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软岩巷道支护优化及数值模拟研究

2019-08-20

采矿技术 2019年4期
关键词:软岩灌浆锚杆

李 斌

软岩巷道支护优化及数值模拟研究

李 斌

(贵州鲁中矿业有限责任公司,贵州 毕节市 551700)

针对贵州某矿121运输巷的支护难题,提出了“锚杆(索)+钢筋网+灌浆+双U型钢棚”的支护方案,采用FLAC3D数值模拟软件对设计方案进行模拟分析,验证了方案的合理性,模拟不同断面形状不同支护方案的支护效果,确定巷道断面形状为半圆拱形并将设计支护方案成功应用生产现场。90 d的监测结果表明:顶板、两帮、底板最大变形量分别为109,92,66 mm,巷道在修复45 d后变形趋于稳定,支护效果良好。

软岩巷道;数值模拟;联合支护

0 前 言

软岩巷道围岩变形破坏控制一直是世界地下工程建设的难题。随着浅部资源的日渐枯竭,煤矿逐渐向深部开采,伴随而来的就是高地应力、强烈扰动、松软破碎围岩等不利条件,从而加大了软岩巷道围岩变形破坏控制的难度[1-3]。

国内外专家学者针对软岩巷道的支护问题做了大量的研究工作[4-11]。张振全等[5]针对潘三煤矿运输平巷高应力软岩巷道难以支护的问题,提出了锚网索注联合支护对策;赵儒梅等[6]以龙固煤矿为工程背景,采用FLAC3D模拟设计支护方案,验证其支护效果,最终设计出锚联合支护和锚注支护方案;王应帅等[11]采用FLAC3D分析软岩巷道围岩的变形特性,提出全断面注浆、增大底角锚杆密度及角度的支护方案;赵亚军等[12]借助FLAC3D数值模拟软岩,以内蒙古孙家壕矿为工程背景,针对9号煤层节理化破碎围岩的支护问题,模拟对比分析3种支护方案,最终筛选出锚喷支护方案,现场应用效果良好。综合分析,FLAC3D数值模拟软件在软岩巷道的支护方案优化中得到广泛应用,并且应用效果较好。因此,本文以贵州某矿121运输巷支护实际条件为工程背景,进行支护方案优化,确定支护参数,提出相应的支护方案,总结分析得出该类巷道支护参数的较优形式,在此基础上提出了“锚杆(索)+钢筋网+灌浆+双U型钢棚”的联合支护方式,采用数值模拟分析其支护效果,筛选出最优的支护方案。

1 工程背景

1.1 矿井概况

贵州某矿121运输巷埋深875 m,巷道布置在12号煤层中,煤层厚度1.8 m,煤层倾角1°~5°,12号煤层正处于回采状态,上距13号煤层15.8 m,下距11号煤层20.5 m,属于近距离煤层,11号和13号煤层已先后采空。121运输巷围岩岩性多含极具亲水性的黏土矿物,高岭石、蒙脱石含量居多,遇水易膨胀、泥化、软化。巷道前后已经过多次返修,支护效果不理想。

1.2 巷道支护现状及支护问题

巷道的原支护方式为“锚杆(索)+金属网+U型钢”,断面形状为“直墙半圆拱”,规格为净宽×净高=4300 mm×5000 mm,锚杆采用Φ20 mm×2200 mm,间排距800 mm×800 mm,锚索Φ17.8 mm×1600 mm,间排距1200 mm×1200 mm。现场对巷道进行了实地勘察测量,巷道断面变形破坏严重,顶板、两帮、底板都有不同程度的变形,测量结果为:顶板下沉量达到1200 mm,两帮移近量为1500 mm,底鼓量为400 mm;支护构件失效严重,锚杆折断、滑脱、螺母滑扣,锚索托盘压弯、折断、脱落,金属网成撕裂破坏形成网兜状,部分岩石冒落堆聚在巷道底板,U型钢顶部折断,卡缆螺母崩落,处于悬空状态,底角U型钢腿成扭曲压弯状态,原支护方式完全失效。经现场观察,顶板及两帮渗水现象极其明显,巷道围岩极其破碎且泥化软化现象严重,严重影响巷道的正常使用。

