超大断面硐室围岩变形破坏机理及控制

肖同强,李化敏,杨建立,蒋绍永

(1.河南理工大学能源科学与工程学院,河南焦作 454000;2.山西潞安环能股份公司王庄煤矿,山西长治 046031)

超大断面硐室围岩变形破坏机理及控制

肖同强1,李化敏1,杨建立2,蒋绍永1

(1.河南理工大学能源科学与工程学院,河南焦作 454000;2.山西潞安环能股份公司王庄煤矿,山西长治 046031)

针对断面面积近100 m2的大采高支架换装硐室,采用现场观测、数值模拟等方法分析其变形破坏机理:硐室断面增大致使围岩破碎区、塑性区增大,超大断面硐室塑性区半径达到普通断面硐室的2.2倍;断面增大引起掘进扰动应力增高,而锚杆加固厚度小、初期支护阻力小致使软弱围岩严重变形破坏。针对支架换装硐室0～2.5 m的破碎区、2.5～8.0 m的塑性区,提出了分区耦合支护围岩稳定控制原理:硐室围岩由浅至深破坏程度逐渐减小,达到稳定所需支护强度逐渐减小,采用高强高预紧力“锚杆、注浆锚索、锚索”支护及“分区注浆加固”技术,可形成针对破碎区、塑性区和弹性区的3个相互联系的承载圈,从而满足各个分区支护强度需要,实现支护结构和围岩共同承载,保证围岩稳定。

超大断面;软弱围岩;变形破坏机理;分区耦合支护

厚煤层是我国实现高产高效开采的主力煤层[1－3]。大采高综采技术生产效率高、资源采出率高,是5～7 m厚煤层开采的发展方向[4－6]。随着大采高综采技术的发展及煤矿大型装备的应用,井下硐室断面越来越大,一些硐室的宽度、高度达到8～10 m,断面积达到70～100 m2[7－9]。硐室断面的显著增大致使硐室围岩变形破坏严重,极易发生冒顶事故。因此,亟需解决大断面硐室支护难题。

对于硐室围岩稳定控制,目前主要采用锚杆锚索、钢筋混凝土砌碹、注浆等支护加固形式,通过锚杆锚索主动支护与高承载能力被动支护的联合支护,有效减小了围岩的变形破坏,保证了围岩的稳定[7－9]。但对于70～100 m2的超大断面硐室,因其断面大、埋深大,围岩破碎区、塑性区显著增大,破碎区、塑性区往往超出了传统的锚杆锚索加固范围,传统支护技术难以满足硐室围岩稳定需要。为此,本文针对王庄煤矿断面面积近100 m2的大采高支架换装硐室,开展了超大断面硐室围岩变形破坏机理及稳定控制研究。

1 工程概况

王庄煤矿+540 m水平支架换装硐室主要用于起吊、组装、维护7.0 m高的大采高支架。该硐室采用直墙半圆拱形断面,掘进断面宽×高为9 800 mm× 10 810 mm,荒断面积96 m2。该硐室埋深440 m,位于辅助运输大巷东侧,3号煤层底板岩层内。支架换装硐室围岩中软弱岩层较厚,硐室所在层位如图1所示。支架换装硐室顶板为砂质泥岩,依次往上为泥岩、细粒砂岩、泥岩、细粒砂岩、泥岩、煤层等;两帮为泥岩、煤线;底板为砂质泥岩,依次往下为灰岩、煤线、泥岩等。临近无采区,不受工作面采动影响。

图1 支架换装硐室围岩状况Fig.1 Surrounding rock condition of support reloading chamber

支架换装硐室掘进初期,采用锚网索喷支护,锚杆、注浆锚索、顶板锚索、两帮锚索规格分别为ϕ22 mm×2 500 mm,ϕ22 mm×8 300 mm,ϕ22 mm× 15 000 mm,ϕ22 mm×8 300 mm,三者间隔布置,间排距分别为700 mm×700 mm,1 600 mm×1 600 mm, 1 600 mm×1 600 mm。在前期施工中,硐室顶板、两帮出现严重变形破坏,围岩控制难题亟需解决。

