随着浅部煤炭资源的枯竭,中国煤矿开采逐渐向深部转移,面临更为复杂的围岩稳定性控制问题
[1-3]。由于深部软岩巷道围岩常出现大变形、破碎严重和持续变形时间长等问题,围岩控制难度更大
[4-5]。
针对软岩巷道围岩控制问题,近年来众多学者对深部软岩巷道控制技术进行了大量研究。武瑞龙等
[6]通过现场实测、理论分析和数值模拟,从巷道围岩的岩性与应力环境出发,探讨其破坏机理并提出以“锚网喷+锚注式锚索全长锚固”为核心的蝶形塑性区靶向加固修复方案。张杰等
[7]通过理论分析、物理相似模拟与数值模拟相结合的方法,研究了软岩回采巷道围岩塑性区演化规律及失稳机理,并提出了高预紧力“倒梯形”注浆锚索与普通锚索协同支护技术。孙兴平等
[8]针对超大断层带复杂地质条件,提出了围岩改性+局部强化+主被动联合支护相结合的治理新技术,并取得显著效果。Peng等
[9]认为破碎围岩巷道围岩失稳主要因应力场差异显著,通过建立力学模型分析应力分布并推导公式,提出“U型钢+仰拱+底拱连系梁+底板锚杆补偿”联合支护方案,有效控制了围岩变形。Ma等
[10]以张双楼煤矿21914工作面运输巷为背景,通过理论分析与数值模拟,揭示了巷道围岩的变形特征与破坏机理,在此基础上,提出并实施了分级支护技术,现场结果表明,该技术有效抑制了围岩的大变形。李楠
[11]通过数值模拟和物探手段研究赵固二矿高应力软岩巷道不同埋深下的应力敏感性,提出帮底协同支护技术,验证了其在控制底鼓变形中的技术与经济优势。肖殿才等
[12]针对深井软岩巷道穿厚煤层碎裂顶板区的围岩控制难题,提出以“超前预支护+内锚外架联合控顶+锁腿控帮+喷注补强+底板控水卸压”为核心的联合支护技术,显著提高了围岩稳定性,取得良好的工程效果。崔魏等
[13]以安里煤矿回风大巷为背景,结合泥岩蠕变特性,通过数值分析围岩变形与塑性区,提出“锚索+锚杆+喷射混凝土+注浆”联合支护方案。王羽扬等
[14]针对贵州金佳矿1118
13回风联巷底鼓变形问题,揭示其破坏机制,提出以“底板灌浆+横向钢管梁+浅底锚注”为核心的高阻联合支护方案,有效控制底鼓变形。闫小卫
[15]以白皎煤矿+300水平4号石门运输大巷为例,分析高应力软岩巷道变形机制,提出“高压注浆+高强高预应力锚杆、锚索联合支护+喷浆”的返修支护方案,增强围岩整体稳定性。刘坤等
[16]针对易崩解弱胶结软岩巷道的变形特性,提出以“超前钻孔卸压、初喷封闭和支护参数优化”为核心的支护方案,并通过数值模拟和现场监测验证了其提高围岩稳定性的效果。王云刚等
[17]将金能煤矿二采区的1201工作面运输顺槽当作研究对象,同时综合现场实测、数值模拟以及工业性试验等方法,分析了软岩巷道的变形破坏特征,通过数值模拟对比3种支护方案的效果,并经现场测试验证,结果表明采用“锚索+W钢带+U型钢+注浆”的支护方式在围岩控制上呈现出最优的表现。杜贝举等
[18]针对深井高应力软弱围岩巷道的大变形问题,以东部一煤矿3209工作面轨道巷为研究对象,提出“高预应力高强锚杆+关键部位强力支护+全断面协同支护”的新技术方案,并通过现场试验验证了其显著的变形控制效果。
以上研究成果均对软岩巷道围岩起到一定的控制效果,但随着软岩巷道所处深度的增加,所受应力状态会变复杂,不同地质条件的破坏形态与程度会产生明显差异,套用已有的支护方式并不能确保维持巷道围岩的稳定性。因此,现以临涣煤矿八采区运输上山为工程背景,采用现场观测、钻孔窥视、数值模拟及现场工业性试验等研究方法,针对巷道围岩变形破坏特征制定不同支护方案,并对支护方案进行数值模拟分析,选出最优支护方案并进行现场工业性试验验证实际支护效果。以期为相似工程地质条件软岩巷道围岩控制提供参考。
1 工程概况
临涣煤矿运输上山巷道平面位置位于八采区中部,巷道设计长度1 533 m,沿上坡方向左边为轨道上山,右边为回风上山。沿巷道施工方向地层平均倾角为15°,巷道坡度为15°,上部落平标高-650 m,与主暗斜井平面相接,下部落平标高-950 m,通过联巷与八采区轨道上山下部相连。巷道采用三心拱形断面,设计净断面:净宽×净高=5 200 mm×3 800 mm,净断面17.89 m
