顾桥矿深部巷道围岩变形破坏特征及稳定性控制技术

2015-04-20 17:18高明中王新丰李彦
关键词:支护技术

高明中 王新丰 李彦

摘要:基于顾桥矿深部巷道围岩变形量大、岩移速度快、破裂形态不规则的特点,采用数值模拟和理论分析的方法研究了深部围岩变形破坏的力学机理,得到了围岩塑性区的分布范围和扩展空间,揭示了围岩位移场的变形特征和围岩应力随机产生、连续变化、实时调整及动态发展的演化规律,相应提出了巷道稳定性控制的技术措施,即巷道断面全封闭支护技术、“三锚”组合强化支护技术和锚梁网索耦合让压联合支护技术。通过顾桥矿1114(3)工作面巷道支护的工程实践,有效控制了围岩变形,取得了良好的支护效果。

关键词:深部巷道;围岩变形;破坏特征;稳定性控制;支护技术

中图分类号:TD325文献标志码:A文章编号:1672-1098(2014)04-0026-08

随着矿井开采空间向深部发展,岩体的结构关系和力学特性更加复杂,巷道围岩变形量大,岩移速度快,破裂形态不规则,耦合特征多样化。加之深部围岩所处的复杂地质力学环境,高地应力、高地温、高渗透压力和开采扰动的交叉影响,巷道围岩发生非线性大变形、冲击地压等动力破坏现象的不稳定因素增加[1]。国内众多学者针对深部巷道围岩的变形破坏机理和稳定控制措施,开展了大量研究工作。文献[2]535对淮南矿区深部岩巷围岩的变形破裂机制和应力演化规律做了系统研究,在现场测试和实验室岩石力学实验的基础上建立了深部岩体分类的标准化体系。文献[3]围绕赵楼煤矿深部软岩巷道地应力大、围岩强度低、巷道变形量大的支护难题,系统分析了围岩变形破坏的力学特征和岩体稳定性控制举措。文献[4]针对深井高应力软岩巷道围岩松软破碎、矿压显现剧烈、岩体变形严重的支护现状,采用在围岩应力集中区域开设卸压槽的优化技术,取得了缓解围岩压力、控制围岩变形的预期效果。文献[5]631基于深部厚煤层回采巷道的复杂地质条件,采用钻孔探测的微观研究方法探讨了巷道围岩的破坏模式和分区破裂化特征,提出了锚索梁耦合让压支护的优化方案。文献[6]采用工程力学和模拟试验的方法系统研究了回风石门软岩巷道沉顶、折帮、底鼓的变形破坏机理,提出了“锚网注喷”的复合型耦合支护技术。

针对顾桥矿深部巷道围岩失稳变形的时效性特点和空间支护难题,笔者在深刻剖析围岩属性和岩层结构的基础上,采用数值模拟、理论分析及工程实践的综合研究方法分析了深部巷道岩移变形的演化特征,揭示了围岩失稳破坏的力学机理,相应提出了巷道围岩稳定性控制的技术措施,为深部围岩的常态化治理和巷道支护拓宽了思路。

1工程地质背景

顾桥矿1114(3)工作面位于北一采区上部,北为F87采区边界断层,南至北一13-1轨道上山,东为1115(3)工作面采空区,西为1113(3)工作面采空区,下为1114(1)工作面采空区。该工作面轨道顺槽长2 835 m,运输顺槽长2 843 m,切眼长241 m。工作面煤层赋存较稳定,以13-1煤为主采煤层,煤层均厚4.0 m。煤层结构复杂,一般含1~2层泥岩夹矸。煤层倾角1°~10°,平均倾角3°,为近水平煤层。13-1煤层伪顶缺失,直接顶由泥岩、砂质泥岩和13-2煤组成;老顶为砂质泥岩。工作面断层比较发育,整个工作面掘进过程中将揭露正断层28条,这些断层不仅破坏煤层的连续性,而且可能使工作面局部出现煤层变薄区。巷道垂深较大,属于典型的深井巷道支护问题。目前下伏的1114(1)回采工作面回采时间间隔短,对1114(3)工作面煤层顶底板破坏还没完全稳定,巷道围岩稳定性控制难度明显增大,过1114(1)工作面回采线之外应力集中区需加强防突工作。

