发布时间 : 星期一 文章深部巷道围岩力学特征及其稳定性控制 - 常聚才 - 图文更新完毕开始阅读
第34卷第7期 2009年
7月
煤 炭 学 报JOURNALOFCHINACOALSOCIETY
Vol.34 No.7 July 2009
文章编号:0253-9993(2009)07-0881-06
深部巷道围岩力学特征及其稳定性控制
常聚才,谢广祥
(安徽理工大学煤矿安全高效开采省部共建实验室,安徽淮南 232001)
摘 要:通过对深部岩巷开挖后围岩应力演化特征、变形破坏规律的分析,揭示了深井岩巷围岩稳定性控制机理.由此提出了深部巷道锚网索刚柔耦合及围岩整体注浆加固支护技术,即在高强度、高预应力锚杆支护的基础上,适时实施锚索关键部位加强耦合支护及围岩注浆加固和底板超挖锚注回填,并在施工过程中通过反馈信息进行参数优化.工程实践表明,该技术能够较好地控
制深部岩巷围岩变形.
关键词:深井;岩巷;力学特征;耦合支护中图分类号:TD353 文献标识码:A
Mechanicalcharacteristicsandstabilitycontrolofrockroadway
surroundingrockindeepmine
CHANGJu-cai,XIEGuang-xiang
(TheKeyLaboratoryofSafeandHigh-efficiencyMiningofMinistryofEducation,AnhuiUniversityofScienceandTechnology,Huainan 232001,China)
Abstract:Basedonanalyzingstressevolvingcharacteristics,deformationandfailurelawsofrockroadwaysur-roundingrockindeepmine,stabilitycontrolmechanismofdeepminerockroadwaywasdemonstrated.Thesup-portingtechnologyoftheroadwayindeepmine,thecoupledsupportingofbolt-mesh-anchorandintegralsurround-ingrockreinforcing,wasputforwardandputintopracticeaccordingly.Basedonhighstrengthandhighprestressbolting,applyinghighprestressanchorcablesupportingatkeypositionsandgroutingtoreinforcesurroundingrock,adoptingeffectivesupportingmeasuresofthefloor,andoptimizingparametersaccordingtofeedbackinformationduringdriving,itcankeeproadwaysurroundingrockofdeepminestability.Thepracticeprovesthatthesupporting
technologyisreasonableandbettertocontrollingsurroundingrockmovement.Keywords:deepmine;rockroadway;mechanicalcharacteristics;coupledsupporting
随着矿井开采逐渐向深部发展,原岩应力与构造应力不断升高,岩体的稳定性差,巷道变形特别严重,维护困难,且常常出现前掘后修、重复翻修的现象,维护费用高.能否解决深部巷道的支护难题,是我国煤炭开采向深部发展和安全生产的关键问题之一.针对深井开采及巷道围岩稳定性控制,国内外学者进行了大量研究,并取得了一定的研究成果.然而深部岩巷的支护设计存在诸多不确定因素,如围岩
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性质分布、地应力场分布等,导致经典的工程设计方法已不适用于深部巷道工程.为了寻求合理的深部巷道支护设计理论与方法,首先要清楚深井巷道围岩力学特征.本文通过对巷道开挖后围岩应力演化特征、变形破坏规律的分析,并在透析深部巷道变形原因及破坏根源的基础上,研究深部巷道围岩稳定性控制对策.
收稿日期:2009-03-03 责任编辑:柴海涛
基金项目:“十一五”国家科技支撑计划资助项目(2007BAK08B04) 作者简介:常聚才(1979—),男,山东临沂人,讲师,博士.E-mail:cjcminecoal@163.com
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1 工程背景
淮南望峰岗煤矿-817m水平北翼轨道石门,岩层以泥岩、砂质泥岩、细砂岩为主.巷道断面形状为直墙半圆拱,掘进的宽度及高度分别为5700及4750mm.根据对-817m水平地应力测试结果,该区最
大水平主应力值为20.33MPa,方位角为351.4°,铅直应力为17.2MPa,侧压系数约为1.12,应力场以水平应力为主
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2 数值计算模型及方案
采用FLAC计算程序分析深部岩巷开挖后围岩应力演化特征、变形破坏规律.根据地质条件,建立长60m、高50m、沿巷道掘进方向长50m的模型进行三维计算模拟,模型共有11.4万个单元,巷道附近周边网格进行加密,尺寸平均为0.5m×0.7m×0.5m,其他部分网格成发散状布置(图1).
