永久煤柱下巷道围岩稳定性及控制技术分析
2016-07-01孙明磊李佳丽
孙明磊,李佳丽
(1.华东理工大学,上海 200237;2.中煤煤炭进出口公司,北京 100024)
永久煤柱下巷道围岩稳定性及控制技术分析
孙明磊1,李佳丽2
(1.华东理工大学,上海 200237;2.中煤煤炭进出口公司,北京 100024)
[摘要]以岱河煤矿Ⅳ1专用回风巷变形破坏为研究对象,从煤柱支承压力、围岩强度、现有支护措施3个方面分析了其破坏影响因素和机理,通过建立FLAC2D模拟模型明确了巷道与煤柱边缘水平距离、巷道支护方式对围岩应力分布的影响。研究了U型钢、注浆及锚索结构补偿支护3种作用下的巷道弯矩分布、围岩位移等特点,提出了永久煤柱下的巷道在U型钢基础上应进行注浆加固,再用锚索进行针对性支护结构补偿,形成稳定的共同承载体,有效地控制巷道变形。
[关键词]永久煤柱;围岩稳定性;数值模拟;围岩应力
1工程概述
岱河煤矿Ⅳ1专用回风巷位于Ⅳ1采区轨道上山南侧,巷道埋深430~605.5m左右,所在层位为粉砂岩,裂隙较发育,较软,含黄铁矿、钙质结核;中间有0.5m厚的泥岩夹层,极软,易破碎。Ⅳ1回风巷为Ⅳ1采区专用回风巷道,巷道上方布置有Ⅳ3217和Ⅳ3218工作面,两工作面回采结束后形成的永久煤柱与Ⅳ1专用回风巷斜交。Ⅳ1专用回风巷现有支护方式为29U型钢棚支护,巷道两帮收敛量较大,棚腿扭曲变形严重,底鼓强烈,虽屡经修复但巷道有效使用断面仍难满足Ⅳ1采区生产要求。
2Ⅳ1专用回风巷变形破坏原因及机理分析
研究表明,影响深部巷道围岩变形破坏因素很多,不同巷道其变形破坏原因也有着较大不同。综合多方面资料与研究,针对岱河煤矿Ⅳ1专用回风巷具体地质条件,巷道变形破坏因素分析如下:
永久煤柱支承压力影响Ⅳ1专用回风巷与Ⅳ3217和Ⅳ3218两工作面回采结束后形成的永久煤柱间距较小,巷道处于回采煤柱形成的支承压力升高区。现有地质资料表明,Ⅳ1专用回风巷上方煤柱形成的支承压力峰值约为原岩应力的3倍左右,根据巷道平均埋深估算,围岩中的切向应力达到32MPa以上。巷道上方的高支承压力对巷道稳定产生较大影响。
巷道围岩强度Ⅳ1专用回风巷所在层位为粉砂岩,裂隙较发育,且含有0.5m厚泥岩夹层,膨胀性软岩成分含量较高。在高应力作用下,该类型围岩极易发生变形破坏。
现有支护措施Ⅳ1专用回风巷目前使用29U型钢棚支护,造成其强烈变形的原因主要有:
(1)现有支护结构承载性能较差从Ⅳ1专用回风巷变形破坏特征可以看出,现有29U型钢棚支护体和巷道围岩相互作用关系较差,多数支架处于局部承载状态。29U型钢棚拱部承载能力较强,而直腿承载能力较弱,导致巷道两帮成为高应力释放区域,出现较大收敛。因此,应对现有支护结构进行针对性支护补强。
(3)现代支护理论强调,巷道支护应充分调动围岩自承能力Ⅳ1专用回风巷采用了29U型钢棚支护,为一种被动支护方式,未能充分调动围岩自身承载能力,在高地应力及采动载荷的影响下,难以有效控制围岩的变形破坏。
3Ⅳ1专用回风巷数值模拟分析
3.1数值模拟模型建立
根据Ⅳ1专用回风巷与上部煤柱的相对位置关系,采用FLAC2D建立数值模拟模型,见图1。模型设计宽130m,高50m,按埋深530m计算上边界载荷,模型左右及下部边界固定。
图1 数值模拟模型
假定煤柱宽40m,高2.6m,位于模型中部,两侧采空。下部的Ⅳ1专用回风巷断面为半圆拱形,宽3m,高2.9m。
3.2岩体力学参数
采用莫尔-库仑屈服准则:
式中,σ1,σ3分别是最大和最小主应力,c和φ分别是材料的黏结力和摩擦角。当fs<0时,材料将发生剪切破坏。在一般低应力状态下,岩石(煤)是一种脆性材料,因此可根据岩石的抗拉强度判断岩石是否产生拉破坏。岩石力学参数见表1。
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表1 数值模拟计算模型的岩体力学参数
3.3数值模拟计算方案
本次数值模拟主要针对以下两个方面的内容,共建立了9种模型。
(1)模拟左侧煤柱边缘与Ⅳ1专用回风巷距离对Ⅳ1专用回风巷的影响(左侧煤柱边缘与Ⅳ1专用回风巷水平距离分别为6m,0m,-6m)。
(2)在左侧煤柱边缘与Ⅳ1专用回风巷水平距离一定情况下,研究Ⅳ1专用回风巷采用不同的支护方式时围岩变形特征(本次计算分别模拟了U型钢骨架支护、U型钢骨架+注浆支护、U型钢骨架+顶、帮锚索结构补偿+底板锚索3种巷道支护方式)。