2深部围岩破坏特征的数值模拟

2.1模型建立与参数设定

本次建模在顾桥矿综采工作面地质原型的基础上,运用计算机三维有限差分软件FLAC3D对巷道围岩的变形破坏机理和力学演化特征进行宏观性研究。模型的几何尺寸设计为:长×宽×高= 80m×40m×66m,即对66 m厚的覆岩结构进行模拟分析。模型分两种支护状态进行建模分析,一是模拟金属支架等纯刚性支护状态下的巷道围岩破坏特征,将刚性支架的支护强度换算成实际支撑的岩层荷载,参照具体巷道的布设状况,在模拟岩层的砂质泥岩中部开挖矩形巷道,巷道断面的几何大小为长×宽 = 5.5m×3.5m,取巷道长为5.5 m,宽为3.5 m;二是模拟锚杆(索)支护状态下的巷道围岩破坏情况,在模拟岩层的砂质泥岩中部开挖几何尺寸为5.5m×3.5m的矩形巷道,在巷道顶板布置6根高强锚杆,相邻锚杆间距0.8 m;在巷道两帮各布置3根高强锚杆,间距0.8 m,模型布置概况如图1所示。计算过程中,模型的网格和节点数划分较多,能够准确地反映出覆岩结构的层状特性。

(a) 刚性支护状态(b) 锚杆支护状态

图1模型布置简图模拟岩层自下而上共分十层,具体岩层的力学参数如表1所示。模型四侧定义为单约束位移边界,底部设计为全约束位移边界,顶部定义为自由边界。考虑到覆岩运动的随机性和复杂性,模型以上的岩层重量以均布荷载的形式垂直加载。模型采用Mohr-Coulomb屈服准则来判断岩体的破坏程度,其力学表达式[7]为

fs=σ3-σ11-sin φ1+sin φ+2c1-sin φ1+sin φ

式中:σ1 为最大主应力,MPa;σ3为最小主应力,MPa;c为岩石的黏聚力,MPa;φ为内摩擦角,(°)。表1岩石力学参数表

2.2模拟结果分析

1) 围岩塑性区的破坏特征。巷道进入深部开采以后,原岩应力骤然增大,围岩侧向应力增加导致岩体由弹性变形向塑性破坏过渡,随着采掘活动的进行,塑性破坏区从巷道周边向围岩深部发展,直接影响到矿压显现的剧烈程度。

矩形巷道两种支护状态下的围岩塑性区破坏特征如图2所示,直观反映出围岩塑性区的分布范围和扩展趋势。矩形巷道的围岩破坏最先由巷帮中部开始,随后破坏范围向帮顶和帮底延伸,致使整个巷帮发生挤压破裂和拉伸变形。随着掘进时间的推移,塑性破坏区由巷帮扩展到顶部和底部,且在巷道顶底板的肩窝交叉处破坏深度较大,围岩发生瞬时突变破坏的可能性增加。与刚性支护相比,锚杆支护可以将围岩塑性区悬吊在深部稳定岩层上方,保持围岩的完整性和协调性,较好地控制着塑性区的空间发展趋势。通过分析围岩塑性区的分布范围和扩展空间,可以得到围岩破坏的力学特征、演变形态和发展方向,为围岩破裂机制的研究提供理论参考。 (a) 刚性支护状态 (b) 锚杆支护状态

图2围岩塑性区的破坏云图2) 围岩位移场的变形特征。深井巷道围岩的变形破坏受岩层结构、围岩属性、开采深度、地质条件、构造应力、地温地压、节理裂隙、水文瓦斯等多种因素制约,是围岩应力场、能量场、裂隙场和瓦斯渗流场多场耦合效应综合作用的结果[8]。巷道围岩的变形特征主要依据顶板下沉量、巷帮移近量和围岩底鼓量来集中体现,通过对工作面不同推进度下的围岩变形量进行追踪监测,得到两种支护状态下工作面进尺与巷道表面位移的变形曲线(见图3)。

