基金项目: 教育部新世纪优秀人才支持计划资助(NCET-07-0519); 教育部长江学者和创新团队发展计划资助(IRT0843)
通讯作者: 孟庆彬(1985-),男,山东菏泽人,博士研究生,主要从事岩体加固理论与应用技术的研究.
1.中国矿业大学 深部岩土力学与地下工程国家重点实验室,江苏 徐州 221008; 2.中国矿业大学 力学与建筑工程学院,江苏 徐州 221008; 3.山东科技大学 土木建筑学院,山东 青岛 266510
(1.State Key Laboratory for Geomechanics & Deep Underground Engineering, China University of Mining and Technology,Xuzhou 221008,China; 2.School of Mechanics and Civil Engineering, China University of Mining and Technology, Xuzhou 221008,China; 3.College of Civil Engineering and Architecture, Shandong University of Science and Technology,Qingdao 266510,China)
soft rock roadway under high stress; numerical simulation with FLAC3D; bolting-grouting combined support
通过对唐口煤矿深部高应力软岩巷道的FLAC 3D数值模拟,揭示了深部高应力软岩巷道开挖后的围岩应力场、位移场及塑性区的演化规律; 提出了锚注联合支护技术,对比研究了3种支护方式的支护效果,并在施工过程中通过现场监测及时反馈监测信息进行支护方案及参数优化设计。工程实践表明,锚注联合支护技术能够较好地控制深部高应力软岩巷道围岩的大变形、强流变和底臌。
Through numerical simulation research with FLAC 3D of deep soft rock roadway under high stress in Tangkou Coal Mine, the evolution regularity of stress field, displacement field and plastic zone are revealed. The bolting-grouting combined support technique is proposed, and the supporting effect of three supporting method to verify the anchor note combination supporting rationality is comparatively studied, then the support scheme and parameter optimization design is carried out in construction process with the timely field monitoring information feedback.Engineering practices indicate that, bolting-grouting combined support can well control the large deformation, strong rheologic and bottom heave of deep soft-rock roadway under high stress.
随着人类对煤炭需求量及开采强度的不断增大,浅部煤炭资源日趋减少,煤矿矿井的开采深度不断增加,国内外矿井相继进入了深部资源开采状态[1-3]。随着矿井开采深度的加大,我国许多煤矿都出现了不同程度的软岩问题,尤其是深部软岩巷道破坏更加严重,深部矿井开采中的软岩问题越来越突出。
