采动影响下大跨度软岩巷道耦合支护效果分析

2014-11-21 02:10张向东李庆文李桂秀黄开勇
中国地质灾害与防治学报 2014年1期
关键词:煤巷动压软岩

张向东,李庆文,李桂秀,黄开勇

(辽宁工程技术大学土木与交通学院,辽宁阜新 123000)

0 引言

随着国家“西部大开发、西电东送、南水北调”战略的实施,我国工业化水平逐步提高,能源的需求量日益增加,而80%的能源来自煤炭。随着浅部资源的开采完毕、大跨度大断面的煤巷不断出现、各种复杂地质条件接踵而至,在锚杆支护技术基础上,探索出一个适应大跨度动压煤巷的支护体系和支护参数越来越得到重视,还要满足安全和经济的双重要求,目前主要是以锚网、锚网索等耦合支护体系作为软岩巷道稳定性控制新技术[1]。高家梁煤矿20307回采工作面回风巷道顶底板和两帮为复合型泥质软岩,在动压下容易产生煤巷断面收缩、顶板离层和冒落、锚杆锚索锚固失效、渗水等现象,原有支护方案无法满足煤矿的正常生产,不能确保煤巷继续正常开采,需要新的支护方案。本文在前人现有研究成果[2-14]的前提下,通过对工程地质力学和软岩工程力学对动压影响大跨度软岩巷道围岩变形破坏力学机制分析,提出锚索网带注的耦合支护方案对策,利用有限差分法软件Flac3D进行方案分析,并对巷道围岩表面变形现场监测,工程应用效果表明煤巷耦合支护设计方案支护效果显著,为减小动压作用下大跨度软岩巷道围岩变形的措施提供新思路和新方法。

1 工程概况

高家梁煤矿位于鄂尔多斯市东南部约8km,行政区划隶属于东胜区伊金霍洛旗纳林陶亥镇。具体位于铜匠川与泉和常村交汇处东侧1.7km的铜匠川南侧川道台地上。井田东与塔拉壕井田毗邻,南与东胜南区相接,西与王家塔井田为邻,北与李家壕井田相接。井田南北最长约 14.09km,东西最宽约12.69km,面积约87.42km2。万利矿区铜匠川铁路专用线位于该煤矿工业场地东南侧设有装车站,线路全长24km,向西既有包神铁路及乌兰木伦河,向北接轨于拟建包西铁路东胜站。矿区公路从矿井工业场地向东与鄂尔多斯市环城一级公路和109国道相交处相接,线路全长6.9km,交通十分便利。煤矿的具体位置如图1所示。

图1 高家梁煤矿位置Fig.1 Location of Gaojialiang coal mine

20307工作面位于高家梁煤矿-200m开采区内,由地质柱状图可知,主采煤层为侏罗系中下统延安组(J1-2y),煤层平均厚度3.0m,平均煤层倾角3°。煤层顶板以青灰色砂质泥岩、粉砂岩为主,局部为中砂岩。底板主要为砂质泥岩和粉砂岩,局部为泥岩、细砂岩。顶底板岩石为砂泥质胶结,较为松软易碎、含有少量水分,岩石遇水易泥化。工作面大致呈EW走向,巷道整体埋深为157.65~264.89m。按照高家梁矿生产计划,20307工作面是2中煤层的主要开采工作面,其回风顺槽受过20306工作面及2上煤层20107工作面的多次采动影响,加上自身回采工作面的扰动影响,所以20307回风巷道目前是受多次采动影响。本文选取20307回风顺槽受多次动压影响软岩煤巷作为研究对象,巷道断面为矩形,尺寸为5.2m×3.3m(长×宽),主要用于回风、运料、行人等用途,属于典型大跨度动压煤巷。