2 支护方案优化

2.1 支护断面选择

巷道的的失稳破坏首先从支护环节中的薄弱环节开始破坏,肩角、肩窝、底角等部位称关键部位,在高应力作用下这些部位首先开始破坏,随着时间推移逐渐延伸到整个巷道,最终导致巷道的失稳变形[9]。因此,为避免巷道出现尖角、拐角等脆弱部位,支护断面形状采用了半圆拱形、马蹄形以及圆形巷道进行数值模拟分析。

2.2 模拟支护方案选择

现场勘查及综合多方面资料分析,121运输巷失稳破坏的原因主要有:高地应力环境,121运输巷布置在12号煤层中,11和13号煤层已先后采空,受重复采动影响显著,巷道开挖后表面应力状态由三向应力向二向应力状态转变,径向约束消失,该应力状态从巷道周边向深部过度,巷道周边则在高应力作用下应力集中,应力集中程度超过了巷道所能提供的最大荷载,最终导致巷道失稳,这是巷道失稳破坏的外部因素;围岩岩性中含亲水黏土矿物居多,围岩本身松散破碎,节理裂隙发育,自承载能力低下。加之巷道顶板及两帮渗水现象明显,水的侵蚀作用,加剧了巷道围岩的泥化、软化和吸水膨胀,空隙、裂隙张开产生较大膨胀压力,这是巷道变形失稳的内在因素;支护构件失效严重,工作阻力小,未能限制巷道围岩的挤压、下沉,随着巷道的变形而变形。

综合以上分析,121运输巷道破坏原因主要是高应力环境、围岩岩性、水理作用以及支护方式。为解决这一问题,提出了“锚杆(索)+钢筋网+灌浆500 mm+双U型钢棚”的联合支护方式。采用FLAC3D数值模拟软件对支护方案进行模拟研究,从塑性区分布图、垂直位移云图分析比较巷道采用原设计方案及设计方案的优劣,最终筛选出最优的支护方案,支护数值模拟结果见图1。

图1 原支护方案数值模拟结果

通过数值模拟对比分析可知,采用原支护方案无论哪种巷道断面塑性区及垂直位移都比设计支护范围大,原支护方案中半圆拱巷道顶板最大下沉量为220 mm,底鼓量为120 mm;马蹄形巷道顶板最大下沉量为200 mm,最大底鼓量为110 mm;圆形巷道断面顶板最大下沉量为250 mm,底鼓量为135 mm,采用原支护方按不同断面支护效果无太大差距。采用设计支护方案,半圆拱巷道顶板下沉量降至65 mm,底鼓量降为55 mm;马蹄形巷道顶板下沉量降至70 mm,底鼓量降为33 mm;圆形巷道顶板下沉量降至80 mm,底鼓量降为42 mm,各巷道塑性区范围明显降低,如图2所示。

综合以上分析可得,“锚杆(索)+钢筋网+灌浆500 mm+双U型钢棚”的支护方案3种巷道断面支护效果都较好,巷道断面形状的选择可以根据不同的地质条件及生产需求来选择,数值模拟结果分析得出:当巷道顶板下沉量较大、两帮内挤严重但底鼓量满足要求时宜采用半圆拱巷道断面;巷道顶板、两帮以及底鼓大变形时采用马蹄形断面和圆形巷道断面,底部的反拱结构可灌浆形成混凝土支护结构,能提供较大工作阻力,在一定程度上限制了底鼓的变形。

图2 设计方案数值模拟

3 支护原理及参数确定

3.1 支护原理

现场巷道的变形主要表现在顶帮及两帮,底鼓变形不大,因此断面采用半圆拱巷道断面,并有针对性地提出了“锚杆(索)+钢筋网+灌浆500 mm+双U型钢棚”的联合支护方案,该支护方案的支护原理为:

(1)浅部打注浆锚杆将浅部破碎的围岩体胶结成一个整体,锚杆在浅部形成具有一定承载结构的壳体,打锚索将浅部围岩的应力向深部转移,避免浅部围岩应力集中。打锚杆、锚索托盘时预留柔性变形间隙,起到适度让压的作用。

