半煤岩巷道围岩破裂演化规律及控制技术

张华磊,　王连国,　涂　敏

(1.安徽理工大学 能源与安全学院, 安徽 淮南 232001;2.中国矿业大学 深部岩土力学与地下工程国家重点实验室, 江苏 徐州 221008)



半煤岩巷道围岩破裂演化规律及控制技术

张华磊1,2,王连国2,涂敏1

(1.安徽理工大学 能源与安全学院, 安徽 淮南 232001;2.中国矿业大学 深部岩土力学与地下工程国家重点实验室, 江苏 徐州 221008)

针对半煤岩大巷围岩控制问题,以吕梁矿区某矿半煤岩运输大巷为研究对象,利用FLAC3D数值软件建立巷道计算模型,分析不同埋深时半煤岩巷道围岩的塑性区变化规律,并采用钻孔窥视仪对巷道围岩破裂范围进行精细探测。结果表明:围岩塑性区随着巷道埋深的增加而逐渐增大,尤其是巷道两帮及底板部位;大巷顶板0～1.8 m及4.9～5.1 m深度附近,裂隙极其发育,1.8～4.9 m深度范围内有许多微小的裂隙。根据数值模拟及现场探测结果,选择注浆锚索+注浆锚杆+金属网的全断面锚注支护方法。工业化实验结果证明此种方法可有效控制巷道的有害变形。该研究为其他类似条件下的巷道支护提供了参考。

半煤岩; 破裂演化规律; 控制技术； 精细探测

半煤岩巷道围岩是一种各向异性的特殊围岩结构,一般为非均质,具有分层性。由于煤层赋存状态改变,使得巷道围岩结构组合复杂多变,因此,研究半煤岩巷围岩破裂演化规律,对于半煤岩巷道的维护具有重要意义[1]。以往研究的半煤岩巷围岩控制问题一般都是围绕回采巷道或者准备巷道[2-5]展开的,近几年,对于深井巷道支护方面的研究愈加广泛[6-8],然而针对服务年限较长、埋深较大的半煤岩开拓大巷围岩控制方面的研究还相对较少。为此,笔者以吕梁矿区某矿开拓大巷为研究对象,应用FLAC3D数值软件模拟分析不同埋深时半煤岩巷的变形特征,并应用钻孔窥视仪观察巷道围岩不同深度的裂隙发育特征,由此提出注浆锚索+注浆锚杆+金属网联合加固围岩的支护方法,以确保巷道围岩的稳定性。

1　工程概况

山西吕梁矿区某矿第一水平标高为+645 m,矿井设计生产能力为90万t/a,开拓大巷埋深643 m,主要在2#煤底板施工,所穿岩层以粉砂岩、泥岩为主。由于煤层赋存发生变化,运输大巷部分地段为半煤岩巷,巷道上部为煤,两帮及底板为泥岩等。巷道断面为直墙半圆拱形,净宽5 m,净高4 m,原支护形式为锚网喷,高强锚杆规格为φ20 mm×2 200 mm,全断面布置,间排距800 mm×800 mm。运输大巷附近的钻孔柱状图如图1所示。

图1　岩层柱状图

由于大巷为半煤岩巷,在高应力的作用下,其弱面岩石将被挤压突出,出现顶板炸皮,底臌现象。该巷道虽然历经几次修复,但仍然无法控制其变形,特别是底臌现象非常严重,底臌量最大达到1 300 mm,如图2所示。为了保证第一水平大巷的稳定性,满足矿井安全生产要求,需对其进行加强支护。

图2　大巷破坏形态

2　围岩破裂演化规律

2.1数值模拟

2.1.1数值模型

以该矿运输大巷为工程背景,采用FLAC3D软件自带的Mohr-Coulomb材料模型,建立规格(长×宽×高)为100 m×100 m×60 m的计算模型。模型巷道断面为直墙半拱形,轴向沿着Y轴方向,即巷道断面垂直于Y轴,且将巷道半圆拱的圆心坐标定为(50,Y,30);巷道宽5 m,直墙高1.5 m,圆拱半径2.5 m,采用锚杆支护,锚杆规格为φ20 mm×2 200 mm,间排距800 mm×800 mm。巷道顶板及半圆拱部岩性为煤(2#煤),帮部及底板岩性为粉砂岩,围岩岩层现场取样测得参数见表1。假设各岩层为均质,各向材料同性。模型边界条件:模型底部设置为竖直方向,左侧、右侧和前、后部设置为法向约束边界,模型上部岩层对模型边界的作用近似为均布荷载q,即上覆岩层自重。文中模型埋深(h)初始值取400 m,后以50 m的级别向下延伸,直至650 m,其上覆荷载分别取10.00、11.25、12.50、13.75、15.00、16.25 MPa,即模拟不同应力状态下巷道围岩塑性区的发育范围,从而获得巷道围岩破坏演化规律。