2 超大断面硐室围岩变形破坏机理

2.1 变形破坏特征

支架换装硐室掘进初期,采用原支护方案掘出后2～3个月,围岩出现严重变形,喷层大面积开裂、钢筋网撕裂,两帮移近量达1 000 mm以上,顶板最大下沉量达300 mm以上,不得不扩帮挑顶进行修巷。

(1)围岩破坏形式。

结合现场观测及围岩钻孔窥视结果,按照支架大换装硐室围岩破坏形态、破坏过程及其成因,其破坏类型可划分为松动破坏、拉破坏、剪破坏、岩爆破坏和膨胀变形破坏,如图2所示。①在围岩压力及爆破施工的影响下,围岩出现松动,并沿着层理、节理等弱面滑移(图2(a));②由于硐室跨度大,在顶板压力作用下,硐室表面喷层张拉破坏明显,在拱顶和两个拱肩出现了拉破坏区域(图2(b),(c)),并沿着硐室走向延伸;③围岩内部则在三向应力作用下发生剪切破坏;④在大断面硐室开挖引起的集中应力作用下,顶板脆性岩石有时会发生岩爆;⑤局部淋水区域,泥质岩石遇水发生膨胀变形破坏(图2(d))。

图2 支架换装硐室围岩破坏形式Fig.2 Surrounding rock failure form of support reloading chamber

(2)围岩破坏深度。

破碎区、塑性区大小是硐室支护设计的重要依据,通过钻孔窥视、理论计算及数值计算,确定了破碎区、塑性区的大小。通过围岩钻孔窥视,得到不同深度围岩变形破坏状况,如图3所示。由图3可以看出,0～2.5 m内,围岩较破碎、裂隙发育;2.5～8.0 m内,围岩裂隙逐渐减少;8.0 m以深,围岩较完整,裂隙不发育。

图3 原支护方案硐室不同深度围岩裂隙发育状况Fig.3 Surrounding rock fracture development in different depth in the original plan

依据地应力、岩石力学性质测试及支护状况等条件,通过极限平衡理论计算式(1)[10],得到硐室围岩塑性区半径Rp为7.9 m。

其中,R0为硐室半径,取5.0 m;P为原岩应力,取8.0 MPa;Pi为支护阻力,取0.2 MPa;c为黏结力,取1.0 MPa;φ为内摩擦角,取30°。依据钻孔窥视得到的围岩裂隙发育状况(图3)并结合理论计算结果(式(1))及数值模拟结果(图4),可推断出支架换装硐室围岩破碎区、塑性区和弹性区的大致范围:0～2.5 m为破碎区;2.5～8.0 m为塑性区;8.0 m以深为弹性区。

图4 大断面硐室塑性区分布Fig.4 Plastic zone distribution of large section chamber

2.2 变形破坏机理

(1)硐室断面大。

断面尺寸是影响硐室稳定性的重要因素,随着断面尺寸变化,围岩稳定性呈现一定规律性。采用FLAC3D数值模拟软件,建立5个不同拱形断面尺寸的模型,硐室宽度和高度分别为2,4,6,8,10 m,硐室断面面积分别为3.57,14.28,32.13,57.12, 89.25 m2。通过数值模拟分析,揭示断面尺寸对围岩位移、塑性区、应力场分布的影响规律。

断面尺寸对硐室变形量的影响(图5(a)):随着硐室断面增大,顶板下沉量、两帮移近量呈快速增长趋势,而对于底臌,断面积小于60 m2,随着断面增大,底臌量迅速增大,而当断面积大于60 m2以后,即当硐室宽度、高度超过8.0 m后,随着断面的增大,底臌量增长趋缓。

断面尺寸对围岩塑性区分布的影响(图4, 5(b)):随着硐室断面的增大,顶板及两帮塑性区半径出现较大增长,而底板在断面积超过60 m2后,塑性区半径增长趋缓,这与硐室变形量的变化趋势一致;硐室宽度和高度为10 m时,顶板、两帮及底板的塑性区半径为8～10 m,这与钻孔窥视结果及经验公式计算结果一致。超大断面硐室(以“断面宽、高为10 m”为例)塑性区半径是普通断面硐室塑性区半径(以“断面宽、高为6 m”为例)的2.2倍。由塑性破坏形态来看,硐室表面出现了拉破坏,而围岩内部则为剪破坏。