2。巷道平面位置如
图1所示。运输上山处于泥岩层中,直接顶为粉砂岩,厚度约为9.84 m;老顶为泥岩,厚度约为2.84 m。直接底为粉砂岩,厚度约为4.67 m;老底为泥岩,厚度约为8.38 m。运输上山巷道平面位置图如
图1所示,现场实测巷道岩层柱状图如
图2所示。
2 巷道围岩变形破坏特征与影响因素
2.1 围岩表面变形破坏情况观测
对八采区运输上山巷道围岩的变形破坏情况进行现场调查后发现,围岩破损较为严重,部分巷道的典型破坏情况如
图3所示。从
图3中可以看出,巷道围岩已经发生明显的变形破坏,主要表现为围岩破碎塌陷以及锚索托盘松弛,这种破坏形式主要与围岩的岩性和地应力条件有关,八采区运输上山巷道围岩主要由泥岩构成,由于泥岩具有强度低、抗剪能力弱、节理裂隙发育等特征,容易导致其在高地应力作用下失稳,围岩逐渐发生收缩变形并造成破碎现象,破碎后的泥岩颗粒之间无法形成有效的胶结,进一步引发“网兜效应”,即破碎的岩体在重力作用下滑移、堆积,形成不稳定的松散结构。同时原有的锚杆和锚索托盘因无法承受围岩较大的收缩量而逐渐松弛,造成支护结构的承载能力随之降低,进一步加剧了围岩失稳风险,对后续的生产运输作业构成潜在威胁。因此,在八采区运输上山的巷道开挖过程中,亟需针对围岩变形和破坏特点,采用更为科学、合理的支护方式,优化支护设计,以有效控制围岩变形、提升巷道的长期稳定性和安全性,为矿区的安全生产提供有力保障。
2.2 钻孔窥视
为了更全面了解八采区运输上山巷道围岩的破坏特征及其破坏深度范围,针对巷道围岩顶板及两帮区域进行钻孔窥视记录,以直观反映围岩的内部破坏情况和裂隙分布特征,钻孔窥视如
图4~
图6所示。
由
图4可知,顶板围岩0~0.2 m内,孔壁岩体已破碎呈块状结构,表明该深度受到较大应力扰动;在1.1~2.5 m内出现环状裂隙,周围岩体松散破碎,伴有岩石碎屑;在3.1~3.5 m内,存在环状裂隙与竖向裂隙,但岩体完整性相对较好。在4.2 m后,孔壁逐渐变光滑,岩体基本保持完整。
由
图5可知,在0~1.8 m内,孔壁岩体出现环形裂隙,裂隙边缘孔壁粗糙不平;在1.8~3.1 m内,孔壁多为竖向裂隙,且在2.7~3.1 m内虽有竖向裂隙但围岩完整性基本保持良好;在3.6 m往后,孔壁表面光滑,岩体逐渐恢复完整,围岩趋于稳定。
由
图6可知,0~0.6 m内,孔壁表面粗糙,出现横向裂隙,孔壁表面粗糙;在0.6~1.5 m内,孔壁出现环状裂隙,并伴有围岩岩体错动;在1.5~2.8 m内,主要出现环状裂隙,且在2.4~2.8 m内,可见环形裂隙,但孔壁表面逐渐变得光滑;在3.4 m往后,孔壁表面光滑且完整,裂隙和破碎现象明显减少,围岩结构逐渐恢复稳定性。
钻孔窥视结果表明,运输上山巷道浅部围岩整体呈现破碎状态,其中顶板的破碎最为严重。顶板破坏深度约为4.2 m,左帮为3.6 m,右帮为3.4 m,左右帮部的破坏深度接近,破坏程度相似。巷道围岩主要为泥岩,强度较低,抗压性能较差,开挖后易受外部应力影响,导致节理裂隙扩展。由于泥岩力学性能弱,围岩结构容易失稳,尤其在深部高应力条件下,破坏范围更为广泛。因此,巷道支护设计需充分考虑围岩低强度和易破碎的特性,以确保其长期稳定性和安全性。
2.3 巷道围岩变形破坏影响因素
通过对八采区已开挖巷道围岩表面进行表面观测与钻孔窥视分析,可知八采区软岩巷道围岩变形破坏影响因素如下。
(1)围岩强度低。巷道围岩的主要组成岩性为泥岩,而泥岩是一种典型的软弱岩层,具有强度较低、抗剪性能差的显著特征。此外,泥岩内部节理、裂隙较为发育,导致岩体完整性差,极易在外部荷载作用下产生变形甚至失稳。这些地质特性使得巷道围岩在施工和运营过程中容易受到应力扰动的影响,从而引发围岩的滑移、坍塌或变形加剧,显著影响巷道的整体稳定性。
(2)高地应力。八采区运输上山为典型的深部巷道,其上部落平标高为-650 m,下部落平标高则达到-950 m,埋深较大,使巷道围岩长期处于高应力环境中。在这种深埋条件下,围岩不仅受到较大的地应力影响,同时也承受着上覆岩层的巨大压力。这种复杂的应力场作用下,岩层内部的节理和裂隙不断扩展、增多,岩体结构完整性逐渐被削弱,逐步演变为松散、破碎状态,降低了围岩的整体承载能力。随着时间推移,围岩变形逐渐加剧,最终导致巷道发生显著的整体变形,严重影响巷道的长期稳定性与安全性。