随着矿井开采深度的增加,深部岩体处于“三高一扰动”的复杂地质力学环境[1],使得深部岩体的结构特征和力学行为更加复杂,浅部开采中表现为硬岩特性的岩体进入深部开采后相继表现出高地压、大变形、难支护等非线性软岩力学特性[4]。随着矿井开采深度的增加,巷道及采场的地应力水平也越来越高,特别是在地质构造活动强烈的地区,残余构造应力较大,水平构造应力往往大于垂直自重应力,形成高水平地应力软岩巷道[5],这些都增加了软岩巷道地压显现及巷道围岩破坏的剧烈程度,造成深部高应力软岩巷道支护更加困难[6]。
由于深部与浅部在围岩赋存条件上存在根本性差异,浅部低应力软岩巷道围岩稳定性控制理论与技术已经不能完全适应深部高应力软岩巷道围岩稳定控制的要求。文中通过对深部高应力软岩巷道围岩力学特征的分析, 提出了锚注联合支护技术,并成功地应用于工程实践[7-8],解决了深部高应力软岩巷道支护难题,并取得了良好的经济技术效果。
本论文数值模拟以唐口煤矿井底车场的辅助运输石门为工程背景,根据工程地质条件,文中建立模拟区域的长×宽×高=50 m×30 m×40 m,共划分59 000个单元和63 291个节点,本模拟建立的FLAC3D模型如图1所示。
本模型限制其侧向和底部处的位移; 在上表面施加25 MPa的荷载,模拟上覆岩体的自重条件; 工程岩体的物理力学计算参数按照实验室岩石的三轴抗压试验及单轴抗压试验取值,详见表1.并采用Mohr-Coulomb破坏准则,揭示深部高应力软岩巷道在开挖过程中围岩动态变形及屈服破坏情况。
掘进工作面前方5 m处、掘进工作面处以及掘进工作面后方5 m处的最大主应力场云图如图2所示。
图2 深部高应力软岩巷道开挖后的最大应力场
Fig.2 Maximum stress field after deep high stress soft-rock roadway is excavated
由图2分析可知,掘进工作面前方5m处的围岩在后方掘进工作面开挖的影响下,最大主应力在开挖巷道的位置区域形成应力集中,应力升高至27 MPa。巷道开挖后,巷道周边岩体应力急剧降低,巷道周边岩体应力降至25 MPa; 在距离巷道顶、底板约2.5 m左右的区域形成应力集中区,应力峰值达到28 MPa.距离掘进工作面后方5 m处,巷道周边围岩的最大主应力降低区域继续向围岩深部扩展; 与此同时,巷道顶、底板的应力集中区推移至距离巷道顶、底板约3.5 m的区域中,应力进一步升高至28 MPa.在整个巷道开挖的过程中,最大主应力区域先在巷道中间区域处集中,然后由于开挖导致巷道围岩应力大幅度释放,巷道周边岩体的低应力区逐渐向围岩深部扩展,与此同时,巷道顶、底板的最大主应力集中区也逐渐增大并向围岩深部转移。
掘进工作面前方5 m处、掘进工作面处以及掘进工作面后方5 m处的位移场云图如图3所示。
由图3分析可知,在掘进工作面处的最大垂直位移为31.3 cm,最大水平位移为29.2 cm.在掘进工作面后方5 m处巷道顶、底板及两帮变形迅速发展,巷道围岩位移变形量相对较大,垂直位移高达34.2 cm,水平位移高达31.6 cm.掘进工作面前方5 m处,由于受掘进工作面巷道开挖扰动的影响,也产生了一定的位移,最大垂直位移为4.1 cm,最大水平位移为1.6 cm.在整个巷道开挖的过程中,巷道围岩周边位移相对较大,在巷道顶、底板及拱肩部位的位移尤为突出。
掘进工作面前方5 m处、掘进工作面处以及掘进工作面后方5 m处的塑性区分布云图如图4所示。
图4 深部高应力软岩巷道开挖后的围岩塑性区分布
Fig.4 Plastic zone distribution after deep high stress soft-rock roadway is excavated
由图4分析可知,处于掘进工作面前方5 m处区域内的巷道周边岩体虽然还未开挖,但由于受掘进工作面巷道开挖的影响而处于塑性状态,塑性区范围为1.5 m左右。在掘进工作面处区域,巷道开挖后,巷道围岩在高应力的作用下,巷道周边大范围岩体迅速发生破坏,塑性区不断由巷道周边围岩向深部扩展,塑性区范围扩大为2.5 m左右。在掘进工作面后方5 m处区域内,受掘进工作面巷道开挖的影响,巷道围岩塑性区不断发展,巷道顶、底板围岩的塑性区范围不断扩大,塑性区范围扩大为3.0 m左右。