图5 硐室断面面积对其变形破坏的影响Fig.5 Effects of basal area on chamber deformation and failure

断面尺寸对围岩应力分布的影响(图6):随硐室宽度、高度及断面面积的增大,围岩应力降低区范围增大,表明围岩破坏深度增大;顶板、两帮、底板应力集中系数增大,两帮垂直应力集中系数增大尤为明显,由断面面积3.57 m2时的1.68增至断面面积89.25 m2的2.26,应力明显增长,且应力峰值深度向深部转移,表明随硐室断面增大,围岩塑性区半径逐渐增大。

图6 硐室断面对围岩应力集中系数的影响Fig.6 Effects of chamber basal area on chamber stress concentration coefficient of surrounding rock

综上所述,随着硐室断面增大,围岩应力集中程度增加,破碎区、塑性区增大,易出现顶板垮冒、两帮大量移近、底臌等剧烈矿压显现。

(2)应力高而围岩强度小。

围岩应力、围岩强度是影响硐室稳定性的重要因素。围岩应力与地应力、开挖引起的扰动应力密切相关。支架换装硐室埋深为440 m,地应力实测结果表明,硐室所处岩层初始垂直应力达到8～10 MPa,最大水平应力达到10～12 MPa,地应力不高,但由于硐室开挖断面大(断面面积接近100 m2),应力集中系数较大,围岩最大主应力达20～25 MPa,相当于800～1 000 m埋深地层的垂直应力。硐室围岩中泥岩、砂质泥岩等软弱岩层较多(图1),加上岩层层面、节理、裂隙等软弱结构面的影响,围岩强度较小。超大断面硐室开挖所引起的二次扰动应力高,而围岩强度较小,必然造成软弱围岩出现严重的变形破坏(图2)。

(3)支护不合理。

支护方式及参数选择对硐室稳定性影响较大。硐室掘进初期,原支护方案存在以下问题:2.5 m长的锚杆锚固在破碎区,锚固力及工作阻力均较小,不能充分发挥锚杆的作用效能;ϕ22 mm高强锚杆预紧扭矩为350 N·m,预紧力偏低,与杆体屈服强度500 MPa不匹配,削弱了高强锚杆的主动及时支护作用,并影响了其工作阻力的发挥(预紧力越高,工作阻力越高);锚杆与注浆锚索、锚索的间排距分别为700 mm×700 mm,1 600 mm×1 600 mm,1 600 mm× 1 600 mm,间排距不匹配,支护密度不均匀,易于产生局部应力集中而造成围岩或喷层开裂;硐室断面大、成型差,爆破后围岩表面凸凹不平,易产生应力集中;锚网索施工质量较差,影响整体支护效果的充分发挥。

3 超大断面硐室围岩稳定原理及控制

针对支架换装硐室断面大、应力高而围岩强度小、支护不合理等引起的破碎区大(0～2.5 m)、塑性区大(2.5～8.0 m)、应力集中程度高(应力集中系数2.0～2.5)等变形破坏特征,提出超大断面硐室分区耦合支护围岩稳定控制原理及技术。

3.1 分区耦合支护围岩稳定原理

破碎区、塑性区和弹性区围岩力学特性不同,所需支护强度亦不同。支护与围岩力学特性相耦合,才能有效控制围岩变形破坏。据此提出超大断面硐室分区耦合支护围岩稳定控制原理:

(1)硐室围岩由浅至深分别为破碎区、塑性区和弹性区,其破坏程度逐渐减小,达到稳定所需的支护强度也逐渐减小,锚杆、注浆锚索、锚索的协调支护可满足这种要求:在围岩浅部,锚杆、注浆锚索、锚索的支护密度大,支护强度大,而在围岩深部,支护密度依次减小,支护强度相应减小。通过这种分区加固,可以形成与围岩相吻合的稳定承载圈。针对0～2.5 m的破碎区、3～8 m的塑性区及8 m以深的弹性区,采用3 m长的锚杆、8 m长的注浆锚索、15 m长的锚索协调支护,将破碎区、塑性区和弹性区有机联系起来,3者间隔布置,由浅至深形成0～3,3～8,8～15 m三个稳定的承载圈。