图2 巷道平面布置图Fig.2 Plane layout of roadway

2 动压煤巷变形破坏力学机制分析

高家梁矿大部分巷道为煤巷,因很多工作面的回风顺槽曾作相邻工作面的辅运顺槽,随着回采工作的进行,很多巷道是受到不同程度的开采动荷载影响。地质资料和水文资料可知该煤矿属于简单地质构造型矿井,主要受自重应力场和工程偏应力场的影响。从现场调查情况看,顶板和两帮的裂隙较为发育而且有不断扩展贯通的趋势,这种现象在动压作用下大跨度煤巷表现的更加明显,主要是因为在自重应力或者工程荷载的影响下出现应力扩容现象。根据地质勘察报告可知该煤矿20307工作面的顶底板主要由深灰色的砂质泥岩构成,主要特征是普氏系数低,而且富含粘性矿物;煤巷围岩中有大量的毛细水和孔隙水存在,粘性矿物遇水迅速膨胀和泥化,强度迅速降低;加上受不同程度回采或爆破的扰动影响,使得围岩稳定性大幅度减小,表现出明显的物化膨胀类软岩变形特征;煤巷在低地应力环境下表现出明显的软岩破坏现象,也证明该矿煤巷软岩是典型的地质软岩。综合水文地质资料、工程勘察报告、现场破坏情况调研等三方面分析可知,高家梁煤矿的2上煤层和2中煤层的大跨度动压煤巷变形属于应力扩容膨胀型复合地质软岩,针对这一破坏机制采用“锚网索带注”的耦合支护方案对策,即“高强锚杆+金属网+锚索+钢带+水患区注浆”的耦合支护体系。煤巷平面布置图和断面支护参数布置情况如图2和图3所示。

图3 巷道断面布置图Fig.3 Layout of vertical roadway

3 动压软岩巷道耦合支护数值试验

3.1 计算模型及模型参数

20307工作面回风顺槽巷道模型尺寸大小为60m×54m×60m(长×宽×高),巷道实际尺寸为5m×54m×3.3m,模型共27300个单元,29611个节点。巷道的实际埋深大概为200m,采动应力集中系数为2.0,施加大小为5.0MPa竖向应力来模拟模型上部应力边界条件[9]。对支护结构的模拟是在掘进完成后,其中巷道顶板和两帮的岩体均采用六面体八节点实体单元,用Cable结构单元来模拟锚杆和锚索,金属网用Shell结构单元来模拟。三维模型具体如图4所示。

回风巷道掘进主要采用分段全断面的开挖方法,单次掘进量6m,共9步,支护模拟完成后进行下一阶段的循环直至巷道全部开挖完成。巷道顶底板和两帮岩体均采用Mohr-Coulomb本构关系,金属网弹性模量为17GPa,泊松比为0.42,厚度为8mm。巷道采用“锚网索带注”耦合支护设计方案,回风巷道围岩、锚杆锚索等支护材料的物理力学参数具体如表1和表2所示。

图4 三维计算模型Fig.4 Three-dimensional calculation model

3.2 模拟方案分析

20307回风巷道主要受多次采动影响,煤巷深度大约在200m,属于浅埋软岩巷道。通过查阅地质勘察资料可以得出该煤田所处区域没有大的断层及褶皱构造,即没有较大的构造应力场,巷道所处煤岩层主要受重力的作用,同时本文中没有研究地下水对支护稳定性的影响,故不考虑渗流的作用。为揭示动压影响下大跨度软岩巷道非线性变形响应和锚网索带注耦合支护效果,模拟计算工况如下:

(1)根据高家梁矿区20307工作面的地形地貌特征,进行工作面回采前的初始应力场平衡计算,并将位移清零工作,仅考虑岩体自重引起的初始应力,侧向水平应力系数取1/3。不考虑岩体节理裂隙及软弱结构面的影响,材料各项同性。

(2)依据现场调研、钻探和地质勘察报告等资料确定煤巷的开采范围,按照开采的时间顺序,研究在多次采动荷载作用下耦合支护巷道变形的响应特征分析。

最后,将数值模拟与现场实际监测结果进行对比,对耦合支护的效果进行分析,进而评估耦合支护设计方案的有效性和实用性。

表1 巷道围岩力学参数表Table 1 Physico-mechanical parameters of roadway surrounding rocks

表2 锚杆及锚索力学参数Table 2 Anchor and cable mechanical parameters

3.3 计算结果分析

为研究采动荷载作用下大跨度软岩巷道耦合支护20307工作面的围岩变形情况,采用有限差分Flac3D软件进行数值模拟无支护和耦合支护两种条件下的岩体表面变形特征,对比分析耦合支护方案设计的理论效果。支护前后竖直和水平两个方向巷道位移如图5和图6所示。