工作面推进度/m

1. 巷帮移近量;2. 底板移近量;3. 顶板下沉量

(a) 刚性支护状态

工作面推进度/m

1. 巷帮移近量;2. 底板移近量;3. 顶板下沉量

(b) 锚杆支护状态

图3巷道表面位移的变形曲线

由图3不难看出,深部巷道的围岩变形量较浅部开采有所增大,围岩位移量普遍偏高。在整个巷道围岩的移动变形过程中,受开采扰动和高应力作用的影响巷道两帮的移近量及底鼓量相对较大,顶板下沉量最小。顶板的受压变形和下沉运动使得巷帮产生弹塑性变形,巷帮的卸压扩容和水平移动向岩层下部发展,促使巷道底板弯曲膨胀,产生底鼓变形。巷道底鼓已成为深井开采无法回避的技术难题,对深部巷道的支护设计提出了更高要求。巷道采用锚杆支护后,围岩变形量较刚性支护偏小,巷帮收敛量和顶底板相对移近量普遍较低,起到了良好的支护效果。综合分析可知,巷道围岩的变形特征具有明显的时间性和空间性,巷道的开掘活动诱发巷帮的移动变形,巷帮移近量的迅速增加对顶底板的岩层运动产生卸压影响,引发顶板下沉和底鼓变形,巷帮的动态移近和顶底板持续变形相互作用,加剧了围岩的失稳变形和破裂程度。

3) 围岩应力场的演化特征。巷道开掘以后,围岩应力时刻处于动态的变化过程,通过记录围岩应力的演化形态,便于得到围岩应力的分布特征,巷道采用刚性支护和锚杆支护两种支护状态的围岩双向应力演化过程如图4~图5所示。

(a) 垂直应力 (b) 水平应力

图4刚性支护状态巷道围岩应力演化云图

(a) 垂直应力 (b) 水平应力

图5锚杆支护状态巷道围岩应力演化云图从力学行为的演化角度分析,巷道采掘活动的实质也是围岩应力随机产生、渐进变化、实时调整、动态演化和连续发展的过程。由图4可以看出,刚性支护状态的巷道围岩应力分布具有鲜明的对称性,应力分布形态关于巷道中心位置对称,垂直应力整体分布特征呈“蝴蝶状”由内向外辐射扩展,水平应力则呈“瓢虫状”由外向内密集收缩。巷道四周的肩窝交叉处应力数值普遍较大,是应力集中的重点区域,因此巷道支护过程中应注重对巷道帮顶和帮底的密集加固。围岩垂直应力与水平应力相比,前者的应力数值偏大,分布范围较广,在蝴蝶状的羽翼呈放射状向外环形辐射,对围岩活动产生了重要影响。对图5分析发现,锚杆支护的巷道围岩受力较为均衡,顶板及巷帮处于锚杆集中受力区域,应力分布形态较为规则。整体来看,巷道围岩的变形破坏是双向应力耦合作用的结果,垂直应力与水平应力的叠加影响导致了巷道的膨胀变形和塑性破坏。

3稳定性控制技术

巷道围岩的稳定性由岩体强度、结构特征和围岩受力状态共同决定,围岩的承载性能和力学性质对巷道稳定性控制起到关键作用[2]539。巷道开掘后围岩的承载结构和受力状态发生改变,导致岩体的稳定模式受到冲击,不稳定特征显现。根据巷道维稳的整体性、全面性、结构性、有效性和时效性原则[5]635,需在探明围岩空间结构和力学性质的基础上,寻求支护形式与围岩特征的契合点,最大限度地发挥支护优势,控制围岩变形,确保巷道安全稳定。鉴于深部矿井支护方式的多样性和复杂性,需根据具体的矿井开采条件合理选择支护类型,文中选取三种较为典型的巷道支护技术对深部围岩的变形破坏进行有效控制,从宏观上探讨巷道围岩的稳定性控制手段和技术措施。

