软岩动压巷道围岩稳定性原理及控制技术研究

软岩动压巷道围岩稳定性原理及控制技术研究顾士亮(中国矿业大学,江苏徐州221008)[摘　要]　针对张双楼煤矿西大巷围岩力学性质,主要是膨胀性泥岩在浅部遇水破碎、扩容的特征、深部膨胀特征,通过现场测试、建立力学模型、数值计算,对西大巷稳定性的力学效应、受采动影响时围岩塑性区及破碎区宽度及变形与采动支承应力的关系分析,分析在采动支承应力作用下的软岩巷道,其围岩破碎区、塑性区的范围,巷道变形与破碎围岩塑性区范围、峰后强度、支护的关系,研究动压软岩巷道围岩变形机理、软岩巷道围岩流动规律,提出了深井巷道围岩控制的“内、外结构”稳定性原理。

针对西大巷围岩地质条件,依据研究的成果,寻求巷道稳定控制技术,并通过工业性试验检验,使得西大巷由研究试验前的强烈变形到研究后的基本稳定。

[关键词]　软岩;巷道;稳定性;控制[中图分类号]　T D263　[文献标识码]　B　[文章编号]　100326083(2004)01200152030　引　言在煤矿巷道中,70%～80%的巷道受到采动影响,到深部后表现明显的软岩特性,巷道强烈底鼓、围岩难以控制,动压影响的软岩巷道的维护状况已成为制约煤矿集约化生产的瓶颈。

与一般软岩巷道相比,动压软岩巷道稳定性主要取决于巷道的围岩性质、动压的影响。

对这类巷道围岩稳定性及其控制尚未有系统的研究。

通过对张双楼煤矿西大巷围岩力学性质分析,探讨软岩动压巷道围岩稳定性原理及控制技术。

1　巷道围岩岩性及其对巷道稳定性的影响分析(1)围岩工程力学性质。

岩石强度试验表明,砂质泥岩、泥岩、海相泥岩强度较小,单轴抗压强度一般20～40MPa,部分低于20MPa。

海相泥岩最大膨胀率1718%,最大膨胀力012MPa,砂质泥岩最大膨胀率2818%,最大膨胀力0131MPa。

(2)西大巷变形的主要原因。

岩石的工程力学性质差;受到7煤和9煤叠加采动支承压力作用;原支护形式不合理,难以抗拒围岩012～0131 MPa的膨胀力。

2　软岩巷道围岩受力变形分析峰值强度前的变形为线弹性变形;在岩体破坏前,不发生体积应变,但在峰值后出现塑性剪胀扩容和应变软化现象,在应变软化区和残余变形区的塑性扩容系数一致;曲线简化为弹性变形区(虎克定律)、应变软化区和残余变形区(摩尔2库仑准则),对应巷道围岩变形的弹性区、塑性区和破碎区。

3　动压作用下的软岩巷道围岩受力变形动压对软岩巷道变形的影响主要反映在塑性区岩体的蠕变。

蠕变速度始终维持在一定的水平。

不同应力水平下峰后蠕变试验如图1所示。

(a)加载 (b)峰后蠕变 (c)峰后蠕变 (d)峰后蠕变图1　不同应力水平下峰后蠕变曲线51 2004年第1期 能源技术与管理 在稳压期间,第一阶段的轴向应力差31MPa ,第二阶段33MPa ,最大主应力提高了2MPa 。

在σ1=41MPa 的应力水平下,峰后岩石呈现稳态等速蠕变特征,自稳时间长。

在此应力水平上,增加轴向应力5%,提高到σ1=43MPa ,峰后蠕变应变却增加了130%,蠕变速率也随之增大,这表明岩石在峰后蠕变过程中,应力的微小变化将会使变形急剧增加。

因此,在软岩巷道受到动压影响时,由于高应力的作用,原处于稳态等速蠕变的围岩蠕变速度突然增大,巷道围岩变形量迅速增大。

岩体峰后蠕变对轴向压力非常敏感,软岩巷道一旦受到几倍原岩应力的采动支承应力作用,围岩在短时间内,即由稳定蠕变发展成不稳定蠕变,围岩变形速度迅速增加,同时,由于峰后岩体变形的结构性效应,围岩变形量显著增大,导致巷道失稳。

