倪超
摘 要:基于理论分析及FLAC3D数值模拟的方法,结合淮北矿区芦岭矿深部软岩巷道工程实践,对深井动压软岩巷道底板失稳原因进行了分析,得出底鼓变形主要是由底板水平应力增大与集中造成的结论。针对工程实际,提出了分区域强化控制技术:在围岩相对稳定区域,采取“注浆+锚网喷+中空注浆锚索+高强锚杆+反底拱”的支护方案;在围岩稳定性较差的区域,采取“切缝+全封闭U型棚配合底拱锁底锚杆+滞后注锚、索”的支护方案。该支护技术成功应用于西轨大巷底板控制,取得良好的社会、经济效益。
关键词:动压 软岩巷道 底板失稳 水平应力 分区域强化
中图分类号:TD353 文献标识码:A 文章编号:1672-3791(2014)03(a)-0059-05
煤矿软岩问题一直是困扰煤矿生产重大难题之一。随着开采深度的不断增加,地质环境恶劣、地应力增大、破碎岩体增多、涌水量加大等一系列问题更加突出,使得巷道底鼓成为目前矿井进入深部开采所遇到的主要难题之一,对煤矿的安全生产造成严重影响。现场调查资料表明,在不支护底板的深部开采中,由底鼓引起的变形占巷道顶底板移近量的2/3~3/4,底鼓造成的巷道维修量占到维修总量的50%[1]。严重巷道底鼓不仅增加了维修工作量和巷道维护成本,而且还对矿井安全生产造成影响。
诸多学者针对软岩巷道失稳机理及控制技术进行了研究,D.J.Rockaway通过对巷道底鼓现象的调查认为巷道底鼓主要取决于底板表面以下至少6 m厚的岩层的性质[2];康红普经过分析计算得出结论:底板岩层挠曲引起的底鼓量占总底鼓量的67%,底板岩层弹塑性位移和扩容位移底鼓分别是总底鼓量的11.8%和11.2%。认为底鼓的原因在于失稳的底板岩层向巷道内压曲、偏应力作用下的扩容、岩石自身的遇水膨胀[3];姜耀东根据巷道所处的地质条件、底板围岩性质和应力状态的差异、底板岩层鼓入巷道的方式将底鼓分为4类[4~5]:挤压流动性底鼓、挠曲褶皱性底鼓、遇水膨胀性底鼓和剪切错动性底鼓。巷道底鼓的控制方法主要分为卸压法和加固法两大类[6]。虽然很多学者已经对软岩巷道失稳机理及控制技术进行了大量的研究,但随着开采深度的增加,软岩巷道呈现出新的失稳特征,原有的支护理论及方式显得有些力不从心,因此,有必要对其进行更加深入的研究。
以淮北矿区Ⅱ82人行上山及西轨大巷为研究、实验对象,针对其围岩地质条件、巷道底鼓状况,提出分区域强化控制技术,经工程实践证明,此种控制技术及支护方案可行。
1 底板失稳原因分析
1.1 工程条件
Ⅱ82人行上山位于Ⅱ二采区中部,水平标高为-460 m~-585 m。巷道施工层位以砂岩为主。抗压强度为55~140.5 MPa,抗拉强度为8.5~20.5 MPa,坚固性系数为3.0~5.0,岩体质量较好,属于中等稳定顶板;局1部为泥岩和粉砂岩,厚度2~4 m,裂隙较发育,孔隙率在4.5%左右,抗压强度为26.9MPa,抗拉强度为1.5~8.4 MPa,坚固性系数2.6~3.0,属于不稳定顶板,顶板管理困难,施工中易出现冒顶和漏顶现象。岩层倾角5~10°,平均7°,地质构造较简单,岩层起伏较小。可能构成影响的充水含水层有:煤层顶板砂岩裂隙含水层和Ⅱ二采区二、三区段工作面老塘水。
为了分析巷道底鼓变形原因及变形程度,特在Ⅱ82石门及Ⅱ82运输三岔门附近进行矿压观测,巷道底鼓位移量如图1及图2所示。