由图5和图6对比分析可知,煤巷支护前后顶底板的竖向位移场都呈拱形分布,而且在两帮中部存在垂直位移不动点,顶底板变形都比较大,支护后巷道变形和塑性影响区域都得到控制。巷道两帮水平位移场呈蝴蝶状分布,支护前两帮中间水平位移最大,最大值为32.29mm,支护后达到4.02mm。在煤巷围岩深处,水平位移为零的场线将位移场划分为四个区域,分别是上下位置都是压力区、左右位置为拉力区。煤巷变形率基本控制在3%以内,根据何满朝教授的洞室埋深和理论适用关系可知,该巷道属于浅部洞室变形特征,归于现有岩石弹塑性力学理论研究范围。

因矩形巷道断面形式在开挖后的位移场与直墙半圆拱断面形式巷道有所不同,按照材料力学理论可知,矩形断面因转角处不圆滑容易造成应力集中,其变形破坏的关键部位与较圆滑的直墙半圆拱不同,因此对其关键部位变形响应的研究很有意义,通过有限差分软件 Flac3D的 History记录功能[10],设立监测点对20307工作面回风道有无支护位移场作对比分析。提取各监测点的位移记录值如表3所示。

图5 巷道无支护竖直和水平方向位移Fig.5 Vertical and horizontal displacements roadway without coupling support

图6 巷道耦合支护后竖直和水平方向位移Fig.6 Vertical and horizontal displacements after roadway coupling support

表3 20307回风巷道支护前后位移对比Table 3 Displacement comparative table of 20307 air roadway before and after supporting

通过表3看到,巷道采用锚网索带注耦合支护方案后,巷道变形量的变化率达到70.1% ~93.6%,其中顶板位移由215.4mm降低到33.20mm,变化率为79.5%,巷道两帮中部向内收敛量由32.29mm降低到4.02mm,变化率为87.6%。软岩巷道进行耦合支护后,围岩变形得到有效的控制,这对煤巷稳定性与安全性有显著提高。

4 动压软岩巷道耦合支护现场监测

4.1 围岩表面位移监测

为研究受多次采动影响下20307工作面回风煤巷各施工阶段与耦合支护结构的动态响应,掌握回采过程中巷道表面受不同程度动压影响下的稳定状态[11],来确保围岩稳定性、支护可靠性和巷道掘进安全。在回风巷道距回采工作面70m和100m断面位置处布置两个监测站,分别命名为Ⅴ和Ⅵ测站,20307煤巷布置和测站分布情况如图2所示。在Ⅴ和Ⅵ两个测站布置相同的三个测点位置,采用十字布置方式,分别为顶板中点、左帮离底板1.5m处、右帮离底板1.5m处,具体测点位置如图3所示。巷道围岩变形监测采用JSS30A数显式收敛计和SPRINTER250M水准仪以及自制挂钩等仪器。监测频率[14]方案分别设置为,离工作面50m以内为一天监测一次,距工作面距离超过50m,监测频率是两天一次,直到回采工作面掘进至监测站的位置处。

4.2 围岩变形监测结果分析

软岩属于流变材料,受力变形过程与时间相关,为研究煤巷流变特性,曲线图采用时间作为横坐标。经过对Ⅴ和Ⅵ两个巷道断面的长期监测,量测AB、AD、BD和AC的长度,再进行简单的运算,即可整理分析出在受多次采动影响下,20307工作面回风巷道Ⅴ和Ⅵ测站顶底和两帮收敛曲线和变形速率曲线如图7和图8所示。控制,耦合支护结构设计体系的强度和刚度都能达到耦合设计要求,同时最大限度的发挥围岩和耦合支护结构自承能力,这与让压支护和主动承载理论的理念相符合。

图7 测站Ⅴ巷道相对变形和变形速率曲线图Fig.7 Curves of relative deformation and deformation velocity of roadway on measuring stationⅤ