(3)支护方式不合理。八采区运输上山巷道支护主要采用传统的锚网索支护方式。然而,这种传统支护模式在面对围岩强度较低、结构松散且易破碎的软岩巷道时,支护效果未能达到预期目标。由于软岩巷道自身的稳定性较差,在长期受地应力和上覆岩层压力的共同作用下,传统支护方式难以有效约束围岩的变形和破坏,导致巷道围岩在施工和运营过程中无法保持长期稳定。
3 巷道支护数值模拟
3.1 数值模型建立
根据临涣煤矿八采区运输上山的工程地质条件,确定数值模拟所需的岩层物理参数,如
表1所示,并基于此建立FLAC3D数值模型。模型尺寸为长50 m、宽10 m、高50 m;巷道断面形状为三心拱形,宽度为5.5 m,高度为3.95 m,断面面积为19.47 m
2。对模型左、右边界施加水平位移约束,前、后边界同样施加水平位移约束,底部设置垂直位移约束,顶部施加22.58 MPa的初始地应力条件;模型采用Mohr-Coulomb屈服准则。模型岩层分布如
图7所示。
3.2 支护方案优化比选
根据现场实测巷道围岩变形破坏情况,提出3种支护技术方案,并通过FLAC3D数值模拟软件对不同支护条件下的支护效果进行,并与无支护条件下进行对比。
方案1:锚网喷支护。锚杆采用Φ22 mm×2 800 mm无纵筋左旋螺纹钢高强锚杆,锚杆间排距为800 mm×800 mm,每排布置15根,巷道底角处锚杆向下倾斜30°;锚杆托盘采用规格为200 mm×200 mm×12 mm蝶形托盘;钢筋网选用Φ6 mm钢筋加工,网孔规格为100 mm×100 mm;喷浆厚度为150 mm,混凝土强度为C20。
方案2:锚网索喷支护。锚杆采用Φ22 mm×2 800 mm无纵筋左旋螺纹钢高强锚杆,间排距为800 mm×800 mm,每排布置14根,巷道底角处锚杆向下倾斜30°;锚杆托盘采用规格为200 mm×200 mm×12 mm蝶形托盘;锚索采用Φ17.8 mm×6 300 mm钢绞线锚索,间排距为1 600 mm×1 600 mm,每排布置5根;锚索托盘采用规格为300 mm×300 mm×10 mm;钢筋网选用Φ6 mm钢筋加工,网孔规格为100 mm×100 mm;喷浆厚度为150 mm,混凝土强度为C20。
方案3:“锚网索喷+注浆”联合支护。锚杆采用Φ22 mm×2 800 mm无纵筋左旋螺纹钢高强锚杆,间排距为800 mm×800 mm,每排布置14根,巷道底角处锚杆向下倾斜30°;锚杆托盘采用规格为200 mm×200 mm×12 mm蝶形托盘;锚索采用Φ17.8 mm×6 300 mm钢绞线锚索,间排距为1 600 mm×1 600 mm,每排布置5根;锚索托盘采用规格为300 mm×300 mm×10 mm;中空注浆锚杆采用Φ25 mm×2 500 mm中空注浆锚杆,每排布置8根;中空注浆锚索托盘采用规格为200 mm×200 mm×12 mm蝶形托盘;注浆材料采用普通硅酸盐水泥加添加剂,水泥采用425#普通硅酸盐水泥,浆液水灰比为0.8∶1,添加剂采用ACZ-1型水泥添加剂,添加剂用量为水泥重量的5%,中空注浆锚杆的注浆压力为2.0 MPa。
3.3 支护方案数值模拟分析
利用FLAC3D数值模拟软件对3种支护方案的效果进行验证,分析支护后巷道围岩顶板、两帮的位移变化及塑性区范围,并将其与无支护条件下的结果进行对比。模拟结果如
图8~
图10所示。
从
图8可以看出,在无支护条件下,巷道围岩两帮的移近量达到182.86 mm;在支护条件下,不同方案的支护效果表现出差异。其中,方案1的两帮移近量为101.33 mm,方案2为101.18 mm,而方案3仅为69.86 mm。相比无支护状态,方案1、方案2和方案3使两帮移近量分别减少了44.59%、44.67%和61.80%,说明这3种支护方案均能有效限制巷道两帮围岩的位移。通过对比可以发现,方案1与方案2的支护效果几乎一样,但方案3(“锚网索喷+注浆”联合支护)在减少围岩变形方面效果最佳,其对两帮围岩的控制效果明显优于其他两种方案。
