夜长坪矿软岩巷道围岩变形机理及控制

明 建,高永涛,陈江川

(1.北京科技大学土木与环境工程学院,北京 100083;2.中原矿业有限公司,河南三门峡 472200)

夜长坪矿软岩巷道围岩变形机理及控制

明 建1,高永涛1,陈江川2

(1.北京科技大学土木与环境工程学院,北京 100083;2.中原矿业有限公司,河南三门峡 472200)

基于巷道围岩的物理、力学性质的实验室测试以及现场围岩变形的监测结果,探讨了软破围岩条件下巷道变形破坏机理和特征。通过室内试验和井下巷道试验研究了围岩的膨胀变形规律、钢纤维混凝土和高强度锚杆的力学特性。以围压恢复加固理论为指导,采用物理模拟和数值分析对支护参数进行优化,提出了带有顶、底拱的全封闭强化支护的主动和被动联合支护控制技术。工业试验结果表明,软破围岩条件下的巷道工程采用该类联合支护技术能够有效地控制巷道地压,提高了巷道抗变形能力,延长了安全稳定期。

软岩巷道;软岩变形机理;联合支护与控制;夜长坪矿

巷道工程是地下矿山开采过程中的主要工程,工程量大、服务功能多,保持这些工程的稳定性对于安全高效开采具有重要意义。软破岩体是矿山巷道常见的围岩体,其稳定性差、支护加固难度大[1－2]。袁亮、郭建伟等[3－6]就软破围岩条件下巷道变形破坏机理进行了大量的研究工作。软岩中掘进的巷道和硐室变形特征表现为围岩变形量大、初期变形速率大、变形具有时效性等[7]。随着高强锚杆、长锚索、锚网联合支护等支护技术的推广[8－13],支护效果显著提高。但由于巷道工程地质条件差异较大,采动应力复杂多变,其变形破坏机理和支护方法不尽相同[14－15]。因此,采动应力环境中软岩巷道的支护和加固一直是采矿工程和岩土工程领域研究的重点。

本文以夜长坪矿软岩巷道为研究对象,系统研究了其工程环境和变形破坏机理,以围压恢复加固理论为指导,提出了一种主动支护和被动支护相结合的支护结构,并获得了适合该条件下巷道的支护方式。应用于矿山生产实践中,取得了明显的支护效果,使巷压显现得到控制,延长了巷道安全服务期,可为同类巷道的支护和维护所借鉴。

1 矿山工程概况

夜长坪矿位于河南省卢氏县,为大型地下矿床,设计年采矿能力99万t。其上部矿体东西长800 m,南北宽约600 m,厚66.39～236.04 m,Mo含量为0.131%。上部矿体顶板主要为龙家园组白云岩,底板为龙家园组白云岩或燕山期钾长花岗斑岩。矿岩蚀变强烈,多呈松软破碎状,加之岩石风化强烈,坚固性较低,自稳性差,掘进时易垮塌、冒顶和偏帮。在实验室内实测得到该矿体岩石力学参数,见表1,根据现场宏观调查和室内物理力学强度试验,矿岩稳定性分级见表2。

表1 岩石的力学参数Table 1 Mechanical properties test results of rocks

表2 矿岩稳定性分级Table 2 Classification of rock mass stability

根据稳定性分级表可知,该矿大部分矿岩体属于不稳固的不良岩体,因此近矿围岩和矿体均需借助于支护才能保持一定的安全稳定度。目前该矿80%以上的巷道围岩变形呈现软岩特征,巷道支护困难。虽全部采用以浇灌混凝土为主的支护方式,但巷压显现剧烈,支护破坏严重,返修率高达92%,严重影响了矿山的正常生产。通过井下稳定性调查分析,变形地压是夜长坪矿巷压显现的主要形式,叶长坪矿巷道破坏形式见表3。

2 巷道围岩矿物分析与膨胀特性研究

巷道的变形破坏调查发现,底臌变形和遇水强度弱化比较明显,并与季节变化密切相关。为此对该矿主要破坏巷道内的3种软岩进行了XRD衍射分析和水理性室内试验和结果分析,测定结果见表4。