从图1可以看出Ⅱ82石门附近巷道底鼓量均已达到500 mm以上,属于破坏性底鼓范围。巷道底鼓量大,发展快,对底板,两帮和顶板围岩破坏性较大。这类底鼓上升量很大,两帮岩石易开裂、内移、片帮,顶板易下沉、破裂、掉块,持续时间长,最后巷道完全破坏,必须彻底翻修才能使用。
从图2可以看出Ⅱ82三岔门底鼓量也已达到350 mm以上,属于严重底鼓范围。巷道底鼓发展快,持续时间长,巷道喷层开裂,裂缝加大,两帮内移加大,轨面鼓偏,枕木鼓歪、鼓断,水沟挤坏,顶板下沉、开裂、掉渣,断面缩小1/5~1/8影响生产使用,严重威胁运输安全,必须停产起底,扩修、翻修处理。
1.2 底板失稳原因分析
1.2.1 工作面超前支承压力、滞后支承压力的影响
Ⅱ82新人行上山在Ⅱ829工作面回采的前后巷道出现了不同的底鼓特征,而水平应力是影响巷道底鼓的主要应力,故为了分析Ⅱ829工作面采动时超前支承压力、滞后支承压力对Ⅱ82新人行上山底板巷道水平应力的影响,现对处于两种支承压力条件下Ⅱ82新人行上山底板围岩的水平应力变化规律进行了FLAC3D模拟。
图3给出了Ⅱ82新人行上山巷道距工作面不同水平距离时,巷道围岩内水平应力的分布特征,由图3可以得出:
(1)巷道底板内部围岩在工作面采动超前支承压力、滞后支承压力的影响下都出现了水平应力的增大与集中,而巷道正处于工作面采空区下方时水平应力得到了缓解降低。
(2)巷道底板围岩内部水平应力集中程度和范围在巷道距工作面水平距离为10 m时达到最大,高达22.8 MPa,应力集中系数达到1.52;当工作面逐渐远离巷道时,在采动滞后支承压力的影响下巷道底板内部水平集中应力再次出现了增大与集中。
以上分析的Ⅱ829工作面跨采作用下Ⅱ82新人行上山底板内的水平应力分布规律与Ⅱ82新人行上山底鼓治理段的矿压观测是相符的,底板位移变化分为三个阶段:开始加速破坏阶段、中期稳定阶段以及后期加速阶段。巷道底板受力也经过三个阶段,前期巷道受到Ⅱ829工作面超前支承压力影响底板内水平应力急剧增大,中期巷道处于Ⅱ829工作面下方巷道处于应力降低区域底板水平应力随之得到缓解降低,后期当Ⅱ829采空区滞后支承压力开始作用时底板内水平应力再次迅速增高,底板则出现了再次底鼓现象。
1.2.2 底板应力endprint
采空区下方不同深度的底板其应力集中程度差异较大,越靠近煤层底板岩层内应力集中程度越高,越远离煤层底板岩层内应力集中程度越低。不同底板深度对应工作面跨上山开采下应力在底板岩层中的分布规律如图5所示,CH006代表距离煤层底板6 m处的底板应力分布规律,CH016代表距离煤层底板16 m处的底板应力分布规律,CH026代表距离煤层底板26 m处的底板应力分布规律。
Ⅱ82新人行上山在下口水平底鼓治理段随着向末端靠近,巷道围岩所处层位与煤层底板距离不断减小,故巷道所处层位的煤层底板应力也是逐渐增大,从现场巷道底板的破坏情况来看,底板的位移也是逐渐增大,Ⅱ82新人行上山起坡点至巷道水平末端约40 m,前25 m底鼓情况不明显巷道整体较为稳定,后15 m至三叉门附近巷道底板明显鼓起,这与工作面跨采期间煤层底板不同深度应力分布规律是一致的(见图4)。
1.2.3 围岩结构及强度在跨采前后变化的影响
岩体在拉、压条件下一般要经过弹性阶段、塑性阶段、破坏阶段,如图6、图7所示,岩体在弹性阶段随着拉、压力的增大应变较小,当拉、压力超过岩体的抗拉、抗压强度极限,岩体破坏成松散状,但岩体不同于岩块,在摩擦咬合力的作用下岩体仍能保持一定的强度和稳定,但当再承受拉、压力时即使拉、压力很小,岩体也会产生剧烈变形。
