-1回风大巷破坏状况有更为直观的认识，对巷道围岩的破坏情况进行了现场实时监测和破坏形态的描述。根据现场观测情况，绘出了3-1回风大巷的围岩破坏断面素描图，如图2所示。通过现场监测，可以看出：3-1回风大巷掘进工作面处顶底板状况较好，基本没有出现破坏，完整性好;巷道片帮比较严重，尤其是直墙段中部位置的片帮深度达到0.5～0.8m，破坏形态整体类似于不规则的横（卧）椭圆形，且片帮破坏主要发生在开挖后到支护前这段时间内，破坏发生的比较剧烈。
3.大巷围岩塑性区分布特征
根据摩尔-库伦强度准则可知，巷道围岩塑性区分布与围岩应力、围岩强度以及巷道尺寸有关。巷道未开挖前的围岩应力主要是原岩应力，原岩应力中垂直应力σv可按照上覆岩层载荷估算，水平应力σh=λσv，λ为侧压系数，因此，侧压系数不同，巷道围岩塑性区也不相同。结合巷道围岩破坏理论，利用FLAC3D数值模拟方法对门克庆3-1煤回风大巷开挖后围岩的塑性区进行计算分析，分析大巷塑性区分布特征以及侧压系数对巷道围岩塑性区分布的影响规律。
以门克庆3-1煤回风大巷为计算模型，埋深700m，煤厚约4.6m。顶板依次为中粒砂岩，厚度约24m;细粒砂岩，厚度约15m。底板依次为粉砂岩，厚度约15m;细粒砂岩，厚度约9m;粉砂岩，厚度约11m。采用摩尔-库伦模型，各岩层的力学参数如表1所示。
边界条件：四周铰支，底部固支，上部为自由边界。采用数值模拟分析门克庆3-1煤回风大巷掘进开挖后巷道两帮塑性区破坏规律，为巷道支护参数优化提供依据。由于门克庆煤矿没有进行地应力测试，因此取垂直应力σv为巷道顶板上覆岩层载荷，取值17.5MPa（按埋深700m计算），水平应力σh=λσv，λ为侧压系数，分别取值1.1、1.3、1.5进行计算。
由图3可知，在门克庆煤矿的工程地质条件下，3-1回风大巷塑性破坏主要发生在帮部，顶底板围岩不发生塑性破坏或塑性破坏范围小。不同侧压系数下，帮部围岩塑性区范围变化较小，巷道拱形肩部破坏最大达到1.5m，两帮破坏深度在0.5～0.8m。不同侧压系数对巷道顶底板塑形区分布影响较大，侧压系数为1.1时，巷道顶底板围岩几乎不发生塑性破坏，巷道底板最大破坏深度约为0.2m;侧压系数为1.3时，巷道底板破坏深度约为0.4m，侧压系数为1.5时，巷道底板破坏深度约为0.7m。随着侧压系数的增大，巷道两帮的塑性区范围并没有发生明显的变化，巷道顶底板的塑性区范围稍稍变大。即侧压系数越大，巷道顶底板破坏越严重，并且巷道底板破坏范围的增长速度较顶板的更为显著，两帮破坏范围没有明显的变化。
由以上分析可知，在门克庆煤矿3-1煤回风大巷围岩强度及巷道尺寸条件下，随着侧压系数的增大，巷道顶底板塑性区范围增大，且巷道底板塑性区范围的增长较顶板更为显著，测压系数对巷道两帮塑性区范围变化影响较小。
由于门克庆矿在初始阶段没有进行相应的地应力测试，3-1煤回风大巷围岩侧压系数未知，对比现场监测所得巷道围岩破坏特征，与测压系数为1.5时的数值模拟围岩塑性区分布接近，因此认为该区域的侧压系数λ为1.5。因此，巷道围岩塑性区整体分布类似于横（卧）椭圆形，两帮最大塑性区深度为1.2m，顶板基本完好，底板最大塑性深度为0.7m。 4.大巷支护参数优化
结合现场监测与数值模拟所得巷道围岩破坏特征与围岩塑性区分布特征，选择锚杆+锚索+钢筋网+喷浆的联合支护方式。为了保证3-1回风大巷的围岩稳定，取侧压系数λ为1.5时巷道围岩塑性区分布，围岩拱形肩部塑形区最大深度1.5m，两帮塑形区最大深度0.5～0.8m，利用悬吊理论计算，对大巷锚杆锚索支护参数进行优化。
（1）锚杆索总长度：
选锚杆长度Lg=≥0.1+0.8+1=1.9m，锚杆有效长度选择最大破坏深度0.8m;锚索长度Ls≥0.3+1.5+2=3.8m，锚索有效长度选择特殊地段最大破坏深度1.5m;因此，锚杆长度选择2250mm，锚索长度选择6300mm。