4　动压软岩巷道底鼓在采动支承压力作用下,巷道底板岩层将在拉伸应变的作用下产生离层,离层后的底板岩层抗弯刚度大大降低,容易被压曲和破坏。

软岩巷道围岩较松软,尤其受到水的侵蚀后,体积膨胀,岩体泊松比增大。

因此在动压作用下,巷道底板岩层中水平应力较大,称之为“次生水平应力”。

次生水平应力对已离层的底板岩层的作用过程相当于位移加载过程,不但使破碎底板岩石产生较大的结构效应,而且使相对完整的底板岩层产生压曲。

软岩巷道围岩流动规律如图2所示。

图2　巷道围岩位移矢量图2中A 区的岩石向上流动,流动速度最大,底板B 区沿近水平方向向巷道中心流动,以补充A 区鼓出的岩石,该区岩石流动速度较慢;C 区岩石在巷帮高应力作用下,向下流动,补充B 区;D 区岩石的位移方向向下,不参与底鼓。

强烈底鼓的软岩巷道,底鼓的岩石不仅来自底板,也来自两帮深部的岩石,底鼓与两帮移近往往同时发生,相互影响。

5　数值分析511　数值模型模拟范围为长×高=100m ×105m ,网格为124mm ×87mm ,共10788个单元,模型采用应力边界条件,模型的上表面施加均匀的垂直压应力10MPa ,模型两侧施加随深度变化的水平压应力,模型下表面垂直位移固定,左右两侧的水平位移固定,如图3所示。

图3　数值模拟模型通过模拟发现,无采动影响西大巷围岩塑性区比一般岩石巷道大得多,顶底板塑性区比两帮塑性区大,底板塑性区最大;当西大巷受到7煤与9煤采动支承压力叠加作用时,围岩塑性区显著增大,底板塑性区宽度达到8m ,两帮和顶板塑性区宽度达到6m 。

512　数值模拟结果分析(1)两次动压叠加作用的软岩巷道围岩变形量大于两次动压分别作用的巷道围岩变形量总和;(2)西大巷变形以底鼓为主,当7煤和9煤受采动支承压力叠加作用时,底鼓量是顶板下沉量的211倍,是两帮变形量的213倍,因此,控制底鼓是西大巷围岩稳定的关键所在;(3)底板鼓出的岩石不仅来自底板深部,两帮深部的岩石也参与底鼓,因此,控制底鼓必须控制两帮岩石的流动。

6　动压软岩巷道围岩控制(1)软岩巷道支护围岩控制原理。

一是通过注浆或锚杆提高围岩自身的强度;二是利用锚索充分调动深部外结构围岩的强度;三是提高内结构的支护强度,阻止围岩蠕变。

在总结前人工作的基础上,提出深井巷道围61顾士亮　软岩动压巷道围岩稳定性原理及控制技术研究 2004年第1期岩控制的“内、外结构”稳定性原理,“内结构”是指锚固体、注浆体及支架等巷道支护结构,承受松动破碎围岩的变形压力;“外结构”指巷道松动圈以外的完整岩体结构,承受上覆岩体的压力。

(2)软岩巷道围岩控制的系统原则。

顶底板和两帮构成巷道承载结构,顶板、底板和两帮组成一个不可分割的系统。

支承压力通过两帮传递给底板,两帮岩体在向巷道内移动的同时挤压破碎底板岩层,引起破碎岩体之间的滑移、剪胀,从而引起强烈底鼓,同时加剧两帮的破坏。

顶板软弱下沉,两帮向巷道内移动;两帮软弱,难以承受顶板传递的支承压力,导致顶板下沉,两帮向巷道内移动。

顶板与底板的相互作用通过两帮传递,当顶板为软弱岩层,两帮产生向巷道内位移,底板岩层在水平应力的作用下向巷道内移动,加剧底鼓;当底板岩层为软弱岩层时,受支承压力作用而下沉,导致顶板下沉甚至离层,影响顶板的稳定性,从而进一步加剧底鼓。

(3)顶板卸压控制围岩变形效果。

9煤与西大巷的垂直距离为20m,在9煤中开掘卸压巷,通过数值模拟分析卸压区中心线与西大巷中心线的距离与卸压效果的关系:当卸压区中心线在西大巷中心线右侧5m时,对右帮卸压效果明显,对其它部位卸压效果不明显,松动区应位于倾向上方。

