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林南仓矿软岩巷道变形控制技术及数值模拟研究

2013-12-18浑宝炬陈晓坡

中国矿业 2013年10期
关键词:石门锚索岩体

浑宝炬,陈晓坡

(1.河北联合大学矿业工程学院,河北唐山 063009;2.河北省矿业开发与安全技术重点实验室,河北 唐山 063009)

开滦林南仓矿-650m水平轨道石门巷道围岩为泥质软岩。由于岩体的裂隙发育,软化膨胀明显,巷道周边更大范围岩体进入破裂状态[1],伴随着非线性大变形和流变,巷道变形稳定期大大延长,所需支护强度成倍提高[2-3],岩巷变形控制难度极大。如何从变形机理的源头上确定煤矿泥质软岩巷道变形控制技术[4],确保巷道断面的正常使用,是林南仓矿开采向纵深发展和安全生产的关键[5]。

1 工程背景

林南仓矿主要开拓巷道位于-650m水平和-930m水平,深部开采的高地应力与低岩体强度之间的矛盾越发突出,巷道开挖造成的应力集中和重新分布导致更大范围内的岩体进入峰后破裂状态,表层围岩产生非线性大变形,造成巷道压力大、变形快,支护极为困难。据统计,全矿开拓巷道在三年内变形率达90%以上,平均返修率达到120%,个别地段返修率达到200%~300%,严重制约了矿井正常的生产衔接。

2 巷道围岩变形机理分析

对林南仓矿-650m水平轨道石门典型段巷道围岩,分别采用扫描电镜(SEM)、透射电镜(TEM)、X射线衍射仪(XRD)等技术手段进行微观分析,巷道变形较为剧烈的地段,软岩特征明显,岩性矿物构成以黏土矿物[4]为主,为53%~74%,而黏土矿物成分中的蒙脱石含量一般较高,为80%~89%。蒙脱石是一种强膨胀性矿物,膨胀性大大强于其他矿物,遇水后一般发生快速膨胀和泥化,一方面自身岩性参数因水解发生弱化,另一方面较大的膨胀压力作用于锚固结构或表层支架上,超过其承载变形限度,两方面的叠加使得支护区域发生结构性失稳,这是-650m轨道石门中大部分地段变形失控的重要机制。

综合分析巷道工程的地质概况和围岩的微观实验结果,林南仓矿-650m水平轨道石门支护难点主要有:①巷道埋深大,自重应力达到16.25MPa,且巷道处于地层向斜轴部位置,有一定的构造应力残余,这使得支护结构承受较高的外在压力;②围岩矿物成分中蒙脱石含量极高,受小构造[5]和二次应力影响,导通了顶板的砂岩裂隙水,迎头出水点处理不及时造成底板长期浸泡,水化作用下黏土矿物晶体急剧膨胀,岩性弱化,支护结构加速失稳;③大小构造切割多,造成巷道围岩原生裂隙多,受开挖扰动和支护强度不足影响,微裂隙相互贯通,部分锚杆锚固力受到弱化,影响了支护强度。

3 支护方案设计

壁后充填能优化支架受力分布,避免局部点线受力,支架总体受力性能可提升一倍左右,是一种控制破碎大变形围岩的有效手段。结合林南仓矿-650m水平轨道石门的现场施工条件,确定采用锚喷护顶进行临时支护、29U架棚壁后充填、关键点强化进行永久支护。

具体支护参数为:棚距600mm,断面13.36m2,拱形29U金属支架,壁后充填厚度200mm,拱顶采用规格Φ20mm×2000mm、间排距800mm×600mm HR335右旋螺纹钢锚杆临时护顶和永久支护,棚腿采用同规格锚杆一腿一卡两杆进行锁腿,水化膨胀段的棚档间用长度5300mm直径Φ15.24mm锚索进行墙体补强,配合400mm×400mm厚度14mm的大托盘强力护表,注浆锚杆规格为Φ20mm×1.8m,间排距1500mm×1500mm,注浆用P.O42.5水泥,水灰比0.7~1.1,注浆压力为1.5~2.5MPa,底角注浆压力不大于3MPa。