图8 测站Ⅵ巷道相对变形和变形速率曲线图Fig.8 Curves of relative deformation and deformation velocity of roadway on measuring stationⅥ

5 应用效果分析

从耦合支护后模拟结果图6和现场监测曲线图7与图8的对比结果如表4所示,顶底收敛监测变形比数值分析结果较小,两帮相对变形值较接近。是因顶底板收敛速率比较快,能够监测到变形值不大于数值模拟变形值,两帮相对收敛速率较慢,所以两帮移近变形监测值与模拟值近似。顶底的模拟值与监测值相似率达到90.4%,两帮分析结果与监测值达到95%。由此可知,在受多次动压荷载作用下大跨度软岩煤巷采用有限差Flac3D软件对锚网索带注耦合支护参数设计具有一定适用性,耦合支护能最大限度地利用围岩自身承能力、发挥锚杆锚索支护能力和调动深部围岩的强度,从而使围岩和锚杆、锚索、网等支护体达到优化组合,实现支护一体化和荷载均匀化,最终实现支护系统的最佳耦合支护状态,进而达到控制围岩稳定性的目的[14]。

6 结论

(1)通过对高家梁煤矿2中煤层回风巷道工程地质条件和变形破坏力学机制分析,确定20307工作面受动压影响大跨度回风巷道变形属于应力扩容膨胀型复合地质软岩,并探索出锚网索带注耦合支护方案。采用有限差分法软件Flac3D对耦合支护方案进行模拟分析,确定顶底板变形最大,其次是两帮。

(2)对动压下大跨度软岩巷道围岩变形进行监测分析,结果表明,软岩巷道围岩变形监测曲线属于流变曲线,主要监测到流变变形的衰减变形阶段和等速变形阶段。煤巷回采耦合支护后顶底板最先稳定,大约需要10~20d,距离20307开采工作面大于50m,其后才是两帮底板,大约需要20~25d左右。

(3)数值理论结果和现场监测结果表明,顶底收敛监测变形比数值分析的结果较小,两帮相对变形值较接近。这是因顶底板收敛速率比较快,能够监测到变形值不大于数值模拟变形值,两帮相对收敛速率较慢,所以两帮移近变形监测值与模拟值近似。顶底模拟值与监测值相似率达到90.4%,两帮相似率达到95%。由此可知,在受多次动压荷载作用下大跨度软岩煤巷采用有限差分方法软件Flac3D对锚网索带注耦合支护方案和参数设计具有一定适用性,真正实现了巷道围岩与支护体在强度、刚度和结构上的耦合,可为同类煤巷的支护提供借鉴和参考。

[1]何满潮,景海河,孙晓明.软岩工程力学[M].北京:科学出版社,2002.HE Manchao,JING Haihe,SUN Xiaoming.Soft rock engineering mechanics[M].Beijing:Science Press,2002.

[2]张向东,张虎伟,阮剑剑.软岩巷道锚网索联合支护设计及支护效果分析[J].中国地质灾害与防治学报,2011,22(3):67-73.ZHANG Xiangdong,ZHANG Huwei,RUAN Jianjian.Bolt-mesh-anchor supporting design on soft rock tunnel and its supporting effect[J].The Chinese Journal of Geological Hazard and Control,2011,22(3):67-73.

[3]秦广鹏,蒋金泉,孙森.大变形软岩顶底板煤巷锚网索联合支护研究[J].采矿与安全工程学报,2012,29(2):209-214.QIN GuangPeng,JIANG JinQuan,SUN Sen.Bolt-cable and wire-netting combined support research of large deformation coal entry with soft roof and floor[J].Journal of Mining& Safety Engineering,2012,29(2):209-214.

[4]朱志洁,张宏伟,陈蓥,等.综放面合理护巷煤柱宽度确定与回采巷道支护方案设计[J].中国地质灾害与防治学报,2012,23(4):69-75.ZHU Zhijie,ZHANG Hongwei,CHEN Ying,etal.Confirmation ofreasonable chain pillar width and supporting scheme design of mining gateway in fully mechanized caving face[J].The Chinese Journal of Geological Hazard and Control,2012,23(4):69-75.