模型中U型钢参数为:密度7800kg/m3,弹性模量200GPa,抗压屈服强度520MPa,抗拉屈服强度350MPa,排距500mm;锚索为φ15.24mm×5000mm(1860MPa)预应力钢绞线,巷道帮部锚索间排距1000mm×1500mm,底板锚索间排距1000mm×1500mm,顶板锚索间隔1600mm布置2根锚索,排距为2000mm。对Ⅳ1专用回风巷先后两次采用差异孔进行注浆,浆液扩散半径平均取4m,注浆前后岩体力学参数见表2。
表2 注浆前后岩体力学参数
3.4数值模拟结果分析
图2是不受永久煤柱影响下巷道围岩垂直应力分布图,图3是永久煤柱影响下巷道围岩垂直应力分布图。
图2 不受永久煤柱作用时巷道围岩垂直应力分布
图3 永久煤柱影响下巷道围岩垂直应力分布
由图2可知,在不受煤柱影响时,巷道掘进后在围岩浅部形成低应力区,围岩应力向围岩深部转移。距巷道围岩表面15m左右应力恢复到原岩应力水平,巷道底板围岩低应力区发育范围小于帮部和顶部,深部12m基本恢复到原岩应力水平,顶板围岩深部20m基本恢复到原岩应力水平,掘巷的影响半径在15m左右。从图3可知,煤柱两侧的垂直应力发育呈“马鞍型”,在煤柱边缘形成应力增高区;Ⅳ1专用回风巷位于煤柱左侧边缘,围岩始终处于较高的应力水平;在由煤柱形成的支承压力作用下,巷道浅部围岩低应力区发育范围增大;Ⅳ1专用回风巷左帮因靠近煤柱采空区下方,垂直应力与右帮相比较小,但仍大于掘巷时的垂直应力;由于煤柱右侧距Ⅳ1专用回风巷很远,煤柱右侧支承压力对Ⅳ1专用回风巷影响很小。
图4是巷道与煤柱左侧不同水平距离时,巷道围岩垂直应力分布图。
从图4中可以看出,随着巷道与煤柱左边缘水平距离从6m逐渐减少到-6m,Ⅳ1专用回风巷围岩垂直应力逐渐增大,Ⅳ1专用回风巷左右两帮垂直应力峰值位于两帮围岩内8m左右。
图4 巷道与煤柱左侧水平距离不同时巷道垂直应力分布
4巷道围岩控制技术分析
4.1U型钢棚支护作用分析
图5为U型钢支架弯矩分布状况。由图可知,支架两帮受力远大于支架拱部,随计算步数的增加,弯矩逐步向巷道两帮中间移动,导致两帮首先达到极限承受弯矩,随着弯矩的进一步增加,两帮支架先发生破坏,而拱部支架仍处于稳定状态。
图5 U型钢支架弯矩分布状况
29U型钢棚支护巷道围岩位移矢量图见图6。由图6可知,U型钢棚腿靠近底板约1/3处先达到屈服,随之支架逐步失稳、破坏,导致两帮内移。同时由于底板无控底措施,受两帮高应力挤压,底板严重鼓起,进而促使两帮进一步内移,产生恶性循环,最终导致两帮收敛严重。所以应对29U型钢棚支护薄弱环节进行针对性结构补强,降低高应力对支架支护薄弱环节的破坏,限制巷道变形。
图6 U型钢棚支护巷道围岩位移矢量图
4.2注浆支护对围岩应力的影响
注浆能实现对巷道裂隙的封堵、填充,强化巷道围岩强度,增强巷道围岩承载能力,限制了围岩的变形破坏,同时能够改善支架的受力状况。图7是注浆前后,29U型钢棚支护时Ⅳ1专用回风巷右帮20m内围岩垂直应力分布状况,图8是注浆后29U型钢的弯矩受力状况。
图7 注浆前后围岩垂直应力分布状况
图8 注浆后支架弯矩分布状况
由图7可见,Ⅳ1专用回风巷通过注浆支护,围岩强度得到了明显的提高,浅部围岩应力也得到了提高,使得巷道浅部破碎岩体的残余强度得到大幅提高。同时,虽然注浆加固能够充分保护和发挥围岩体的自承载能力,但围岩垂直应力分布并没有较大变化。对比图8与图5,通过注浆支架两帮角弯矩降低较明显,但钢棚直腿弯矩分布特征变化较小,所以,仅通过注浆来实现29U钢棚支护体受力状态的改善效果不够明显。
4.3锚索结构补偿支护作用分析
锚索结构补偿支护利用U型钢的强护表作用,以锚索的高支护阻力控制巷道围岩浅部破碎岩体剪胀变形,同时改善巷道浅部围岩所处的应力状态,使其残余强度得到大幅提高。图9为锚索结构补偿支护后锚索受力情况。由图可见,进行锚索结构补偿后,锚索整体受拉,外锚固段受力明显大于内锚固段,能够很好地控制浅部围岩变形。底板中央施工2根锚索进行控底,底板锚索受力较大。
图9 锚索受力情况
锚索补偿支护后29U型钢棚弯矩受力情况见图10,IV1专用回风巷围岩位移矢量图见图11。
图10 锚索补偿支护后支架弯矩分布状况
图11 锚索补偿支护后Ⅳ1专用回风巷围岩位移矢量图
由图10可知,相对图8钢棚直腿弯矩明显降低,表明与单纯注浆相比,采用锚索进行针对性补偿较好地改善了29U钢棚支架受力状态,支架弯曲应力远小于支架承受的许用应力。从图11看出,注浆加锚索补偿后,29U型钢棚支架应力分布较为均匀,支架局部承载情况得到较大改善。帮部与底板锚索充分调动了深部稳定围岩对浅层巷道围岩的限制作用,改变了两帮及底板围岩应力状态,提升了两帮及底板围岩的强度极限,有效地改善棚腿的受力状况,使现有支架结构更加稳定,将巷道围岩变形量有效控制在可用范围之内。