Ⅱ82新人行上山底板在Ⅱ829工作面超前支承压力作用下,已加固的底板承受复杂应力破坏,底板岩体已经出现松散破碎,围岩强度大幅降低,在经过超前支承压力影响区后Ⅱ82新人行上山巷处于Ⅱ829工作面采动应力降低区域,巷道围岩应力较低,故巷道可保持一定的稳定性,未发生剧烈底鼓,但当Ⅱ829工作面远离Ⅱ82新人行上山后,巷道处于当Ⅱ829工作面滞后支承压力区,巷道底板围岩再次进入高应力状态,已破坏的底板围岩在高应力作用下出现剧烈变形破坏,巷道底鼓表现严重。
1.2.4 水理作用
Ⅱ82新人行上山属于准备巷道,底鼓治理段处于上山下口,底板经常出现积水,水的存在加剧了底鼓的发生,其主要表现在三个方面:底板岩层浸水后,水的润滑作用减少了岩块间的摩擦力,使岩体更加破碎松散,破坏了其完整性,大大降低底板的承载能力,同时水还减小了岩层间的粘结力,形成滑移面使岩体分层,降低了岩体的抗拉压能力,易于引起底鼓;Ⅱ82新人行上山下口处底板其底板多以泥岩或砂质泥岩为主,节理、滑面及层间滑动构造发育,受压易发生塑性流变,物理力学性质极差,在浸水化条件下更易软化崩解而松散破碎;底板水不仅与暴露的底板岩层表面相接触,还要通过裂隙深入到底板深部岩层,加速底板围岩的强度损失和体积膨胀,形成恶性循环。
2 分区域底板强化控制技术
综合以上分析,并结合现有工程实践结果[7~9],在西轨大巷围岩控制中我们提出巷道围岩的分区域强化控制技术,即采用边抗边让,固结围岩,加固帮角和控制底鼓的对策。目的在于改善巷道围岩应力场,强化锚杆的承载性能、强化围岩结构体的强度、强化围岩承载结构[10]。其总体思路为:高性能预拉力锚杆、中空注浆锚索、U型钢封闭拱形可伸缩支架与巷道滞后注浆加固相结合的方法,针对围岩破碎程度的不同区域进行分区域控制,围岩破坏严重或底鼓时增加架棚、做底拱。
基于分区域强化控制的思想,在巷道围岩相对完整,稳定性较好,应力保持相对完整的区域,采用“注浆+锚网喷+中空注浆锚索+高强锚杆+反底拱”的支护方案,该方案分为两个部分,一是顶帮强化加固,二是底板治理。对于围岩稳定程度较差和底鼓倾向严重的区域,围岩破碎,稳定性差,自稳时间短,不具备迎头打锚杆的条件,具有严重底鼓倾向,则采用“切缝+全封闭U型棚配合底拱锁底锚杆+滞后注锚、索”的方案。
利用FLAC3D软件分别对原方案支护以及设计支护方案下巷道围岩的应力特征,如图8所示。
由模拟结果可知,巷道围岩内部水平应力集中效应在不同的支护条件下具有不同的主要作用位置。在原支护方案下,巷道两帮及底板均出现应力集中;在设计支护条件下,水平应力集中效应主要作用于底板,且集中程度明显降低。
3 工程实践
3.1 工程地质条件
-590西轨大巷布置在9煤底板中,巷道施工层位以砂岩为主。抗压强度为55~140.5 MPa,抗拉强度为8.5~20.5 MPa,坚固性系数为3.0~5.0,岩体质量较好,属于中等稳定顶板;局部为泥岩和粉砂岩,厚度2~4 m,裂隙较发育,孔隙率在4.5%左右,抗压强度为26.9 MPa,抗拉强度为1.5~ 8.4 MPa,坚固性系数2.6~3.0,属于不稳定顶板,顶板管理困难,施工中易出现冒顶和漏顶现象。岩层倾角5~15°,平均10°,地质构造较简单,岩层起伏较小。-590西轨大巷区域内水文地质条件复杂,对采区可能构成影响的充水含水层有:煤层顶板砂岩裂隙含水层,煤层底板太原组灰岩含水层。
3.2 支护方案
3.2.1 围岩相对稳定区域