[5]何满潮,齐干,程骋,等.深部复合顶板煤巷变形破坏机制及耦合支护设计[J].岩石力学与工程学报,2007,26(5):987-993.HE Manchao,QI Gan,CHENG Cheng,et al.Deformation and damage mechanisms and coupling support design in deep coal roadway with compound roof[J].Chinese Journal of Geotechnical Engineering,2007,26(5):987-993.

[6]GUNTER G G,ROBERT G.Input to the application of the convergence confinement method with time-d ependent behavior of the support[J].Tunneling and Underground Space Technology,2011,27(7):13-22.

[7]王汉鹏,李术才,王琦,等.深部厚煤层回采巷道围岩破坏机制及支护优化[J].采矿与安全工程学报,2012,29(5):631-636.WANG Hanpeng,LI Shucai,WANG Qi,et al.Failure mechanism of roadway surrounding rock in deep thick coal seam and its support optimization[J].Journal of Mining& Safety Engineering,2012,29(5):631-636.

[8]马宇,吴满路,廖椿庭.金川二矿区1178分段巷道变形破坏特征及原因[J].水文地质工程地质,2006(6):59-61.MA Yu,WU Manlu,LIAO Chunting.The deformation characteristics and reasons of 1178 sublevel drift of No.2 mining area of Jinchuan nickel mine[J].Hydrogeological Engineering Geology,2006(6):59-61.

[9]周志利,柏建彪,肖同强,等.大断面煤巷变形破坏规律及控制技术[J].煤炭学报,2011,36(4):556-561.ZHOU Zhili,BAI Jianbiao,XIAO Tongqiang,et al.Deformation and failure law and its control technology of roadway with large section[J].Journal of China Coal Society,2011,36(4):556-561.

[10]王猛,柏建彪,王襄禹.迎采动面沿空掘巷围岩变形规律及控制技术[J].采矿与安全工程学报,2012,29(2):197-202.WANG Meng,BAIJianbiao,WANG Xiangyu.The surrounding rock deformation rule and control technique of the roadway driven along goaf and heading for adjacent advancing coal face[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2012,29(2):197-202.

[11]WANG S L,ZHENG H,LI C G.A finite element implementation ofstrain-softening rock mass[J].International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences,2011,48(1):67-76.

[12]刘泉声,卢兴利.煤矿深部巷道破裂围岩非线性大变形及支护对策研究[J].岩土力学,2010,31(10):3273-3279.LIU Quansheng,LU Xingli.Research on nonlinear large deformation and support measures for broken surrounding rocks of deep coal mine roadway[J].Rock and Soil Mechanics,2010,31(10):3273-3279.

[13]孟庆彬,韩立军,乔卫国,等.赵楼矿深部软岩巷道变形破坏机理及控制技术[J].采矿与安全工程学报,2013,30(2):165-172.MENG Qingbin,HAN Lijun,QIAO Weiguo,et al.The deformation failure mechanism and control techniques of soft rock in deep roadways in Zhaolou mine[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2013,30(2):165-172.

[14]何满潮,孙晓明.中国煤矿软岩巷道工程支护设计与施工指南[M].北京:科学出版社,2004.HE Manchao,SUN Xiaoming.Supportdesign and construction guide of soft rock roadway engineering in Chinese coal mines[M].Beijing:Science Press,2004.

猜你喜欢
煤巷动压软岩
不同帮锚杆参数对煤巷支护效果的影响研究
爆破振动影响下软岩巷道变形破坏特征研究
隧道浅埋穿越松散破碎结构软岩设计优化及施工技术研究
在相同埋深条件下软岩隧道围岩变形结构分析
加工误差对陀螺电机用动压气体轴承刚度的影响
软岩中高压输水隧洞衬砌结构的分析及优化
机械密封表面形貌对流体动压润滑效应的影响研究
松软煤层综掘工作面煤巷综合防尘技术应用
煤巷综掘工作面临时支护技术研究
开口型管道内瓦斯爆炸冲击波动压的数值模拟*