模型侧面限制水平移动,模型底面限制垂直移动,模型上部施加垂直载荷模拟上覆岩层的质量,为17.2MPa.由于实际中围岩破坏后仍然具备一定的承载
图1 三维模型
Fig.1 Three-dimensionalnumericalmodel
3D
能力,并且围岩的强度随时间增加而降低,故选取应变软化模型进行模拟.2.1 巷道开挖前、后围岩应力演化特征
图2为掘进工作面前方5m、掘进工作面处以及掘进工作面后方5m处的最大主应力场和等值线.掘进工作面前方5m围岩在后方开挖影响下,最大主应力在将要开挖巷道的位置形成应力集中,应力升高至66MPa.
图2 巷道开挖后最大主应力场
Fig.2 Maximumprincipalstressfieldaftertheroadwaydrived
巷道开挖后,巷道周围岩体应力急剧降低,在距离巷道顶、底板3m左右的区域形成应力集中,应力峰值达到62.4MPa.距离掘进工作面后方5m处,巷道周边围岩的最大主应力水平降低范围继续向深部围岩扩展,同时顶、底板的应力集中区推移至距离顶底板4m的区域中,应力进一步升高至64.6MPa.在整个巷道开挖的过程中,最大主应力是先向中间集中,然后围岩应力大幅度释放,巷道周围的低应力区逐渐向围岩深部扩展,顶底板的最大主应力集中区逐渐增大并向围岩深部转移.
2.2 巷道开挖前、后围岩破坏特征
图3为巷道围岩破坏区及其发展变化.处于掘进工作面前方约4m的岩体虽然还未开挖,但也会因为巷道开挖的影响而处于塑性状态,塑性区范围为3m左右(图3(b)中1号区域).当巷道开挖后,围岩在高应力的作用下,大范围并且快速发生破坏.随着塑性区的发展和掘进的进行,在掘进工作面后方1m左
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右,巷道的底板及底板隅角部位距离巷道边缘0.5m范围内的岩体发生拉破坏(2号区域),其他区域的破坏形式以剪切破坏为主.
在掘进工作面后方5m以内的区域内,围岩塑性区不断发展,顶、底板围岩的塑性区范围不断扩大,形成近似半径为4.5m的圆形塑性区.在掘进工作面后方大于5m的
图3 巷道开挖后围岩破坏区及其发展变化
Fig.3 Failurezonesanditsevolutionofsurroundingrockaftertheroadwaydrived
巷道,帮部的塑性区范围不再扩大,
但顶、底板塑性区范围仍继续扩大,
最终顶板塑性区范围达到5.5m,底板围岩塑性区范围可以达到底板以下6.5m.2.3 巷道围岩位移场变化特征
图4为巷道沿掘进方向的位移矢量,由图4可见,在掘进工作面到其后方5m范围内,顶、底板变形迅速发展,相对移近量较大.在掘进工作面后方5～10m内,相对移近量增加速度变缓.在掘进工作面后方10～15m内,相对移近量增加缓慢,围岩变形逐渐趋于相对稳定.
图5为距离掘进工作面不同位置剖面的位移矢量.可以看出,掘进工作面后方1m处,巷道周边的围岩发生变形.掘进工作面后方5m处,包括顶底板、两帮、拱肩、隅角在内的全断面处变形量明显增大,拱肩部位及底板位移矢量尤为突出.