(2)高强高预紧力锚网索支护,充分发挥锚杆锚索支护作用及围岩自身承载能力。超大断面硐掘出后,初期变形速度快。高预应力锚杆锚索支护不仅可提供较大的初始支护阻力,而且具有良好的增阻性能,使破碎区、塑性区及弹性区的岩层之间锁紧为一个整体,提高锚固范围内岩层的内摩擦角和内聚力,从而实现主动及时支护,有效限制围岩有害变形破坏的发展,并能提高岩层整体承载性能[11－14]。对大断面硐室的大跨度悬露顶板而言,锚索具有减跨作用,可有效减小顶板的拉破坏,并减小顶板向两帮转移的压力[14]。锚网索支护在提供高支护阻力的同时,还能适应围岩的变形(具有一定的可缩性),有助于释放一定的围岩压力。

(3)分区注浆加固围岩,改善围岩力学性能,提高其稳定性。在高强、高预紧力锚网索支护作用下,实现围岩有控制的变形,但围岩内部原生裂隙和新生裂隙都会有一定程度的扩展,要实现围岩长期稳定,仍需通过注浆方式提高围岩强度。分区注浆加固即对0～2.5 m的破碎区和2.5～8.0 m的塑性区分别进行注浆加固。首先对破碎区采用浅孔低压注浆措施,然后对塑性区围岩进行深孔高压注浆。通过深孔、浅孔注浆相结合可有效提高注浆效果。注浆后,锚杆、注浆锚索、锚索的锚固效果及支护刚度得到进一步加强,围岩稳定性进一步提高。

综上所述,针对超大断面硐室较大的破碎区和塑性区,由锚杆、锚索、注浆锚索及注浆加固,形成3个有机联系的承载圈:第1承载圈由锚杆、注浆锚索及锚索组成,主要作用是限制围岩的轴向、径向变形及位移,提供围压,改善围岩应力环境,提高围岩峰值强度及残余强度,达到加固破碎区围岩的目的;第2承载圈由注浆锚索、锚索组成,主要作用是将破碎区、塑性区和弹性区3者联系起来,限制破碎区和塑性区的发展;第3承载圈由锚索组成,主要作用将破碎区、塑性区等不稳定岩层与弹性区稳定岩层锚固在一起,充分发挥深部围岩的承载能力。

3.2 围岩稳定控制技术

依据超大断面硐室围岩稳定原理,实施“分区耦合围岩稳定控制技术”,支架换装硐室支护断面如图7所示。掘进时采用“锚网索喷”主动支护,掘巷稳定后开始浇筑钢筋混凝土,最后实施分区注浆加固,确保支架换装硐室长期稳定。

图7 支架换装硐室支护断面Fig.7 Supporting section of support reloading chamber

采用锚杆、注浆锚索、锚索形成0～3,3～8,8～ 15 m三个承载圈,以实现破碎区、塑性区和弹性区的分区耦合稳定控制:锚杆、注浆锚索、锚索分别为ϕ22 mm×3 000 mm高强螺纹钢锚杆、ϕ22 mm× 8 300 mm注浆锚索、ϕ22 mm×15 000 mm高强度低松弛预应力钢绞线锚索;锚杆、注浆锚索及锚索3者插花布置,间排距分别为700 mm×700 mm,1 400 mm× 1 400 mm和1 400 mm×1 400 mm。锚杆之间采用钢筋梯连接,并铺设钢筋网。锚杆预紧扭矩提高至450 N·m,注浆锚索(树脂锚固剂锚固)、锚索初始张拉力为200 kN,以实现高强高预紧力支护。锚杆、注浆锚索、锚索安装完成后,及时喷射厚30～50 mm混凝土,起到封闭围岩、改善硐室表面成型不好引起的应力集中等现象。