由
图9可知,在无支护条件下,巷道顶板围岩的移近量为122.93 mm;在3种支护方案的作用下,顶板移近量均得到了显著降低。其中,方案1的顶板移近量为52.14 mm,方案2为51.22 mm,而方案3的顶板移近量仅为34.95 mm。与无支护状态相比,方案1、方案2和方案3使顶板移近量分别减少了57.59%、58.33%和71.57%,表明3种支护方式对巷道顶板围岩均具有良好的约束作用。进一步比较发现,方案1与方案2的支护效果几乎一样,方案3(“锚网索喷+注浆”联合支护)在减少顶板移近量方面的效果最为显著,明显优于方案1和方案2。
由
图10可以看出,方案1和方案2对巷道围岩塑性区的改善效果较为相近。与无支护状态相比,这两种支护方案均能够使塑性区范围有所减少,而在采用方案3时,通过注浆工艺进一步改善了围岩的裂隙发育状况,有效填充裂隙,提高了围岩整体强度和完整性,从而使塑性区范围显著缩小。对比分析表明,方案3(“锚网索喷+注浆”联合支护)在控制塑性区范围方面的效果显著优于方案1和方案2。这种支护方式结合了锚网索喷的结构加固作用与注浆的密实支护效果,不仅提高了围岩的承载能力,还显著限制了围岩的塑性变形范围。因此,在当前巷道地质条件下,方案3对围岩塑性区的控制能力最强,是提升围岩稳定性、改善塑性区分布的优选技术方案。
通过对3种支护方案与无支护状态的数值模拟结果进行对比分析发现,“锚网索喷+注浆”联合支护在抑制围岩变形和减小塑性区扩展方面表现出显著的优化效果。鉴于其在控制围岩稳定性方面的优越性能,最终选择采用“锚网索喷+注浆”联合支护方案。
4 现场工业性试验
通过对3种支护方案与无支护状态的数值模拟分析对比结果可以看出,采用“锚网索喷+注浆”联合支护对围岩变形与塑性区的扩展均有良好的改善效果,所以采用“锚网索喷+注浆”联合支护进行试验巷道实测,巷道支护断面如
图11所示。
选取八采区运输上山100 m为试验巷道,起始位置为变坡点。共布设3个围岩表面位移监测断面,并对巷道顶板与两帮围岩表面位移进行50 d监测,测点所在巷道位置如
图12所示,监测结果如
图13所示。
从
图13中可以看出,巷道顶板下沉量与两帮移近量从开始逐渐增大,到40 d往后趋于稳定,其中测点1顶板与两帮变形量最大,测点2次之,测点3最小。测点1趋于稳定时顶板下沉量约为22.1 mm,两帮移近量为38 mm;测点2趋于稳定时顶板下沉量约为19.5 mm,两帮移近量为35 mm;测点2趋于稳定时顶板下沉量约为17.6 mm,两帮移近量为32.8 mm。由监测结果可知采用“锚网索喷+注浆”联合支护方案使巷道围岩强度得到提高,围岩承载能力得到加强,使巷道围岩变形量控制在安全范围之内。
5 结论
(1)临涣煤矿八采区运输上山属于深部软岩巷道。根据工程地质资料并通过对已开挖巷道进行现场观测与钻孔窥视,可知巷道围岩以泥岩为主,巷道围岩强度低、抗剪能力弱、节理裂隙发育,容易产生大范围松动圈。原有支护方式对围岩强度较低、结构松散且易破碎的软岩巷道时,支护效果未能达到预期目标。分析得出围岩强度低、高地应力与支护方式不合理为巷道围岩变形破坏的主要因素,所以应根据特定地质条件采取更合理的支护方案。
(2)为了能够更好地控制巷道围岩变形,提出3种支护方案,并通过FLAC3D数值模拟软件对3种支护方案与无支护状态进行对比分析,得出采用“锚网索喷+注浆”联合支护对巷道围岩的控制效果最好,巷道两帮围岩移近量仅为69.86 mm,顶板移近量仅为34.95 mm,塑性区范围显著缩小。
(3)通过现场工业性试验,可知采用“锚网索喷+注浆”联合支护能够有效控制巷道围岩变形,使巷道围岩强度得到提高,围岩承载能力得到加强,使巷道围岩变形量控制在安全范围之内。监测结果与数值模拟结果几乎一致,证明了支护方案的合理性。
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