3.1巷道断面全封闭支护技术

针对深部巷道巷帮移近量大、顶板下沉严重、底鼓变形突出的特点,对巷道断面的重点区域采用全封闭支护技术,借助全封闭式金属支架对巷道围岩进行整体性支护,控顶必须控帮,控帮必先控底,实行“顶-帮-底”的全方位综合控制。巷道断面全封闭支护技术的关键在于合理选择支架型号,采用大压茬、多卡栏提高支架工阻,借助多路固定拉杆提高金属支架的整体稳定性,且及时进行架后铺网和壁后充填[9]23。封闭式支架能够显著提高钢棚的支护强度和抵抗外压的能力,使整个支架作为受力整体发挥支撑作用,避免围岩局部应力集中对支架造成的冲击破坏,一定程度上起到了卸载和分压的作用。其中U型钢全封闭式支护方式如图6所示。此类支护技术主要应用于高地应力、围岩松软破碎、岩体不具备可锚性及可注性等复杂地质条件下的回采巷道[9]16。

图6U型钢全封闭式支护3.2“三锚”组合强化支护技术

对于巷道围岩结构性强、完整性好、自稳性高的区域,可以采用以锚杆、锚索、锚喷为主体的“三锚”组合强化支护技术,充分发挥围岩的承载能力,改善围岩的应力状态。锚杆支护主要通过锚杆自身强大的预紧力对锚固区内的围岩变形进行有效控制,保持围岩的完整性和连续性,及时调整围岩应力,做到能量的有序释放。高预应力锚索能将锚杆支护形成的次生承载层与围岩的关键承载层相连,形成应力组合的骨架网状结构,扩大岩体的承载范围,提高围岩承载结构的稳定性[10]。锚喷支护则是通过在锚杆支护的围岩表面喷射混凝土,增大围岩表层的粘结力,影响围岩自由面应力的扩散机制,锚喷过后的围岩利于形成双承载网状结构,具有较高的抗裂强度和抗弯刚度,能够适应更大范围的围岩变形,增强支护能力,强化支护效果。“三锚”组合强化支护技术对围岩结构的要求较高,尤其适用于地质条件简单、围岩整体性好、岩体承载力强的矿井,其支护结构系统如图7所示。

图7“三锚”组合强化支护结构图3.3锚梁网索耦合让压联合支护技术

对复杂地质条件下的巷道围岩,锚杆支护很难满足其支护深度和预定要求,此时巷道围岩适宜采用锚网带、钢梁与预应力锚索耦合让压的联合支护技术。通过锚网带与金属钢梁的固结作用形成承载主体,对巷道关键部位进行有针对性的锚索加强支护,锚网与锚索的让压耦合,使得巷道顶板内形成承压拱效应,抑制了巷道的围岩变形和深度破坏(见图8)。锚梁网索联合支护技术应用于深部巷道的成功实践,为深部围岩支护模式的发掘开辟了新的思路。此类支护技术更多适用于地质条件较差、岩层结构复杂、高地应力的软岩矩形巷道。

图8锚梁网索联合支护示意图

4工程实践

4.1支护方案设计

顾桥矿1114(3)工作面的运输顺槽、轨道顺槽及切眼的巷道断面均设计为矩形断面,其中:运顺顺槽的巷道断面净宽×净高= 5.6m×3.4m;轨道顺槽的巷道断面净宽×净高= 5.4m×3.4m;切眼的巷道断面净宽×净高= 8.3m×3.4m。巷道支护初期设计采用矩形金属支架的被动支护方式,金属支架用量大且支架易因受载不均发生弯曲变形造成支架损坏,维修工作繁重,巷帮膨胀变形和底鼓现象时有发生。

后期针对工作面的地质特点和支护现状,设计采用锚网带、钢梁与预应力锚索耦合让压的联合支护技术,对两顺槽的支护参数进行优化设计。

1) 巷道顶板采用7根IV级左旋螺纹钢超高强预拉力锚杆加5.2 m长M5型钢带、8#菱形金属网联合支护,锚杆规格为Ф22-M24-2800 mm。锚杆用Ф32 mm钻头打眼、两节Z2380型树脂药卷加长锚固;锚杆间距800 mm,排距800 mm。金属网搭接长度200 mm,压茬部分应全部压在钢带下方,每隔150 mm用不小于16#铁丝进行有效连接。