试验结果表明,引起该矿软岩的膨胀崩解性矿物主要是高岭石、绿泥石、伊蒙混层等。高岭石等黏土矿物颗粒较小、亲水性强。与水相互作用时,黏土矿物颗粒吸收水分,其晶胞间距增大或扩散层增厚,使黏土胶结物崩解,从而碎屑颗粒间失去联结导致重力解体。在该矿的工程实践中,含水量受开挖扰动发生变化及应力场调整时,失、吸水频繁交变,膨胀岩会发生很大程度的膨胀、崩解甚至泥化,从而引起巷道底臌、片帮和冒顶等破坏现象发生。矿岩膨胀性试验数据见表5,可知3个主要岩组均属于膨胀岩体。因此在巷道围岩开挖暴露后,应喷射混凝土或防水材料对巷道表面进行封闭,以减小含水率的变化,降低引起矿岩的膨胀崩解变形。

表3 巷道破坏形式Table 3 Failure modes of roadways

表4 各试样成分Table 4 Mineral composition of samples%

3 围压恢复加固理论与联合控制技术

研究以围压恢复加固理论作为理论指导,采用主动与被动联合支护结构作为该矿维护巷道的方法,采用树脂锚杆和钢纤维混凝土作为支护材料。通过物理模拟和数值模拟方法验证支护能力,并优化支护参数。

3.1 围压恢复加固理论

围压恢复加固理论的实质是通过支护体恢复围岩的围压,提高岩体的残余强度和自身承载能力,尤其适用于软破围岩工程。设计和选用的支护结构应遵循以下原则:围岩卸载后迅速施加限制性支护,并施加预应力;具有吊挂和减跨作用,能充分利用深部围岩强度;利用深、浅围岩变形的不协调性实现围岩自锁;在围岩表面形成全封闭壳体结构。

该矿矿岩虽软破,但深、浅层围岩间仍存在强度、位移速度差异。井下原采用的浇灌混凝土等被动支护不能充分发挥围岩的自锁能力和自承能力。而锚喷支护等主动支护形式具有在深、浅层围岩中传力的功能,不但对围岩表面施加围压,也可将被动支护体与深部围岩体结合为一体,增加被动支护的抗变形能力。根据围压恢复加固理论,如能及时对软破围岩施加支护反力或预应力,围岩与支护体可形成共同承载体,其自承能力大幅提高。因此该矿应将两种支护形式组成联合支护结构,即浇灌混凝土支护形成全封闭护表壳体,为锚网支护施加围压提供了传力结构,锚网支护又约束浇灌混凝土体变形。随着巷道变形加大,支护体与围岩逐渐成为承载整体。

3.2 围岩变形联合控制技术

为实现主动与被动联合支护结构的作用效果,对研究巷道支护结构设计和方案进行了优化研究,选用了适合于支护理论的新结构和材料。其中重点对钢纤维混凝土和树脂胶结高强度锚杆进行了试验研究。

(1)钢纤维混凝土支护。

钢纤维混凝土适用于受爆破动压影响、剪切作用力大的巷道中。为揭示该支护材料的增强机理,对A,B,C三种钢纤维不同掺量的浇灌混凝土试样和素混凝土试样进行了抗压、抗拉、抗剪强度试验。试样采用的钢纤维材料类型和性能见表6。其水泥掺量为370 kg/m3,水灰比为0.48,粗骨料为中砂和12 mm以下的碎石。力学试验的比较结果如图1～3所示。

通过对试验数据和应力应变图进行分析,可以得到以下结论:

①钢纤维的掺入对混凝土抗压强度提高影响不明显。但较素混凝土试件破坏缓慢,表现出较好的延性。钢纤维混凝土达到峰值破坏后仍具有一定的承载强度。

表6 钢纤维物理和力学参数Table 6 Physical mechanical properties of steel fibers

②抗拉性能对比试验表明,钢纤维混凝土的对抗拉强度有较大影响,3种钢纤维掺量的混凝土较素混凝土都有所提高。B型钢纤维混凝土试件的抗拉强度最大,增幅可达65%,抗拉强度试验同时证明,钢纤维掺入更加明显改变了混凝土的变形特性,卸压至1 MPa时,钢纤维混凝土的应变量大于素混凝土4倍以上,混凝土的脆性变小,而延性和韧性增大,混凝土的抗变形和抗冲击性能增强。

图1 钢纤维混凝土抗压强度试验数据对比Fig.1 Compression test data comparison of the steel fiber reinforced concrete

图2 钢纤维混凝土抗拉强度试验数据对比Fig.2 Tensile test data comparison of the steel fiber reinforced concrete