表1　岩层力学特性参数

2.1.2结果分析

图3给出了不同埋深下的巷道围岩塑性区分布情况。

图3　不同埋深时的巷道围岩塑性区分布

由图3可知,巷道埋深对围岩塑性区分布的影响非常大,塑性区范围随着巷道埋深的增加而逐渐增加,当巷道埋深为650 m时,巷道围岩塑性区范围最大,此时顶底板最大破坏深度分别为2.1、5.3 m,两帮围岩塑性区范围达到5.1 m,底板塑性区发育范围远大于顶板,主要是由于底板处于无支护状态。由此可以看出,对于埋深在650 m左右甚至更深的巷道,巷道围岩破坏深度均超过了传统的支护材料可以支护的最大深度,使用传统支护方法支护效果不理想。

图4给出了巷道围岩塑性区范围随巷道埋深(h)增长的变化趋势。由图4可知,无论巷道埋深如何变化,巷道底板围岩塑性区最大深度(hs)均大于顶板,与帮部塑性区互有大小。

图4　巷道围岩塑性区深度变化曲线

2.2现场探测

开拓大巷岩层虽有一定的强度,但由于围岩裂隙发育,岩体结构极差,导致岩体的总体强度较低。另外,构造造成围岩破碎,其碎胀压力也容易使围岩产生碎胀变形。利用钻孔成像仪在运输大巷拱肩位置所观测的数据生成大巷顶板钻孔成像图,如图5所示。

图5　大巷顶板钻孔成像

由图可以看出,在大巷顶板0～1.8 m及4.9～5.1 m深度附近,裂隙极其发育;1.8～4.9 m深度范围内虽然没有明显的裂隙发育,但是有许多微小的裂隙,随着应力提高、作用时间延长,这些裂隙也会逐渐发育贯通,威胁巷道围岩的稳定性。

3　控制技术

3.1支护方案

由图2可知,大巷底臌严重,以往对巷道底臌的控制,只注重对底板岩层的研究和处理,而忽略了处理其他部位对底臌的控制作用,因此,往往难以有效控制底臌。实际上,巷道是由顶板、底板、两帮组成的复合结构体,结构的各部分在矿山压力作用下受力状态不同,其围岩性质也存在较大的差异,因而巷道顶、底、帮的稳定状态存在明显的结构特征,当巷道的两帮和顶板较为软弱时,直接影响到底板的稳定性。尤其是矿井进入到深部开采后,随着围岩应力升高,底臌更为严重。在工程实践中发现,深井巷道的底臌与顶板下沉、两帮内移往往同时发生,顶板与两帮变形较大时,巷道底臌量也就越大。因此,笔者提出将巷道底臌治理看作一项系统的支护工程的观点,即采取支护措施控制底臌的同时,也要采取支护措施加强两帮和顶板围岩的支护。

由文献[9]可知,单纯依靠增加支护强度来改善支护质量,是不现实的,因为提高支护强度不仅使支护成本急剧增加,而且还极大地增加了工人的劳动强度,因此,考虑从提高巷道围岩本身的强度出发,充分发挥围岩自身的抗变形能力。根据以上分析,运输大巷采用以注浆锚索+注浆锚杆+金属网全断面锚注的支护形式控制巷道,支护方案如图6所示。

图6　运输大巷加强支护方案

3.2支护参数

顶板、帮部、底角、底板注浆锚杆,注浆锚索,金属网及喷射混凝土相关参数如下。

(1)顶板及帮部注浆锚杆

螺纹钢注浆锚杆规格为φ25 mm×2 500 mm,破断力≥150 kN,间排距为1 200 mm×1 200 mm,每个断面内8根。杆体上顺序钻有φ6 mm注浆孔,其结构如图7所示。杆尾砸扁,封孔采用快硬水泥药卷。

图7　螺纹钢注浆锚杆结构

(2)底角及底板注浆锚杆

根据以往的施工经验,在底板施工钻孔时,由于岩屑排不出钻孔,易导致卡钻,即便成孔,放置时间稍长,也较容易塌孔,为了解决这个难题,本次底角注浆锚杆和底板注浆锚杆均选用自钻式中空注浆锚杆。自钻式中空注浆锚杆本身兼作钻杆和注浆管。注浆前可作吹尘管,即排除凿岩形成的粉尘,注浆时浆液通过中空锚杆从钻头喷出,填充锚杆周围的钻孔和底层裂隙,使锚杆与周围岩体凝固为一体,形成钢管水泥柱,起到加固的作用。选用的自钻式中空注浆锚杆杆体结构如图8所示。