1)由于受巷道掘进工作面开挖的影响,处于掘进工作面前方还未开挖的巷道周边岩体也出现应力集中及塑性破坏现象。
2)深部高应力软岩巷道开挖后,巷道围岩内积聚的高应力向巷道周边释放,巷道周边一定范围内岩体的的应力水平大幅度降低; 并且随着时间的增加,其应力水平降低的程度及范围进一步扩大,即巷道围岩的低应力区逐渐向深部扩展,巷道周边围岩的自承能力逐步降低。
3)深部高应力软岩巷道开挖后,由于巷道围岩内应力释放,导致了围岩发生破坏,而且巷道破坏首先是从某些关键部位(如巷道的帮肩、底角等)开始,然后发展到整个巷道失稳破坏,并且巷道底板围岩的变形及塑性区破坏范围明显大于巷道两帮及顶板。巷道围岩的变形破坏随时间的增长而不断发展,即巷道围岩的流变性显著。
唐口煤矿-990 m水平井底车场的巷道和硐室围岩主要为泥岩、细砂岩、粉砂质泥岩,围岩表现出松散、膨胀和软硬不均的特性,整体性很差,承载能力较低,碎涨特点明显,且这些软弱岩层遇水或吸湿后,具有明显的软化和泥化现象,同时宏观表现出水平构造应力较大。这些因素严重影响了巷道的稳定性,使得原来的多种支护方式均不能满足支护要求,发生严重的变形破坏,造成巷道两帮严重内敛、碹体开裂、片帮等破坏现象。
针对唐口煤矿深部高应力软岩巷道支护存在的问题,提出了以内注浆锚杆为核心的锚注联合支护体系,采用了具体的稳定控制技术方案和参数,并根据围岩稳定特点,适时实施不同的支护措施。辅助运输大巷锚注联合支护图如图5所示。
辅助运输大巷锚注联合支护参数
1)高强螺纹钢锚杆:规格为φ22×2 500 mm,间排距为800 mm×2 000 mm; 树脂药卷锚固长度为500 mm,并与内注浆锚杆间隔布置; 托盘采用钢板制作,规格为100 mm×100 mm×10 mm.
2)内注浆锚杆:采用φ22 mm无缝钢管制作,规格为φ22×2 000 mm,间排距为1 600 mm×2 000 mm; 树脂药卷锚固长度为200 mm.
3)喷射混凝土:强度等级C20,厚度200 mm.
4)金属网:采用φ6.5 mm钢筋焊接,规格为1 650 mm×1 200 mm,网格为150 mm×150 mm.
5)反底拱结构与参数:由反底拱曲梁、反底拱混凝土层、反底拱注浆锚杆、反底拱高强锚杆等组成。混凝土反底拱采用C40混凝土浇灌,厚度为300 mm; 底板曲梁采用16#槽钢梁制作,长度为6 500 mm,排距为2 000 mm; 螺纹钢锚杆规格为φ22×1 600 mm,排距为2 000 mm,倾角为15°~30°,均匀布置5根; 内注浆锚杆规格为φ22×1 400mm,排距为2 000 mm,共4根,在底板曲梁间插空布置。
6)注浆材料:采用单液水泥浆,水泥为42.5级普通硅酸盐水泥,水灰比0.8~1.0; 掺加为水泥质量0.7%的UNF复合早强减水剂。
7)注浆参数。
注浆压力:注浆终孔压力=4 MPa.
注浆顺序:采用自下而上、左右依次作业的方式,即先注两帮,再拱部,最后顶角。
注浆时间:每孔注浆时间为3~5 min,对个别出现漏浆的注浆孔,可在停注15~20 min后,再进行一次复注。
8)注浆设备。注浆泵采用SLDB-63/4或QZT-50/6型注浆泵; 注浆管路采用φ25 mm高压胶管,其它配件按设计加工,应保证管路连接安全、快速、可靠、经济。
采用FLAC 3D模拟研究不同支护方式的支护效果,以验证锚注联合支护方案的合理性。文中建立模拟区域的长×宽×高=50 m×50 m×40 m,共划分99 600个单元和103 530个节点,本模拟建立的FLAC 3D模型如图6所示。
本模型限制其侧向和底部处的位移; 在上表面施加25 MPa的荷载,模拟上覆岩体的自重条件; 工程岩体的物理力学计算参数按照实验室岩石的三轴抗压试验及单轴抗压试验取值,详见表1.并采用Mohr-Coulomb破坏准则,揭示深部高应力软岩巷道在开挖过程中围岩动态变形及屈服破坏情况。
图7 巷道开挖后不支护的围岩位移及塑性区分布