2.4 深部巷道围岩的力学特征
(1)由于开挖扰动的影响,处于掘进工作面前方尚未开挖的岩体出现应力集中及塑性破坏现象;(2)巷道开挖后,围岩内积聚的高应力向巷道方向释放,巷道周围一定范围内围岩的应力大幅度降低,且随着时间的增加,降低的程度及范围进一步加大,即围岩的自承能力逐步降低;(3)巷道开挖后,由于围岩内应力释放,导致围岩发生破坏,而巷道破坏先是从几个部位破坏(将这些部位称之为关键部位),然后发展到整个巷道失稳破坏;(4)巷道周边一定范围内围岩的应力释放,使得围岩的变形剧烈,破坏严重,且围岩的变形及破坏随时间的推移继续发展;(5)巷道围岩具有强大的变形及破坏范围,而且底板围岩的变形及破坏范围明显大于巷道两帮及顶板.
3 深部巷道围岩稳定性控制方法
要维持深部巷道围岩稳定性,其支护必须与深部巷道围岩力学特征相适应,支护不可能一次到位,需
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进行二次或多次支护,发挥耦合支护作用共同控制围岩的变形破坏.研究表明,锚网支护对提高围岩
的强度,改善围岩的应力状态有积极的作用;高预紧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,充分调动深部围岩的承载能力,使更大范围内的岩体共同承载,提高支护系统的整体稳定性;而注浆能够提高巷道周边破坏损伤围岩的强度.为此,提出深部巷道锚网索刚柔耦合及围岩整体加固支护技术.其设计思路:
(1)掘巷时允许围岩产生一部分松动变形,释放一部分集聚在围岩内的变形能,但应采取初喷的措施及时封闭围岩,也是为了使钢筋网与巷道帮部及顶板表面围岩充分接触或背实;
(2)及时对巷道进行高强度、高预应力锚杆、钢筋网支护,增加围岩的强度,提高围岩的自承能力;
(3)在初次支护的基础上,根据深部巷道的破坏从关键部位的开始特征,通过现场监测、数值模拟等手段确定加强支护关键部位;
(4)适时在关键部位实施高预应力锚索耦合支护,加强关键部位的稳定性,并抑制其破坏范围向更深处发展;
(5)对巷道进行监测,根据量测信息的反馈确定是否需调整支护参数;
(6)根据监测结果,在巷道变形剧烈阶段以后,适时对巷道围岩进行注浆加固,以提高围岩的整体承载能力,增强围岩的稳定性,抑制围岩变形及破坏的继续发展;
(7)选择合适的时间及方法对巷道底板进行支护,增强巷道底板围岩的稳定性.
其主要工艺流程如图6所示.
图6 深部巷道锚网索刚柔耦合及围岩整体加固支护技术工艺流程Fig.6 Technologicalflowofthestabilitycontrolofthedeepmineroadway
4 支护设计实例
4.1 支护设计内容
(1)巷道开挖后,对其进行初喷厚50mm的C20混凝土封闭围岩.
(2)进行锚杆、钢筋网支护,锚杆为高强度锚杆,采用建筑用V级钢,杆体外螺纹采用等强度加工的无纵筋左旋螺纹,锚杆屈服强度δPa,b≥700M
延伸率δ≥10%.使用2355型树脂药卷,每根锚s杆3个药卷,抗拔力不小于100kN,扭距不小于200N·m;钢筋网直径为6.5mm,规格为1700mm×1000mm(长×宽),格子100mm×100mm.
(3)每个断面在两拱肩及顶板中央布置3根长6.5m、直径15.84mm的锚索,排距3m,每根锚索4个2355型药卷,预紧力不小于80kN.
(4)用强度为C20混凝土对巷道进行复喷,喷层厚度100mm左右,支护参数如图7所示.
(5)对巷道深部围岩位移、锚杆(索)受力进行现场监测,图8为巷道深部围岩位移及移近速率变化曲线,可以看出,巷道深部围岩的变形移动可以分为3个阶段:变形移动剧烈阶段(20d±)、变形移动平缓阶段(20～50d)和变形移动相对稳定阶段(>50d),且2.5～3.0m内的围岩存在一定的离层.
图7 巷道断面及支护参数
Fig.7 Crosssectionandsupportingparametersoftheroadway