图3 钢纤维混凝土抗剪强度试验数据对比Fig.3 Shear test data comparison of the steel fiber reinforced concrete

③抗剪切强度均随剪切模具的角度和钢纤维掺量的增大而提高,最大增幅达62%,钢纤维掺量为1.27%(80 kg/m3)时抗剪切强度达到最大。长径比相同时掺入B型钢纤维混凝土的抗剪强度最大。

④经过技术经济综合比较,该矿应采用钢纤维掺量为1.27%的B型钢纤维混凝土。

(2)树脂锚杆支护。

根据对原支护破坏形式的分析,主动支护所用锚杆应采用高强度锚固结构。树脂胶结锚杆的强度大、凝结时间短、施工方便快捷,其现场拉拔试验结果见表7。试验数据表明锚杆杆体直径22 mm、胶结长度800 mm以上,软破程度不同岩体的锚固强度都超过120 kN,当锚固长度大于900 mm时锚固力可达155～190 kN,由此证明该种锚杆适用于软破围岩巷道。

表7 树脂锚杆拉拔试验数据Table 7 Pullout test data of resin bolts

3.3 联合支护方案数值分析与优化

试验巷道采用300 mm厚混凝土有底梁的支护形式后,再采用不同长度锚杆加固。以试验巷道为原型建立数值计算模型,模型选用Mohr－Coulomb破坏准则。在模型边界处进行约束,即在沿进路走向和垂直进路走向方向限制水平位移,底部限制垂直位移,地表处设置为自由面。地应力测试研究表明,矿区构造应力以水平构造应力为主,3个主应力均随深度的增加呈近似线形的增长方式。最大主应力、中间主应力和最小主应力随埋深H变化的回归特性方程分别为σ1=0.40+0.057 5H,σ2=0.27+0.023 9H,σ3=0.10+ 0.012 9H。对模型赋值后进行初始平衡状态求解,之后将模型发生的位移设置为0,将模型中巷道区域材料属性设置为空,重新采用静力学模型求解,采用最大不平衡力进行监测。无锚杆支护和进行巷道联合支护的位移、应力云图和塑性区分别如图4,5所示。

图4 无锚杆混凝土支护位移、应力云图和塑性区Fig.4 Displacements contour,stress nephogram and plastic zone distribution of the concrete support

图5 端锚混凝土支护位移、应力云图和塑性区Fig.5 Displacements contour,stress nephogram and plastic zone distribution of the concrete support with bolts

位移和应力云图表明,混凝土和锚杆联合支护的结构能够进一步限制位移,降低混凝土承载的应力。塑性区图表明,随锚杆长度增加塑性区面积和破坏区域减小愈加明显,而该巷道的围岩塑性圈为1 000～3 000 mm,为使锚固端能够楔入塑性区外围岩中,锚杆长度应选择2 200 mm。模拟计算结果表明,巷道围岩的水平位移量和塑性区面积明显减小,因此该矿应该选择混凝土和锚杆联合支护的方式。具体支护参数见表8。其中补强支护采用快凝树脂卷胶接、无纵筋全螺纹轧制杆体垫板式锚杆;壁后充填接顶采用充填体强度不低于5 MPa的高倍膨胀树脂或发泡轻质水泥材料。

表8 支护参数Table 8 Support parametersmm

4 现场支护试验与变形监测

支护应用试验在970 m水平围岩软破的矿块进行。针对复杂的工程环境,巷道设计采用了临时支护、永久支护和补强支护一体化支护系统,将主动式支护和被动式支护联合,组成全封闭、高强度支护结构。

巷道施工完成后,采用多点位移计、混凝土压力盒、表面收敛剂、锚杆测力计等仪器对支护巷道进行了长期监测,其中图6为混凝土压力盒和多点位移计对典型断面的监测结果。

图6 监测结果Fig.6 Monitoring results

监测数据表明,支护结构对围岩约束控制起了重要作用。根据多个典型断面压力盒测试数据表明,支护施加初期压力值变化速率较大,后期明显降低,压力值最大增加至70 kN左右,如图6(a)所示。根据典型断面围岩内部多点位移测点的测试,浅部与深部围岩的变形存在较大差异。变形量主要发生在距孔口2 m的围岩范围内,最大收敛变形量未超过70 mm,如图6(b)所示。

