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软岩巷道围岩刚柔耦合支护技术研究与应用_张红军.pdf

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资源描述

1、第 43卷第 1期2023年 2月防灾减灾工程学报Journal of Disaster Prevention and Mitigation EngineeringVol.43 No.1Feb.2023软岩巷道围岩刚柔耦合支护技术研究与应用张红军1,2,王奎峰1,王薇1,张瑞华1,许艳1,张太平1,王强1(1.山东省地质科学研究院,山东 济南 250013;2.自然资源部金矿成矿过程与资源利用重点实验室,山东 济南 250013)摘要:煤矿开采进入深部开采阶段后,普遍呈现出围岩变形量大、支护构件失效的技术难题。为研究针对性的控制对策,以矿典型高地应力软弱破碎巷道为研究背景,在现场矿压监测、地质

2、雷达探测以及地应力实测的基础上,研究了此类巷道的变形规律。同时基于现场监测及分析成果,提出了以高预应力锚杆、注浆锚杆(索)和“U”型钢架为核心的分步刚柔耦合支护关键技术,并阐明了其具体支护机制。为进一步检验新支护方案的支护效果,在新掘的胶带大巷进行了现场实验,相比原支护围岩松动破坏范围减小了近 50%,顶板下沉量、两帮移近量以及底鼓量仅163、135和 107 mm,52 d内基本实现了巷道变形稳定,取得了良好的支护效果。关键词:耦合支护;高地应力;软岩巷道;注浆加固;变形特征中图分类号:TD421.5+3;X936 文献标识码:A 文章编号:16722132(2023)01010707Stu

3、dy and Application of RigidFlexible Coupling Support Technology for Surrounding Rock in Soft Rock RoadwayZHANG Hongjun1,2,WANG Kuifeng1,WANG Wei1,ZHANG Ruihua1,XU Yan1,ZHANG Taiping1,WANG Qiang1(1.Shandong Institute of Geological Sciences,Jinan 250013,China;2.Key Laboratory of Gold Mineralization Pr

4、ocesses and Resources Utilization Subordinated to the Ministry of Land and Resources,Jinan 250013,China)Abstract:The technical problems associated with large deformations of surrounding rock and failure of supporting members usually arise during the stage of deep mining in coal mines.To study the co

5、ntrol countermeasures,of these problems,a study was conducted on a typical roadway with high ground stress and weak crushing in a coal mine.On the basis of on-site mine pressure monitoring,geological radar detection and in-situ stress measurement,the deformation behavior and mechanisms of such roadw

6、ays were studied.Based on the results of on-site monitoring and analysis,the key technologies of step-by-step coupling support with highly prestressed bolts,grouting bolts(cables)and U steel frames are proposed.To further evaluate the support effectiveness of the new support scheme,a field experimen

7、t was carried out in the mudstone layer section of the newly excavated belt roadway.Compared with the original support,the proposed support scheme reduced the range of loose damage in the DOI:10.13409/ki.jdpme.20211102001收稿日期:20211102;修回日期:20211214基金项目:山东省自然科学基金博士基金(ZR2019BEE021)、国土资源部金矿成矿过程与资源利用重点实

8、验室和山东省金属矿产成矿地质过程与综合利用重点实验室联合项目(kfkt201803)资助作者简介:张红军(1987),男,高级工程师,博士(后)。主要从事深部软岩支护、重大地质灾害治理方面的研究。Email:107surrounding rock by nearly 50%,and the amount of roof subsidence,the amount of two sides moving closer,and the amount of floor heave were only 163,135 and 107 mm,within 52 days,respectively.Thi

9、s indicates that the roadway deformation stability was basically achieved.The research findings are expected to provide valuable reference for similar tunnel supports.Keywords:coupling support;high ground stress;soft rock roadways;grouting reinforcement;deformation characteristics0 引 言随着煤炭开采普遍进入-700

10、 m深部开采阶段,绝大部分巷道开挖面临着围岩变形过大的支护难题13。目前软岩巷道的返修率高达 70%以上,可见深部软岩巷道的稳定性控制问题已成为制约我国煤炭深部开采的瓶颈问题之一45。国内学者在支护理论与技术方面早已进行了大量的科研工作,取得了较为丰硕的研究成果68,在国际软岩支护领域也处于领先地位。部分代表性的成果,如:孙晓明等9提出,如要实现深部软岩巷道的稳定性,必须保证支护构件与围岩的耦合性;张向东等1011则通过研究深部膨胀性软岩巷道的变形特点,有针对性的提出了大跨度软岩巷道与复合型软岩巷道的支护技术方案;谢生荣等12在研究高地应力对巷道稳定性影响的基础上,提出了锚喷注强化承压拱支护技