5结论
(1)影响岱河煤矿Ⅳ1专用回风巷变形破坏的主要因素为:永久煤柱支承压力较大;巷道围岩岩
体强度较弱;29U型钢棚与围岩相互作用较差,存在支护薄弱环节,未能实现真正的“高阻让压”支护;巷道底板无支护,承载能力差;29U型钢棚支护未能充分调动围岩自身承载能力。
(2)建立FLAC2D数值分析模型,分析了29U型钢支架弯矩分布状况、注浆支护对围岩应力的影响和锚索结构补偿支护作用;提出了永久煤柱下的巷道在U型钢基础上应进行注浆加固,提升巷道浅部围岩的强度,再用锚索进行针对性支护结构补偿,改善巷道浅部围岩应力状态,充分调动围岩的自承能力,形成稳定的共同承载体,有效地控制巷道变形。
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[责任编辑:王兴库]
Stability and Control Technology of Surrounding Rock under Permanent Coal Pillar
SUN Ming-lei1,LI Jia-li2
(1.East China University of Science & Technology,Shanghai 200237,China;2.China National Coal Import & Export Co.,Ltd.,Beijing 100024,China)
Abstract:Broken influence elements and mechanism of special return air entry of Daihe coal mine were analyzed,which included supporting pressure of coal pillar,surrounding rock strength and supporting way.Detailed numerical modeling of FLAC2Dwas conducted to evaluate surrounding rock stress distribution that influence by horizontal distance of roadway to coal pillar edge and supporting way.These papers studied the characters of roadway moment distribution and surrounding rock displacement that influenced by three different supporting way,which included U style steel supporting,grouting reinforcement and compensate supporting with cable,put forward grouting and compensate supporting with cable should be used on the basis of U style steel supporting in roadway under the permanent coal pillar,then stability supporting body would formed,and roadway deformation could be controlled effectively.
Keywords:permanent coal pillar;surrounding rock stability;numerical simulation;surrounding rock stress
[收稿日期]2015-08-07[DOI]10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2016.03.016
[基金项目]国家自然科学基金项目(51174070);河北省自然科学基金资助项目(D2013402006)
[作者简介]孙明磊(1984-),男,江苏盐城人,硕士,主要从事矿井地质环境监测和矿井生产信息化建设研究。
[中图分类号]TD353
[文献标识码]A
[文章编号]1006-6225(2016)01-0059-04
巷道支护理论与技术
[引用格式]孙明磊,李佳丽.永久煤柱下巷道围岩稳定性及控制技术分析[J].煤矿开采,2016,21(3):59-62,149.