(2)支架与围岩预留500 mm间隙,该间隙用高压灌浆进行充填。在灌浆过程中,浆液可在高压泵的作用下挤压、渗透到围岩破碎裂隙、空隙中,将围岩中的微空隙和大裂隙进行填充,提高围岩完整性,浆液凝固将原本破碎岩体凝结成一个整体,提高粘聚力和内摩擦角,浅部围岩体得到强化,自身主动承载性能提高;其次浆液的渗透可将围岩中的导水裂隙、空隙进行封堵,阻止水对围岩的侵蚀作用;灌浆浆液的硬化过程即为适度让压,允许巷道有一定的变形量。

(3)架设双U性钢支架,巷道围岩内表面先架设一组支架,第二组支架与第一组支架间预留500 mm间隙,第一组支架为巷道支护后初期提供支护,灌浆体完全硬化形成混凝土支护体与支架间的相互配合能提供较大的工作阻力,避免支护构件支护阻力不够造成的围岩变形。

3.2 支护参数确定

综合以上分析,最终确定支护方案为“锚杆(索)+钢筋网+灌浆500 mm+双U型钢棚”,具体参数为:锚杆Φ20 mm×2400 mm左旋高强螺纹钢锚杆,间排距700 mm×700 mm,每排布置13根,每根采用K2350树脂药卷3卷;锚索Φ17.8 mm×6000 mm预应力锚索,间排距1200 mm×1200 mm,每根采用K2350树脂药卷4卷;支架采用型号为29的可缩性支架;灌浆比列为:水泥:砂浆=1:2.5,支护方案如图3所示。

图3 支护方案

4 工程应用

该支护方案成功运用于贵州某矿121运输巷,现场采用十字布点法对巷道表面位移进行监测,监测曲线如图4所示。由图4可知:巷道在修复完成后45 d围岩变形量趋于稳定,最终顶帮最大变形量为109 mm,两帮移近量为92 mm,底鼓量为66 mm,变形量小,巷道长期稳定。

图4 巷道围岩变形曲线

5 结 论

(1)结合121运输巷现有支护问题及破坏原因,针对性地提出了“锚杆、锚索+钢筋网+灌浆500 mm+双U型钢棚”的联合支护方案。采用数值模拟方式模拟不同断面形状不同支护方案的支护效果,确定巷道断面形状为半圆拱形。

(2)经理论分析和数值模拟验证,优化后设计的支护方案能够维持围岩的稳定,理论上能达到支护的预期效果,相关模拟结果可以为其他同类型问题提供借鉴。

(3)分析巷道支护原理,并将支护方案成功运用于工程实践,监测结果表明,巷道45 d后变形趋于稳定,各变形量在可控范围内,支护效果良好。

[1] 何满潮,谢和平,彭苏萍,等.深部开采岩体力学研究[J].岩石力学与工程学报,2005,24(16):2803-2813.

[2] 杨仁树,李永亮,郭东明,等.深部高应力软岩巷道变形破坏原因及支护技术[J].采矿与安全工程学报,2017,34(6):1035-1041.

[3] 何满潮,景海河,孙晓明.软岩工程力学[M].北京:科学出版社,2002:47-62.

[4] 史元伟,张声涛,尹世魁,等.国内外煤矿深部开采岩层控制技术[M].北京:煤炭工业出版社,2009.

[5] 张振全.深高应力软岩巷道围岩应力分析及支护研究[J].煤炭技术,2018,37(6):49-51.

[6] 赵儒梅,林登阁,李朋朋.深部软岩巷道支护技术研究[J].煤炭技术,2018,37(1):80-83.

[7] 孙晓成,袁 奇,申玉三,等.深井软岩巷道新型复合支护技术研究[J].煤炭技术,2017,36(11):31-33.

[8] 刘红旗,刘建庄,郭立稳,等.深部软岩巷道支护控制对策研究[J].煤炭技术,2017,36(2):41-43.

[9] 沈明荣,陈建峰.岩体力学[M].上海:同济大学出版社,2007.

[10] 王应帅,孟祥瑞,高召宁.深井软岩巷道围岩变形数值模拟及支护优化[J].中国矿业,2015,24(2):99-102.

[11] 赵亚军,欣 鹏.孙家壕矿软岩巷支护优化[J].煤炭技术,2018, 37(8):15-16.

(2019-04-12)

李 斌(1976—),男,山东泰安人,Email:libin 19760607@163.com。

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