11、术;高延法等13研发了适用软岩巷道的钢管混凝土支护结构;王连国等14基于深部高应力极软岩巷道破坏特点,提出了以内注浆锚杆为核心的锚注支护体系;康红普院士等15系统研究了软岩巷道的变形机制及控制技术,总结提出了高预应力、强力支护理论。以上各位学者的研究成果,对深部软岩巷道稳定性的控制具有里程碑意义。本文在以上学者研究的基础上,基于深部软岩巷道的变形特点,分析了复杂应力场作用下围岩的变形破坏和刚柔耦合支护机制,有针对性的提出了软岩巷道刚柔耦合支护技术,并通过现场试验证明该支护方案能有效控制围岩变形,保持巷道的稳定,以期为类似困难巷道的支护提供一定的借鉴与参考。1 工程概况某煤矿位于宁阳煤田,矿井主

12、采 3层煤,煤层平均厚度 6.10 m,煤层倾角 711,西翼胶带大巷平均埋深-700 m,设计长 1 230 m,设计断面为半圆拱型,净 宽 5 300 m,净 高 4 400 mm,墙 身 净 高1 900 mm。原支护方案采用传统的“锚网喷”一次支护方式:锚杆采用大螺距等强螺纹钢锚杆,直径22 mm,长度 2 400 mm,间排距 800 mm800 mm;锚索采用直径 17.8 mm、长度 6 300 mm 的钢绞线,间排距 1 600 mm1 600 mm,分别在巷道顶部、两肩 部 位 各 布 置 一 根;混 凝 土 强 度 等 级 C20,厚100 mm;金属网采用 6 mm 的钢

13、筋焊接而成。各支护构建布置如图 1所示。2 巷道破坏特征及机理分析2.1 巷道破坏特征通过现场调查与围岩近 6个月变形量监测结果表明:(1)围岩表面破坏严重。巷道围岩在全断面内出现了不同程度的变形和破坏,顶板下沉、两帮内挤与底鼓均有剧烈显现(图 2),支护构建失效明显,对巷道的正常运输与工人的安全造成了严重的安全隐患。(2)围岩变形量大。为掌握该区段巷道围岩变图 1各支护构件布置Fig.1Layout of each supporting member108形破坏的详细数据,在新开挖的巷道设置了 2个围岩监测断面,间隔 50 m。每个断面分别对顶板、左帮、右帮与底鼓变形量进行实时监测。由于两个

14、断面监测数据差别不大,只列出了 1#断面的监测结果,如图3 所示。可知,在巷道开挖 165 d 内,围岩变形量较大,其中顶板最大(509 mm),其次分别为右帮(408 mm)、左帮(402 mm)、底鼓(369 mm)。在监测期内围岩始终保持较大的变形速率,顶底板与帮部移近速率分别维持在 18 mm/d,直到监测结束围岩仍没有收敛稳定趋势,严重加大了支护难度。(3)围岩松动破坏范围大。采用了美国劳雷公司生产的 SIR3000 地质雷达设备对不同距离掌子面的围岩破坏松动范围进行探测。各断面探测结果见表 1。可知,离掌子面越远,西翼胶带大巷围岩的松动范围越大,距离掌子面 200 m 时巷道松动圈

15、范围为 1.73.5 m,最大处可达 4.2 m,且增长幅度不断扩大。图 4为典型围岩松动范围剖面。2.2 巷道破坏机理分析(1)围岩特性。采用 X 射线衍射仪对岩样进行全岩矿物分析和黏土矿物定性定量分析,分析结果见表 2。可知,巷道围岩含有高岭石等成分,其遇水易泥化、水解、软化,并产生较大的膨胀变形,是典型的节理化膨胀性软岩。一经开挖便显现出软岩破碎的特性,造成支护困难,这也是导致巷道多次反复维修后仍不能保持稳定的最主要原因。(2)高地应力的影响。表 3 为西翼胶带大巷地应力测试结果。结果表明,西翼胶带大巷最大主应力为 20.8 MPa,远超过泥岩和砂质泥岩的软化荷载,巷道一经开挖便处于塑性