Fig.7 Displacement and plastic zone distribution of the surrounding rock with different supports after the excavation of the roadway
由图7分析可知,顶板最大垂直位移约为34.2 cm,底板最大底臌量约为40.0 cm,两帮最大水平位移约为29.0 cm,巷道开挖后围岩的收敛变形规律为底臌量大于顶板下沉量大于两帮内挤量。塑性区分布规律:总的来说,辅助运输大巷处在泥岩、细砂岩、粉砂质泥岩等软岩中,开挖后在高应力作用下围岩周边塑性区范围较大,塑性区范围约为2.0~2.5 m左右,尤其是肩部、底角应力集中处塑性区范围更大,塑性区范围约为3.0~3.5 m左右。
巷道开挖后加固两帮和顶板,可减弱巷道帮角部位应力集中程度,在两帮和顶板围岩中形成具有一定承载能力的承载拱,控制了两帮和底角处围岩塑性区的扩展; 同时提高了巷道围岩的承载能力,减少了两帮和顶板的收敛变形,减少了由帮部内挤和顶板下沉所引起的底板破碎、剪切滑移、底臌; 但是底板处于敞开未支护状态,造成底板底臌量和塑性区范围较大,同时底板的不稳定也使已加固的巷道两帮和顶板围岩受到扰动,加大了两帮和顶板的围岩和塑性区的扩展,不利于巷道两帮和顶板的稳定。
由图8分析可知,顶板最大垂直位移约为29.1 cm,底板最大底臌量约为30.0 cm,两帮最大水平位移约为24.5 cm.两帮和顶板加固后,减少了两帮和顶板处塑性区的扩展,塑性区范围约为1.5~2.0 m左右; 底板处未加强支护状态,塑性区范围较大,塑性区范围约为2.0~2.5 m左右。
图9 锚喷网+反底拱联合支护后的围岩位移及塑性区分布
Fig.9 Displacement and plastic zone distribution of the surrounding rock with bolt-shotcrete-mesh and inverted-arch combined support
由图9分析可知,顶板最大垂直位移约为18.1 cm,底板最大底臌量约为20.0 cm,两帮最大水平位移约为15.2 cm.塑性区范围约为0.5 m左右,在肩部、底角应力集中处塑性区范围相对较大,塑性区范围约为0.5~1.0 m左右。
图 10 锚喷网+反底拱+锚注联合支护后的围岩位移及塑性区分布
Fig.10 Displacement and plastic zone distribution of the surrounding rock with bolt-shotcrete-mesh,inverted-arch and bolt-grouting combined support
注浆后浆液充填围岩裂隙,改善了巷道围岩的应力状态,减缓了巷道开挖后围岩应力集中程度,提高了围岩的自身承载能力; 锚注支护配合锚喷支护,可以形成一个多层有效组合拱,提高了支护结构的整体性和承载能力,扩大了支护结构的承载范围,提高了支护结构的支护效果; 使巷道围岩受力较为均匀,有效地控制了巷道围岩变形破坏和塑性区的扩展; 注浆后可以提高底角围岩的剪切强度,增加底板围岩抵抗塑性剪切滑移破坏的能力,有效地控制了底板围岩的损伤演化。
由图 10分析可知,顶板最大垂直位移约为9.6 mm,底板最大底臌量约为10.0 mm,两帮最大水平位移约为8.0 mm.塑性区范围较小,远小于0.5 m,并且分布较为均匀。
1)针对唐口煤矿深部高应力软岩巷道条件,采用FLAC 3D揭示了深部高应力软岩巷道开挖过程中围岩的力学特征。深部巷道由于受开挖的影响,掘进头前方及巷道周边岩体都出现应力集中及塑性破坏现象,切向应力峰值点向巷道围岩深部转移; 巷道破坏先是从关键部位破坏(如巷道的帮角、底角等),然后发展到整个巷道失稳破坏; 巷道底板围岩的变形破坏范围明显大于两帮及顶板。
2)基于FLAC 3D数值软件对锚喷网支护、锚喷网+反底拱联合支护、锚喷网+反底拱+锚注联合支护等3种支护方案的优化对比,提出了以内注浆锚杆为核心的锚注联合支护体系。
3)通过施工期间和正常使用期间试验段巷道围岩的变形规律实时监测,表明采用锚注联合支护技术有效地控制了深部高应力软岩巷道的大变形、强流变和底臌,取得了良好的经济技术效果。