掘巷后3个月,待硐室变形稳定后,开始浇筑钢筋混凝土,浇筑厚500 mm。浇筑钢筋混凝土之后,实施壁后分区注浆加固。采用水泥注浆材料对0～2.5 m的破碎区和2.5～8.0 m塑性区实施注浆加固,浅孔为ϕ42 mm×3 000 mm,注浆压力为0.5 MPa,深孔为ϕ42 mm×8 000 mm,注浆压力为1.5 MPa,间排距均为3 000 mm×3 000 mm,底角钻孔向下倾斜30°,其他钻孔与硐室表面垂直。深孔注浆时间滞后浅孔7 d左右,使浅孔注浆固结体达到一定强度。

3.3 围岩控制效果分析

支架换装硐室实施“分区耦合稳定控制技术”后,喷层无开裂现象,支护结构无破断或撕裂现象,围岩稳定性明显提高。掘巷后两个月内,围岩变形增长较迅速,而3个月后,硐室变形基本趋于稳定,两帮相对移近量为100～160 mm,而顶板下沉量为70～90 mm,有效控制了硐室变形量。钻孔窥视结果如图8所示,围岩的完整性明显改善。

4 结 论

图8 新方案围岩钻孔窥视结果Fig.8 Rock borehole results in the new scheme

(1)断面尺寸对硐室围岩稳定性影响较大。随着硐室断面增大,围岩应力集中程度增大,围岩破碎区、塑性区增大,硐室变形量增大,支护难度增大;硐室断面大,掘进扰动应力高,而锚杆锚固厚度小、初期支护阻力小致使支架换装硐室软弱围岩出现严重变形破坏。

(2)超大断面硐室掘出后,围岩形成了0～2.5 m的破碎区、2.5～8.0 m的塑性区和8.0 m以深的弹性区。硐室围岩由浅至深达到稳定所需支护强度逐渐减小,需根据每个分区围岩不同的变形破坏特征,形成针对破碎区、塑性区和弹性区的3个相互联系的承载圈,实现分区内支护结构和围岩相耦合,从而保证围岩长期稳定。

(3)针对支架换装硐室较大的破碎区、塑性区,采用了分区耦合支护技术,形成了由“锚杆、注浆锚索、锚索”、“低压注浆加固层”及“高压注浆加固层”组成的3个耦合承载圈,满足了各个分区支护强度需要,实现了支护结构和围岩共同承载,保证了支架换装硐室围岩稳定。

[1] 徐乃忠.我国厚煤层开采的问题与方向[J].煤炭工程,2008 (12):5－7.

Xu Naizhong.Problems and direction of thick coal seam mining in China[J].Coal Engineering,2008(12):5－7.

[2] 刘建新,刘 涛.关于厚煤层开采工艺的选择[J].煤炭工程, 2003(7):4－6.

Liu Jianxin,Liu Tao.Mining technology selection for thick coal seam [J].Coal Engineering,2003(7):4－6.

[3] 王家臣,仲淑姮.我国厚煤层开采技术现状及需要解决的关键问题[J].科技论文在线,2008,3(11):829－834.

Wang Jiachen,Zhong Shuheng.The present status and the key issues to be resolved of thick seam mining technique in China[J].Science Paper on Line,2008,3(11):829－834.

[4] 刘 涛.厚煤层大采高综采技术现状[J].煤炭工程,2002(2): 4－8.

Liu Tao.Present situation of fully mechanized mining technology with large mining height in thick coal seam[J].Coal Engineering, 2002(2):4－8.

[5] 王金华.我国大采高综采技术与装备的现状及发展趋势[J].煤炭科学技术,2006,34(1):4－7.

Wang Jinhua.Present status and development tendency of fully mechanized coal mining technology and equipment with high cutting height in China[J].Coal Science and Technology,2006,34(1):4－7.

[6] 成小勇.大采高工作面超高巷道掘进支护技术[J].煤矿开采, 2009(10):50－52.

Cheng Xiaoyong.Technology of supporting super high roadway in large-height mining face[J].Coal Mining Technology,2009(10): 50－52.

[7] 赵珍彦.大断面材料换装硐室快速施工工艺[J].煤炭工程, 2010(3):32－33.

Zhao Zhenyan.The rapid construction technology of large section chamber for reloading materials[J].Coal Engineering,2010(3): 32－33.