随松动区中心线距离增大,底鼓量逐渐减小,当卸压区中心线在西大巷中心线左侧2m时,巷道顶底板移近量为受7煤、9煤煤柱叠加影响时的44%,其中底鼓量为43%,有效控制了底鼓。

(4)底板卸压控制围岩变形效果。

在西大巷底板开凿卸压巷,对控制围岩变形也有一定的效果,顶板下沉量在0134～0136m,底鼓量为0144～0155m,左帮变形量012～0124m,右帮变形量012～0122m。

不同的支护方式对控制围岩变形有不同的效果,网壳、高强锚杆均有较好的让压性能和较高的支护强度,再加上注浆可提高破碎围岩的承载能力,数值模拟结果表明,网壳、高强锚杆加注浆可较好的控制动压软岩巷道变形。

从顶、底板卸压并结合不同的支护方式综合分析显示,9煤及底板卸压均能取得更好的效果,9煤卸压效果优于底板卸压。

7　工程实践张双楼矿西大巷修复支护可供选择方案:网壳锚喷加注浆支护;网壳锚喷、注浆支护加煤层卸压;网壳锚喷、注浆支护加底板卸压。

综合考虑技术、经济和现场施工难度,西大巷修复时采用网壳锚喷加注浆的综合支护技术。

(1)网壳锚喷支护技术的特点。

①混凝土被许多小跨度双曲钢筋网壳分片包围,钢筋的弯曲变形被混凝土所削弱,混凝土所受的拉剪内力被网壳所削弱,两者相互加强,可大幅度提高支护体的承载能力;②支架构件接头处的可缩垫板使支护体具有一定的可缩性。

所以网壳配钢筋喷层也能承受较大的变形压力。

采用锚杆把网壳分段与围岩锚在一起,削弱网壳的不均匀变形,则网壳喷层的承载能力可进一步提高。

(2)采用高强度螺纹钢锚杆支护,排距900mm、间距800mm,布置一根45°倾角的底角锚杆。

(3)注浆加固。

采用高水速凝材料注浆,水灰比115∶1,注浆孔排距2m、间距118m、深度为415m,注浆压力1～2MPa。

(4)支护效果。

由表面位移观测结果分析,4个测站的两帮移近量均大于顶底板移近量,顶底板移近量中顶板下沉量占1/3左右,底鼓量占2/3左右。

变形速度在锚杆安装后5d内最大,其中两帮变形速度达到313mm/d,顶底板变形速度达到214mm/d,以后则逐步减小,到第45d左右,变形趋于稳定,变形速度在012mm/d以下,因此,喷射混凝土支护确定在安装锚杆以后的第40～45d 进行。

与修复前相比,巷道围岩变形量下降了80%以上,巷道稳定性得到了较好的维护。

从巷道不同部位的锚杆受力分析来看,底角锚杆的轴力最大,达118kN,顶板锚杆的轴力最小,为95kN,两帮次之;在锚杆安装后3～5d内,轴力迅速上升,随后缓慢上升,约30d左右达到最大值,随后便趋于稳定。

8　主要结论(1)软岩动压巷道围岩变形机理。

①岩石的工程力学性质差;②原支护形式为被动式支护、支护阻力小,难以抵抗围岩012～0131MPa的膨胀力;③随着围岩应力增大,软岩巷道围岩应变软化区和残余变形区宽度增加,在应力增大的初期,两者呈近似线性关系,后期,围岩应变软化区宽度增长速度下降,而残余变形区宽度增长速度相对提高,因此,动压软岩巷道围岩变形(下转第38页)712004年第1期 能源技术与管理l ss=∑S2-(∑S)2/n=34.31-19.98= 14.33计算a、b值,即:b=l sw/l ww=(-1586)/190092=-0.008a=S-bW=1.154-(-0.008)(-226)=-0.65于是得到回归方程:S=-0.65-0.008W式中S为原煤全硫;W为自然电位值。

对回归方程进行显著性检验。

总离差平方和S总=l ss=1433回归平方和S回=b2l ww=12.17相关系数r2=S回/S总=0.849　r=0.92给定显著水平a=0.05,自由度n=15-2 =13查相关系数表得临界值r0.05(13)=0.514由于r=0.92>r0.05(13)=0.514所以该回归方程比较显著,具有推广价值。