2) 巷道两帮采用5根左旋螺纹钢等强预拉力锚杆加3.2m长M5型钢带、8#菱形金属网联合支护,锚杆规格为Ф22-M24-2500mm。每根锚杆采用一节Z2380型树脂药卷加长锚固,锚杆间距750mm,排距800 mm。巷道超高导致帮部钢带离底板超过300 mm时,必须在巷道下方沿走向铺钢带压网打锚杆。金属网搭接长度200 mm,每隔150 mm用不小于16#铁丝进行有效连接。

3) 在顶板每排锚杆中间位置布置一套高预应力锚索梁,钢绞线规格为Φ21.8mm×7700mm,钢绞线下铺设2.6 m的T2型钢带,钢带上三眼孔间距1.1 m,排距为800 mm。同时沿巷道走向布置两排走向锚索梁,钢绞线下连续铺设2.6 m的T2型钢带。所有的锚索和钢带间配铁垫,规格200mm×140mm× 8mm。锚索眼孔深度为7.5 m,每孔采用三节Z2380树脂药卷加长锚固,以保证锚固效果。锚索梁紧跟迎头施工,具体参数如图9所示。

4) 顶板与巷帮破碎处施工单体锚杆配大托盘加强支护,采用加长锚固方式,每根锚杆采用两节Z2380型树脂药卷锚固。顶板不平整时锚索梁改为打单体锚索,并配合400mm×400mm×10mm大托盘安装,锚索按“5-5”布置,锚索锚固要求及其它参数不变。

图9锚梁网索联合支护方案图4.2支护效果分析

对工作面两顺槽采用金属支架支护和锚梁网索耦合让压联合支护两种方式的支护效果进行统计分析,借助多点位移计对不同支护方案下的巷道围岩表面位移变化量进行现场观测,历经60 d得到巷道围岩的位移变形曲线(见图10)。 观测时间/d

1. 原支护方案;2. 现支护方案

(a) 巷帮移近量支护方案对比

观测时间/d

1. 原支护方案;2. 现支护方案

(b) 顶底板相对移近量支护方案对比

图10巷道表面位移变化曲线

由图10可以看出,自巷道采用锚网带、钢梁与预应力锚索耦合让压的联合支护技术以后,巷帮收敛量由之前的153 mm减少到118 mm,位移下降幅度22.9%;顶底板相对移近量由之前的125mm缩减到98 mm,降幅21.6%,并于40 d左右围岩变形趋于稳定。通过高强度预拉力锚杆与高预应力锚索的协同配合作用,支护应力增大,围岩自承能力增强,巷道顶底板及两帮移近速度显著降低并趋于稳定,顶板下沉量、巷帮移近量与巷道底鼓量明显减小,能够对巷道不同空间和地点进行有针对性的定点加固和强化支护,支护技术先进。另外,巷道维修量小,大大减少维修工作,维修成本降低近50%,经济效益显著。而且该支护技术能较好地控制围岩变形,保持巷道稳定,极大改善了深部围岩的维护状态,安全性高。

5结论

1) 在深刻剖析矿井围岩属性和岩层结构的基础上,采用数值模拟的方法研究了深部围岩变形破坏的力学机理,得到了围岩塑性区的分布范围和扩展空间,揭示了围岩位移场的变形特征和围岩应力随机产生、连续变化、实时调整及动态发展的演化规律,为深部围岩稳定性控制方案的提出奠定了理论基础。

2) 根据巷道维稳的整体性、全面性、结构性、有效性和时效性原则,提出了巷道稳定性控制的三大技术措施,即巷道断面全封闭支护技术、“三锚”组合强化支护技术和锚梁网索耦合让压联合支护技术。

3) 结合顾桥矿1114(3)工作面巷道支护的工程实践,将工作面的运输顺槽、轨道顺槽及切眼的巷道断面都设计为矩形断面,并选择采用锚网带、钢梁与预应力锚索耦合让压的联合支护技术,有效控制了围岩变形,取得了良好的支护效果。

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(责任编辑:何学华,吴晓红)

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