巷道综合测试数据表明,主动和被动联合支护结构能够有效地控制围岩变形,并产生围压效应作用于围岩,使软破围岩强度得到利用。巷道存在时间已达1 a以上,除巷道道岔点和局部点出现混凝土开裂外,采用该种支护的巷道稳定性良好,巷道最大收敛量未超过80 mm,而相邻巷道多数已垮冒报废。工程实践充分证明了软破围岩条件下应采用主动和被动支护相结合的支护结构及带有顶、底拱的全封闭强化支护。

5 结 论

(1)根据围岩软破、服务时间长的巷道工程特点,基于巷道围岩矿物分析与膨胀特性研究的结果,提出将主动与被动联合支护方式应用于该类巷道工程。采用具有施加围压功能的支护结构,实现改变巷道围岩受力状态、恢复自承能力、提高共同承载能力的目标。

(2)提出了适用于围岩软破巷道的联合支护方案,即采用锚喷网、浇灌混凝土两种作用机理不同的支护技术及壁后充填接顶、施加底梁等措施构成联合支护结构,并根据试验结果优化了支护参数。

(3)工程实践表明,该类巷道工程采用联合支护结构能够有效的控制巷道地压,提高了巷道抗变形能力,延长了安全稳定期。

[1] 王其胜,李夕兵,李地元.深井软岩巷道围岩变形特征及支护参数的确定[J].煤炭学报,2008,33(4):364－367.Wang Qisheng,Li Xibing,Li Diyuan.Surrounding rock deformation properties and determination of support parameters of soft rock roadway in deep mine[J].Journal of China Coal Society,2008,33(4): 364－367.

[2] 王卫军,彭 刚,黄 俊.高应力极软破碎岩层巷道高强度耦合支护技术研究[J].煤炭学报,2011,36(2):223－228.

Wang Weijun,Peng Gang,Huang Jun.Research on high-strength coupling support technology of high stress extremely soft rock roadway[J].Journal of China Coal Society,2011,36(2):223－228.

[3] 郭建伟.深井节理化围岩巷道破坏机理及控制技术[J].煤炭学报,2012,37(9):1559－1563.

Guo Jianwei.Roadway fracture mechanism and control technology of joint fissured surrounding rock in deep mines[J].Journal of China Coal Society,2012,37(9):1559－1563.

[4] 袁 亮,薛俊华,刘泉声,等.煤矿深部岩巷围岩控制理论与支护技术[J].煤炭学报,2011,36(4):535－543.

Yuan Liang,Xue Junhua,Liu Quansheng,et al.Surrounding rock stability control theory and support technique in deep rock roadway for coal mine[J].Journal of China Coal Society,2011,36(4):535－543.

[5] 勾攀峰,张振普,韦四江.不同水平应力作用下巷道围岩破坏特征的物理模拟试验[J].煤炭学报,2009,34(10):1328－1332.

Gou Panfeng,Zhang Zhenpu,Wei Sijiang.Physical simulation test of damage character of surrounding rock under different levels of the horizontal stress[J].Journal of China Coal Society,2009,34(10): 1328－1332.

[6] 祁和刚,郭夕祥,于士芹,等.破碎大巷变形机理与注锚加固技术[J].煤炭学报,2008,33(11):1224－1229.

Qi Hegang,Guo Xixiang,Yu Shiqin,et al.Deformation mechanism of greatly cracked tunnel and support technique by grouting and bolting [J].Journal of China Coal Society,2008,33(11):1224－1229.

[7] 尹光志,王登科,张东明.高应力软岩下矿井巷道支护[J].重庆大学学报(自然科学版),2007,30(10):87－91.

Yin Guangzhi,Wang Dengke,Zhang Dongming.Research and practice of roadways supporting of mine in view of high geo-stress soft rock[J].Journal of Chongqing University(Natural Science Edition),2007,30(10):87－91.

[8] 高 谦,宋建国,余伟健,等.金川深部高应力巷道锚喷支护设计与数值模拟技术[J].岩土工程学报,2007,29(2):279－284.

Gao Qian,Song Jianguo,Yu Weijian,et al.Design and numerical simulation of rock bolting and shotcrete for deep tunnels with high stress in Jinchuan Mine[J].Chinese Journal of Geotechnical Engineering,2007,29(2):279－284.

[9] 康红普,王金华,林 健.煤矿巷道支护技术的研究与应用[J].煤炭学报,2010,35(11):1809－1814.