4 数值模拟分析

采用FLAC3D数值模拟软件对支护方案进行数值模拟,数值计算以壁后充填条件下的锚杆或架棚排距实况,分轴向长度6.0m、7.0m和8.0m分别进行建模,锚杆和锚索采用加预应力的Cable结构单元模拟,架棚支架采用beam结构单元分段连接,混凝土浇筑衬砌采用Shell结构单元模拟,注浆强化采用浆液扩散范围内参数定比强化法进行模拟。模型计算的左右面边界、前后面边界均设为滚动支撑位移约束,分别约束X方向和Y方向;模型底面为位移约束,仅约束垂直方向Z的位移;上面为应力加载,岩体按均匀自重应力大小施加,密度为2.5×103kg/m3,巷道埋深为-650m,安装测定地应力进行加载。考虑模型高度达60m,重力影响级别为0~1.5MPa,确定竖直方向Z设定初始应力。

本次模拟的研究主要针对壁后充填支护效果进行分析,岩体力学参数见表1,软化系数取50%,架棚模拟参数和锚杆(索)模拟参数见表2和表3。

表1 计算模型岩体力学参数

表2 架棚模拟参数

表3 锚杆(索)模拟参数

图1 塑性区分布及锚杆索受力

图2 最大主应力分布

图3 位移分布

图4 结构单元受力分布

图1为壁后充填支护中,采用锁腿锚杆和帮部锚索进行补强的塑性区分布状态,过去塑性和现在塑性区呈现全断面均匀厚度分布,帮顶部厚度2.47m,大于顶板锚杆和锁腿锚杆长度,底部稍大为5.35m,说明该类支护对于控制帮顶破碎区的控制能力要大大强于底板,锚杆锚固区外的离层破碎应引起重视,在表层出现了一圈厚度0.48m的拉屈服区域。图2为最大主应力的分布云图,浅部的应力降低区为类矩形分布态势,帮顶厚度约为锚杆长度2.0m,底板应力降低区范围则远大于帮顶,达到5.6m,外层的应力升高区为圆环形分布,最大压力为25.062MPa。图3为位移分布云图,帮部和底板位移大于顶板,最大位移9.23cm,位于起拱线附近和底板中央。图4为锚杆、锚索及架棚受力分布状况,锚杆受力达到极限拉力105kN,峰值锚索受力达到165.3kN,各部位的锚杆和锚索受力较为均匀,棚腿直线段和顶板为负弯矩区域,两个肩角为正弯矩区域,最大值495.9kN·m位于棚腿直线段,说明帮部锚索的存在对于起拱线处的内移起到了很好的限制作用,而锁腿锚杆对于棚脚部位的位移有一定控制,因长度稍短形成锚固区外的整体移动,限制状况由固定约束向可动约束过渡,产生了较大的弯矩值。

5 支护效果分析

根据林南仓矿-650m水平轨道石门矿压观测资料,巷道采用壁后充填支护技术后,巷道顶底板收敛小于130mm,两帮收敛小于100mm,测点的巷道变形速度小于0.5mm/d,并很快达到稳定状态,支护技术较好地控制了巷道围岩的变形。

6 结论

1)林南仓矿-650m轨道石门穿层岩性变化大,主要为高蒙脱石含量的泥化岩层,巷道围岩遇水膨胀,自承能力低,单一锚网喷支护不能实现稳定支护。

2)29U架棚壁后充填,并结合帮部锚索强化、锁腿锚杆,能较好应对泥质软岩巷道变形,支护强度设置较为合理,能起到比较好的支护效果。

3)FLAC3D模拟出的支护效果分析与现场实测的结果比较吻合,模拟计算的结果可以弥补单一现场监测方法存在的预见性较弱的缺陷,对巷道支护提供科学地理论依据。

[1]钱鸣高,石平武.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社,2003.

[2]陈晓坡,浑宝炬,刘建庄,等.石门巷道混凝土浇筑技术设计与实践[J].煤炭科学技术,2012,40(11):58-60,65.

[3]宋振宇.深部高应力强底鼓巷道锚网支护技术[J].煤炭技术,2006(9):78-79.

[4]钱鸣高,石平武.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社.

[5]陈晓坡,刘建庄,浑宝炬,等.过断层巷道修复技术研究与实践[J].煤矿安全,2012,43(11):77-80.

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