16、软化状态,随后很快进入“损伤扩容剪切滑移破坏碎胀大变形”的失稳破坏模式。(3)原支护方案设计不合理。由围岩特性测试结图 4典型围岩破坏松动探测结果Fig.4Detection results of typical rock failure and loosening图 2围岩表面破坏严重Fig.2Seriously damaged surrounding rock surfaces图 3围岩变形量监测结果Fig.3Monitoring results of surrounding rock deformation表 3 地应力实测结果Table 3 Test results of in-sit

17、u stresses 深度/m700主应力主应力123大小/MPa20.814.76.5方位角/()112.58.5221.3倾角/()13.254.118.6表 1 围岩松动圈测试结果Table 1 Results of surrounding rock loosening tests编号12345与掌子面距离/m2550100150200松动圈范围/m0.41.00.71.51.22.21.52.91.73.5平均/m0.71.11.72.22.6表 2 岩石矿物成分分析Table 2 Mineral composition analysis results编号123岩性泥岩砂质泥岩砂岩高

18、岭石586651伊利石436伊蒙混层562石英241834次铁矿331方解石12其他余重余重余重109果可知,使用传统的锚杆、金属网等支护构件对具有膨胀特性的深部软岩来说针对性不强,尤其是采用一次支护的方法更是难以抵抗围岩的变形。因此,必须有针对性的提高围岩本身的强度,提高围岩自身的承载能力,实现支护构件与围岩自我承载力的耦合,才是解决此类软岩巷道围岩变形的根本途径。3 支护方案设计与数值对比分析基于以上对西翼胶带大巷矿压显现规律和变形破坏机理的研究结果,结合现代学者提出的让压与分步支护理念,提出了以高强高预应力锚杆、注浆锚杆(锚索)及“U”型钢架为核心的刚柔耦合支护技术方案。具体支护机制为:

19、初期柔性支护。采用高强高预应力锚杆、中空注浆锚索、金属网及钢筋梯等支护构件尽可能在初期降低围岩变形速率和保持浅部围岩的整体性,尤其可以有效控制锚固区内围岩的离层、滑动、新裂纹产生等扩容变形与破坏的作用;中期刚性支护。随着围岩变形量的不断加大,采用“U”型钢架给围岩提供高强度的支护反力,使围岩达到低变形速率下的力学平衡状态,进入缓慢变形阶段;后期围岩补强。采用初期支护中的注浆锚索进行全断面注浆,目的是胶结浅部破碎围岩和填充深部狭窄裂隙,防止裂隙向深部进一步扩展,同时配合锚喷支护和“U”型钢架在围岩周围形成一个有效的共同承载受力体系,使围岩保持长时间内的稳定。3.1 围岩初期支护参数设计(1)顶板

20、及帮部锚杆:采用直径 22 mm、长度2 500 mm 的 高 强 锚 杆,间 排 距 设 计 为 800 mm800 mm,端头锚固,施加预应力 100 kN。(2)锚索:顶部采用直径 22 mm、长度 8 000 mm的中空注浆锚索,帮部由于施工机具问题采用长度为 4 500 mm 的中空注浆锚索,同样采用端头锚固的形式,设计施加预应力 150 kN。(3)金属网:全段面采用直径为 6 mm 钢筋焊接的 2 000 mm1 000 mm 金属网,各网片搭接长度应不小 220 mm。(4)钢筋梯:采用直径 14 mm 圆钢焊制而成,搭接长度 100 mm。(5)喷浆:喷层厚度 100 mm,

21、喷射混凝土强度为 C20。3.2 围岩中期支护参数设计(1)中期支护时间:滞后初期支护约 30 d。(2)底板超挖:挖除底板水平以下 500 mm 的岩体。(3)底板锚杆:支护参数与上部支护相同,两侧锚杆与底板呈 45夹角。(4)架 棚:全 断 面 架 设 29#U 型 钢 架,棚 距1 000 mm。3.3 围岩后期支护参数设计(1)后期支护时间:滞后初期支护约 45 d。(2)底 板 注 浆 锚 杆:采 用 直 径 25 mm、长 度2 500 mm 的中空螺旋注浆锚杆,间排距 800 mm800 mm。(3)全断面注浆:采用水灰比为 1 2 的水泥浆液,采用 P042.5 硅铝酸盐水泥,