Kang Hongpu,Wang Jinhua,Lin Jian.Study and applications of roadway support techniques for coalmines[J].Journal of China Coal Society,2010,35(11):1809－1814.

[10] 康红普,王金华,林 健.高预应力强力支护系统及其在深部巷道中的应用[J].煤炭学报,2007,32(12):1233－1238.

Kang Hongpu,Wang Jinhua,Lin Jian.High pretensionedstress and intensive bolting system and its applicationto deep roadways[J].Journal of China Coal Society,2007,32(12):1233－1238.

[11] 李青锋,朱川曲,段 瑜.预应力锚杆支护系统动力特征的数值模拟[J].煤炭学报,2008,33(7):727－731.

Li Qingfeng,Zhu Chuanqu,Duan Yu.The numerical simulation of prestress rockbolt supporting system dynamical characteristics[J].Journal of China Coal Society,2008,33(7):727－731.

[12] 王金华.全煤巷道锚杆锚索联合支护机理与效果分析[J].煤炭学报,2012,37(1):1－7.

Wang Jinhua.Analysis on mechanism and effect of rock bolts and cables in gateroad with coal seam as roof[J].Journal of China Coal Society,2012,37(1):1－7.

[13] 龙景奎,蒋斌松,刘 刚,等.巷道围岩协同锚固系统及其作用机理研究与应用[J].煤炭学报,2012,37(3):372－378.

Long Jingkui,Jiang Binsong,Liu Gang,et al.Study on the mechanism and application of synergistic anchoring systems in roadway surrounding rocks[J].Journal of China Coal Society,2012,37 (3):372－378.

[14] 王连国,李明远,王学知.深部高应力极软岩巷道锚注支护技术研究[J].岩石力学与工程学报,2005,24(16):2889－2893.

Wang Lianguo,Li Mingyuan,Wang Xuezhi.Study on mechanisms and technology for bolting and grouting in special soft rock roadways under high stress[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2005,24(16):2889－2893.

[15] 方新秋,何 杰,何加省.深部高应力软岩动压巷道加固技术研究[J].岩土力学,2009,30(6):1693－1698.

Fang Xinqiu,He Jie,He Jiasheng.Research on reinforced technology for deep soft rock and dynamic pressurized roadway under high stress[J].Rock and Soil Mechanics,2009,30(6):1693－1698.

Surrounding rock deformation mechanism and support technology of soft rock roadway in Yechangping Mine

MING Jian1,GAO Yong-tao1,CHEN Jiang-chuan2
(1.School of Civil and Environmental Engineering,University of Science and Technology Beijing,Beijing 100083,China;2.Zhongyuan Mining Industry Co., Ltd.,Sanmenxia 472200,China)

Based on the laboratory test of the physical and mechanical characteristics and measured result of the deformation of the surrounding rock around roadway in Yechangping Mine,the deformation and destruction mechanism of the surrounding rock in soft rock roadway were discussed.The laboratory test,underground roadway test and theoretical analysis were adopted to characterize the swelling deformation and release rules,the mechanical characteristics of steel fiber reinforced concrete and high strength bolt.With the guidance of confining pressure restored reinforcement theory, the technic scheme of the active and passive combined support were put forward.The support parameters of new scheme were optimized by physical modeling and numerical modeling.The industrial test results show that the support technology can effectively control the ground pressure and the surround rock deformation in soft rock roadways,which ensures the safety and stability of roadways.

soft rock roadway;deformation mechanism of soft rock;combined support and control;Yechangping Mine

TD353

A

0253－9993(2014)04－0624－07

明 建,高永涛,陈江川.夜长坪矿软岩巷道围岩变形机理及控制[J].煤炭学报,2014,39(4):624－630.

10.13225/j.cnki.jccs.2013.1479

Ming Jian,Gao Yongtao,Chen Jiangchuan.Surrounding rock deformation mechanism and support technology of soft rock roadway in Yechangping Mine[J].Journal of China Coal Society,2014,39(4):624－630.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2013.1479

2013－06－01 责任编辑:常 琛

国家“十二五”科技支撑计划资助项目(2012BAB01B04);中央高校基本科研业务费资助项目(FRF－TP－12－017A)

明 建(1979—),男,山东德州人,讲师,博士。Tel:010－62332081,E－mail:mingjian.ustb@163.com