图8　自钻式中空注浆锚杆结构

底角及底板选用的自钻式中空注浆锚杆规格均为φ25 mm×1 800 mm,抗拉强度为250 kN。封孔采用快硬水泥药卷。底角注浆锚杆排距为1 200 mm,距底板不大于300 mm;底板注浆锚杆间排距为1 200 mm×1 200 mm,其中每个断面内布置2根底角注浆锚杆,3根底板注浆锚杆。

(3)注浆锚索

选用新型的中空注浆锚索,其结构如图9所示。拱顶注浆锚索规格为φ22 mm×5 000 mm,拱顶两侧注浆锚索规格为φ22 mm×5 500 mm,与铅垂方向夹角为35°;每排3根,排距为1 200 mm。

图9　中空注浆锚索

(4)金属网

金属网采用冷拔黑铁丝经纬网,使用10#以上铁丝,规格为长×宽=5 000 mm×900 mm,网格尺寸为100 mm×100 mm,其网孔规格为80 mm×80 mm,网与网之间要有100 mm搭茬,每200 mm采用双股铁丝扭结。

(5)喷射混凝土

喷射砼强度等级为C20,初喷层厚50 mm,复喷层厚50 mm,配合比1∶2∶2。

3.3支护效果

采用锚注联合支护方法在运输大巷进行工业化实验后,对实验段巷道进行连续矿压观测,结果如图10所示。

图10　运输大巷表面位移曲线

由图10可知,巷道在加强支护后的10 d内,变形速率较快,之后变形量虽然还在增长,但是变形速率明显减缓;巷道底臌量大于同一时期的两帮移近量,而两帮移近量大于同一时期的顶板下沉量。观测近两个月后,最大底臌量为32 mm,而底板下沉量仅为16 mm,相对之前的底臌量1 300 mm明显减小,说明全断面的锚注加强支护方法能有效地控制底臌等巷道有害变形。

4　结　论

以吕梁矿区某矿半煤岩运输大巷为研究对象,通过数值模拟及现场探测等手段对半煤岩巷破裂演化规律进行研究,得出以下结论:

(1)半煤岩巷道围岩塑性区随着巷道埋深(400～650 m)的增加而逐渐增长,尤其是巷道两帮及底板部位。

(2)巷道围岩0～1.8 m、4.9～5.1 m深度范围存在裂隙发育带;围岩1.8～4.9 m深度存在微小裂隙,在高应力、长时间的作用下也易发育贯通。

(3)根据数值模拟及现场精细探测结果,选择注浆锚索+注浆锚杆+金属网的全断面锚注支护体系。现场监测表明,此种方法能够有效控制巷道的有害变形,为其他类似条件下的巷道支护提供参考。

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[9]李明远, 王连国, 易恭蝤, 等. 软岩巷道锚注支护理论与实践[M]. 北京: 煤炭工业出版社, 2001.

(编辑荀海鑫)

Failure evolution laws and control technology of roadway surrounding rock

ZHANGHualei1,2,WANGLianguo2,TUMin1

(1.School of Energy & Safety, Anhui University of Science & Technology, Huainan 232001, China; 2.State Key Laboratory for Geomechanics & Deep Underground Engineering, China University of Mining & Technology, Xuzhou 221008, China)

Aimed at addressing surrounding rock control of half coal rock roadway, this paper drawing on the main haulage roadway of a colliery’s half coal rock in Lüliang mining area describes the development of three-dimensional numerical model of roadway by a numerical simulation software FLAC3D, the analysis of the laws governing the plastic zone of the roadway surrounding rocks occurring in the different buried depth, and the fine detection of failure radius of roadway surrounding rock by borehole imaging instrument. The results suggest a gradual increase in the plastic zone of surrounding rocks, especially in two sidewalls and floor of the roadway, depending on the increase in buried depth; the occurrence of the extremely well-developed fractures near surrounding rocks ranging from 0 m to 1.8 m and from 4.9 m to 5.1 m in depth; and the occurrence of many micro cracks from 1.6 m to 5.1 m in depth. The numerical simulation and precise detection reveal the necessity of the whole section bolting-grouting support method consisting of grouting cable, grouting bolt, and metal mesh. The field monitoring shows that this method, capable of an effective restraint of the harmful deformation of roadways, could serve as reference guide for roadway support for similar conditions.

half coal rock; failure evolution laws; control technology; elaborate probe

2013-04-24

国家重点基础研究发展计划(973计划)项目(2010CB226805)；国家自然科学基金项目(51074004)；安徽省自然科学基金重点项目(11040606M102)；安徽理工大学青年教师科学研究基金项目(2012QNZ14)

张华磊(1983-),男,山东省聊城人,讲师,博士,研究方向:采动岩体力学与工程,E-mail:hlzhang1122@126.com。

10.3969/j.issn.1671-0118.2013.03.010

TD322

1671-0118(2013)03-0258-05

A