在巷道围岩相对完整,稳定性较好,应力保持相对完整的区域,采用“注浆+锚网喷+中空注浆锚索+高强锚杆+反底拱”的支护方案,工艺流程图如图9所示。
底板刷卧参数、浅孔注浆孔及底板锚杆布置如图10所示,必须对巷道底板浇筑的650 mm厚帮部进行保护处理,对墙脚开挖后需及时支设模板,浇筑钢筋砼。底板注浆孔深度为2800 mm,每个断面布置5孔,注浆孔间排距:1000 mm×1600 mm。注浆压力不大于3.0 MPa。注浆材料采用525硫铝酸盐快硬水泥或化学浆液。底板反拱采用11#矿用工字钢横向轧制而成。中空注浆锚索及底板加强锚杆(索)每孔均采用两卷Z2380树脂药卷锚固,具体参数如表1所示。
底板反底拱及锚杆、锚索施工完毕后,即进行砼浇筑地坪处理,砼等级C20。砼厚度200 mm。endprint
3.2.2 围岩稳定性较差区域
对于围岩稳定程度较差和底鼓倾向严重的区域,围岩破碎,稳定性差,自稳时间短,不具备迎头打锚杆的条件,具有严重底鼓倾向则采用方案二“切缝+全封闭U型棚配合底拱锁底锚杆+滞后注锚、索”的方案,支护参数如图11所示。考虑到现场围岩破碎,结合后路巷道的维护情况,必须对U型棚进行锁腿加强支护,可根据前面工序在扒矸机后进行,在复喷与深孔注浆前完成。
3.3 控制效果
基于分区域强化控制原理提出的支护方案在某矿西轨大巷中进行了应用。结果表明,分区域强化控制技术能够有效的适应动压软岩巷道的变形破坏规律,巷道变形得到控制,巷道的变形在允许的范围内。目前巷道基本没有复修,巷道围岩变形基本稳定,足以满足使用的要求。
4 基本结论
(1)巷道底鼓变形特征主要表现在:受跨采影响,距离采煤工作面近,巷道围岩变形量大,且底板变形量明显大于两帮变形量;随着采煤工作面与巷道时空关系的变化,底板的变形速度不同。
(2)巷道底鼓变形的原因主要在于岩体本身强度低,遇水易膨胀软化,在上覆工作面超前支承压力和滞后支承压力的影响下,导致巷道底板水平应力增大与集中,从而使巷道底鼓变形。
(3)巷道底鼓变形的机理为在地应力、构造应力、采动应力影响下围岩结构破碎,物理力学性能差,一方面岩石遇水膨胀;另一方面岩石在浸水或风化的条件下软化崩解而松散破碎,两方面又是相互影响的,产生大量的膨胀变形量,极易导致底板整体支护失效,进而巷道发生底鼓变形。
(4)根据理论分析及实践提出了分区域强化控制技术,在围岩相对稳定区域,采取“注浆+锚网喷+中空注浆锚索+高强锚杆+反底拱”的支护方案;在围岩稳定性较差的区域,采取“切缝+全封闭U型棚配合底拱锁底锚杆+滞后注锚、索”的支护方案。
参考文献
[1] 王振,刘超,张建新,等.深部软岩底鼓巷道锚注联合支护技术[J].煤炭科学技术,2012,40(8):24-27.
[2] Rockway D.J.Investigation into the Effects of Weak Floor Conditions on the Stability of Coal Pillar[J].United States Bureau of Mines Open File Report Final,1979:237-243.
[3] 康红普.底鼓的机理及防治[M].北京:煤炭工业出版社,1998.
[4] 姜耀东,陆士良.巷道底鼓的机理研究[J].煤炭学报,1994.
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[6] 康红普.软巷岩道和硐室的底鼓机理及卸压技术的研究[D].中国矿业大学,1993.