（2）锚杆索支护密度应满足：
每米巷道锚杆索数量：
每米巷道锚杆数量;
每米巷道顶锚索数量。因此，锚杆选择左旋螺纹钢锚杆，间排距，锚索选择锚索，间排距，每排2根。
综合所述，优化后锚杆索支护参数为：Φ20×2250mm左旋螺纹钢锚杆，间排距800mm×1000mm;Φ21.8×6300mm锚索，间排距2400mm×3000mm，网片采用钢筋网，规格为6mm×100mm×100mm，最终大巷喷浆封闭，喷射混凝土厚度120mm，强度为C20，如图4所示。
5.工程实践
按照优化后设计参数对3-1煤回风大巷进行支护，并进行围岩位移监测，对优化后的支护参数进行工程验证。在距3-1煤回风大巷开口500m、600m处各布置两个测点，两测点分别在巷道顶板及帮部，共布置四个测点。顶板处测点孔深8m，在2m，4m，8m安设3个观测基点;帮部测点孔深2m，在1m，2m安设2个观测基点。监测各个观测基点的相对位移量，得出巷道围岩的破坏范围。
3-1煤回风大巷深基点位移变化规律如图5所示，监测前10天顶板及两帮的位移量增长较快，之后位移量趋于稳定。在大巷顶板及帮部，随着向深部增加，位移量逐渐减小，500m处顶板0～2m内位移量5mm，2～4m内位移量2mm，4～8m内位移量0.5mm，总位移量7.5mm，600m处顶板0～2m内位移量5.5mm，2～4m内位移量2.5mm，4～8m内位移量0.5mm，总位移量8.5mm;500m处帮部0～1m内位移量5.5mm，1～2m内位移量1.5mm，总位移量7mm ;600m处帮部0～1m内位移量7.5mm，1～2m内位移量2mm，总位移量9.5mm。各测点位移量均较小，大巷位移基本发生在顶板0～2m内，帮部0～1m内，巷道能够保持稳定。
6.结论
（1）通过现场实测及数值模拟，门克庆3-1煤回风大巷围岩变形主要发生在两帮，巷道片帮深度达到0.5～0.8m，顶板完整性较好，底板破坏较小，破坏形态整体类似于不规则的横（卧）椭圆形。非等压条件下，随着侧压系数的增大，巷道两帮围岩塑性区分布变化不大，顶底板塑性区分布范围逐渐增大，且底板变化速率较大。
（2）优化后支护采用锚杆（索）网支护，与原有支护相比，锚杆沿用Φ20×2250mm左旋螺纹钢锚杆，增加锚杆的间排距，锚索则由原Φ17.8×8300mm锚索改用Φ21.8×6300mm锚索，增加锚索的间排距。优化后支护参数，减少了支护成本。
（3）工程实践表明，采用优化后的支护参数，大巷顶板最大位移量8.5mm，帮部最大位移量9.5mm，巷道可以保持稳定。
参考文献
[1]左建平，文金浩，胡顺银，赵善坤.深部煤矿巷道等强梁支护理论模型及模拟研究[J].煤炭学报，2018，43（S1）：1-11.
[2]张明磊，张益东，季明，程亮，皇甫漭.基于模糊可拓综合评价方法的巷道支护参数优化[J].采矿与安全工程学報，2016，33（06）：972-978.
[3] 赵志强. 大变形回采巷道围岩变形破坏机理与控制方法研究[D].中国矿业大学（北京），2014.
[4]姚强岭，李学华，陈庆峰.含水砂岩顶板巷道失稳破坏特征及分类研究[J].中国矿业大学学报，2013，42（01）：50-56.
[5] 贾后省，乔安震，江文渊.布尔台矿采动巷道顶板变形破坏特征与支护技术研究[J].河南理工大学学报（自然科学版），2016，35（03）：338-344.
[6]谢小平，方新秋.深部破碎围岩开拓巷道支护技术研究[J].煤炭工程，2018，50（07）：46-49.
[7]吕坤，冯吉成，唐青豹，张弘，丁树丛，许先富.塔拉壕矿3203辅运巷顶板变形破坏机理及支护技术研究[J].煤炭工程，2018，50（03）：95-98.
[8]李臣，吕坤，薛琦.塔拉壕矿软岩斜井支护参数研究及应用[J].煤炭技术，2017，36（09）：62-65.