[8] 林惠立,石永奎.深部构造复杂区大断面硐室群围岩稳定性模拟分析[J].煤炭学报,2011,36(10):1619－1624.

Lin Huili,Shi Yongkui.Simulation on stability of surrounding rock of large section chambers in deep structural complex areas[J].Journal of China Coal Society,2011,36(10):1619－1624.

[9] 王同吉,苏丽君,贾海宾.大断面中央泵房施工技术研究[J].采矿技术,2011,11(5):14－16.

Wang Tongji,Su Lijun,Jia Haibin.Study on construction technology of large section central pump chamber[J].Mining Technology, 2011,11(5):14－16.

[10] 蔡美峰,何满潮,刘东燕.岩石力学与工程[M].北京:科学出版社,2002:318－326.

[11] 柏建彪,侯朝炯.深部巷道围岩控制原理与应用研究[J].中国矿业大学学报,2006,35(2):145－148.

Bai Jianbiao,Hou Chaojiong.Control principle of surrounding rocks in deep roadway and its application[J].Journal of China University of Mining&Technology,2006,35(2):145－148.

[12] 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 pretensioned stress and intensive bolting system and its application in deep roadways[J].Journal of China Coal Society,2007,32(12):1233－1238.

[13] 肖同强,柏建彪,王襄禹,等.深部大断面厚顶煤巷道围岩稳定原理及控制[J].岩土力学,2011,32(6):1874－1880.

Xiao Tongqiang,Bai Jianbiao,Wang Xiangyu,et al.Stability principle and control of surrounding rock in deep coal roadway with large section and thick top-coal[J].Rock and Soil Mechanics,2011,32 (6):1874－1880.

[14] 张占涛.大断面煤层巷道围岩变形特征与支护参数研究[D].北京:煤炭科学研究总院,2009:44－64.

Deformation and failure mechanism of surrounding rock in chamber with super large section and its control

XIAO Tong-qiang1,LI Hua-min1,YANG Jian-li2,JIANG Shao-yong1
(1.School of Energy Science and Engineering,Henan Polytechnic University,Jiaozuo 454000,China;2.Wangzhuang Coal Mine,Shanxi Lu’an Environmental Energy Development Co.,Ltd.,Changzhi 046031,China)

Based on the nearly 100 m2large section chamber for large mining height support reloading,with the site observation and numerical simulation method,surrounding rock deformation and failure mechanism was analyzed.With the increase of chamber section,the failure zone and the plastic zone increase,the plastic zone radius of super large section chamber is 2.2 times about normal section chamber.The high disturbed stress because of large section,the small thickness of anchorage body with bolt support,and the low initial support resistance resulted in serious deformation and failure of weak surrounding rock.According to the 0－2.5 m failure zone and the 2.5－8.0 m plastic zone of support reloading chamber,the stability principle of zonal control of coupling support for large cross section chamber was put forward.After chamber excavation,the failure zone,the plastic zone and the elastic zone were formed,the surrounding rock damage degree was gradually reduced from shallow to deep,and also the needed support strength to be stability decreased gradually,through the high strength and high pre-stress support with bolt,grouting cable and cable, three load bearing ring can be formed according to the failure zone,the plastic zone and the elastic zone,so that the three zones are connected organically,and the support strength for the three zones can be satisfied,and a common loading of supporting structure and surrounding rock can be ensure the stability of the surrounding rock.

super largesection;soft surrounding rock;deformation and failure mechanism;zonal control of coupling support

TD353

A

0253－9993(2014)04－0631－06

肖同强,李化敏,杨建立,等.超大断面硐室围岩变形破坏机理及控制[J].煤炭学报,2014,39(4):631－636.

10.13225/j.cnki.jccs.2013.1407

Xiao Tongqiang,Li Huamin,Yang Jianli,et al.Deformation and failure mechanism of surrounding rock in chamber with super large section and its control[J].Journal of China Coal Society,2014,39(4):631－636.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2013.1407

2013－09－30 责任编辑:常 琛

国家自然科学基金资助项目(51204167);河南理工大学博士基金资助项目(B2012－081)

肖同强(1981—),男,山东单县人,讲师,博士。E－mail:xtq2000@163.com