[7] 李学华,杨宏敏,刘汉喜,等.动压软岩巷道锚注加固机理与应用研究[J].采矿与安全工程学报,2006,23(2):159-163.
[8] 柏建彪,王襄禹,贾明魁,等.深部软岩巷道支护原理及应用[J].岩土工程学报,2008,30(5):632-635.
[9] 许兴亮,张农.富水条件下软岩巷道变形特征与过程控制研究[J].中国矿业大学学报,2007,36(3):298-302.
[10] 李学华,姚强岭,张农.软岩巷道破裂特征与分阶段分区域控制研究[J].中国矿业大学学报,2009,38(5):618-622.endprint
3.2.2 围岩稳定性较差区域
对于围岩稳定程度较差和底鼓倾向严重的区域,围岩破碎,稳定性差,自稳时间短,不具备迎头打锚杆的条件,具有严重底鼓倾向则采用方案二“切缝+全封闭U型棚配合底拱锁底锚杆+滞后注锚、索”的方案,支护参数如图11所示。考虑到现场围岩破碎,结合后路巷道的维护情况,必须对U型棚进行锁腿加强支护,可根据前面工序在扒矸机后进行,在复喷与深孔注浆前完成。
3.3 控制效果
基于分区域强化控制原理提出的支护方案在某矿西轨大巷中进行了应用。结果表明,分区域强化控制技术能够有效的适应动压软岩巷道的变形破坏规律,巷道变形得到控制,巷道的变形在允许的范围内。目前巷道基本没有复修,巷道围岩变形基本稳定,足以满足使用的要求。
4 基本结论
(1)巷道底鼓变形特征主要表现在:受跨采影响,距离采煤工作面近,巷道围岩变形量大,且底板变形量明显大于两帮变形量;随着采煤工作面与巷道时空关系的变化,底板的变形速度不同。
(2)巷道底鼓变形的原因主要在于岩体本身强度低,遇水易膨胀软化,在上覆工作面超前支承压力和滞后支承压力的影响下,导致巷道底板水平应力增大与集中,从而使巷道底鼓变形。
(3)巷道底鼓变形的机理为在地应力、构造应力、采动应力影响下围岩结构破碎,物理力学性能差,一方面岩石遇水膨胀;另一方面岩石在浸水或风化的条件下软化崩解而松散破碎,两方面又是相互影响的,产生大量的膨胀变形量,极易导致底板整体支护失效,进而巷道发生底鼓变形。
(4)根据理论分析及实践提出了分区域强化控制技术,在围岩相对稳定区域,采取“注浆+锚网喷+中空注浆锚索+高强锚杆+反底拱”的支护方案;在围岩稳定性较差的区域,采取“切缝+全封闭U型棚配合底拱锁底锚杆+滞后注锚、索”的支护方案。
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(1)巷道底鼓变形特征主要表现在:受跨采影响,距离采煤工作面近,巷道围岩变形量大,且底板变形量明显大于两帮变形量;随着采煤工作面与巷道时空关系的变化,底板的变形速度不同。
(2)巷道底鼓变形的原因主要在于岩体本身强度低,遇水易膨胀软化,在上覆工作面超前支承压力和滞后支承压力的影响下,导致巷道底板水平应力增大与集中,从而使巷道底鼓变形。
(3)巷道底鼓变形的机理为在地应力、构造应力、采动应力影响下围岩结构破碎,物理力学性能差,一方面岩石遇水膨胀;另一方面岩石在浸水或风化的条件下软化崩解而松散破碎,两方面又是相互影响的,产生大量的膨胀变形量,极易导致底板整体支护失效,进而巷道发生底鼓变形。
(4)根据理论分析及实践提出了分区域强化控制技术,在围岩相对稳定区域,采取“注浆+锚网喷+中空注浆锚索+高强锚杆+反底拱”的支护方案;在围岩稳定性较差的区域,采取“切缝+全封闭U型棚配合底拱锁底锚杆+滞后注锚、索”的支护方案。
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[10] 李学华,姚强岭,张农.软岩巷道破裂特征与分阶段分区域控制研究[J].中国矿业大学学报,2009,38(5):618-622.endprint