22、注浆中应严格控制注浆压力,防止围岩过度注浆与注浆不足的问题,参考以往注浆经验,中空注浆锚索的注浆压力在78 MPa。(4)底板浇注:对底板 500 mm 以下超挖部分进行浇注,混凝土等级为 C40。最终支护断面如图 5所示。3.4 三维数值计算模型建立对西翼胶带大巷在原支护条件下和新提出的刚柔耦合条件下围岩变形特征进行数值模拟。以实际钻孔揭露底层信息为地质条件,并适当进行了图 5最终支护断面Fig.5Drawing of the final support section110简化处理,但不影响计算结果的正确性。试验采用三维计算模型,各地层均简化为水平,采用蠕变计算模型,模型高度和长度都为 4

23、0 m、厚度为 2.4 m,如图 6所示。模型中各地层参数采用实际测试数据并综合考虑了岩体的软化系数,详见表 4。地层材料采用 Brick 单元模拟锚杆,Cable 单元模拟注浆锚索,Beam 单元模拟“U”型钢架,模型边界条件左右设置为水平约束,底部为固定约束,地应力施加参数按表 3实测数据进行施加 14.7 MPa。3.5 围岩变形特征分析将原支护和新支护方案的围岩变形量及塑性区面积计算结果进行统计分析,如图 7所示。可见,采用原支护方式,巷道围岩的变形量相对于新支护方案较大,顶板部位围岩变形量达到 778 mm,塑性区面积也达到 181.5 m2。而新支护方案围岩 3 个部位的变形量均较

24、小,分别为 89、53、68 mm,塑性区面 积 只 有 87.5 m2,分 别 为 原 支 护 方 案 的 11.5%、8.5%、12.6%与 48.2%。对比可知,新支护方案采用高强高预应力锚杆、注浆锚杆(锚索)和“U”型钢架刚柔耦合支护方式,发挥了各支护构件与围岩的协调支护能力,有效限制了围岩裂隙向深部的扩展,加强了支护强度。刚柔耦合支护方案的计算结果如图 8、9所示。4 现场应用效果及分析为进一步检验新支护方案的支护效果,在新掘的胶带大巷泥岩层段进行了现场实验,并对围岩内裂隙发展、浆液充填情况和表面位移量进行了实时监测。图 6三维数值计算模型Fig.6Three dimensional

25、 numerical calculation model 图 7原支护方案与新支护方案围岩变形量结果对比Fig.7Comparison of surrounding rock deformation between the original and new support schemes表 4 数值计算模型的各地层材料参数Table 4 Mechanical parameters of strata in the numerical simulation model岩石类型细砂岩粉砂岩砂质泥岩泥岩煤注浆前注浆后注浆前注浆后弹性模量E/GPa12.213.14.57.82.76.62.42抗压强

26、度C/MPa61.772.420.623.115.418.611.2抗拉强度t/MPa9.2811.841.642.132.531.351.02泊松比 0.260.280.300.220.310.270.33黏聚力C/MPa16.5614.632.763.872.093.182.24摩擦角/()37.4141.427.6930.7524.6729.3128.721114.1 钻孔窥视仪监测采用 YTJ20型钻孔窥视仪对巷道顶部、帮部 06 m 的围岩裂隙发展状态和浆液充填情况进行了探测,如图 10所示。探测结果可知:在 01.5 m 时,围岩裂隙较为发育,多为破碎、裂隙宽张状态,但同时可见裂隙

27、内充填有水泥浆液(图中虚线范围内);在2.06.0 m 时,围岩裂隙发育不明显,基本处于完整状态,相比原支护条件下地质雷达探测结果,围岩松动破坏范围减少了近50%。4.2 围岩表面位移量监测100 d内巷道围岩变形量监测结果如图 11所示。分析可知:围岩的总变形量较小,变形速率低,最大位移量出现在顶板部位,为 163 mm,其次分别为两帮移近量 135 mm、底板鼓起量 107 mm;035 d内围岩变形速率较快,3个部位的平均值分别为4.06、3.43和2.68 mm/d,由于将传统的大螺距等强螺纹钢锚杆改成了高强锚杆,增大了预应力,因此对比图 3中原支护监测结果,围岩变形速率仍然较低;35

28、52 d内,围岩变形速率明显放缓,3个部位的平均值仅 0.65、0.47、0.65 mm/d,分析可知,因初期支护后的第 30 d进行了“U”型钢架强力支护,围岩在强劲的支护反力作用下基本进入了低变形速率下的力学平衡阶段;52100 d内,围岩变形速率进一步降低,趋于停止,围岩变形特征亦不明显,表明围岩注浆加固承载圈已基本形成,巷道基本进入稳定阶段,刚柔耦合支护技术取得了较为理想的支护效果。5 结 论(1)对原支护条件下巷道围岩破坏情况、变形量进行了调查和监测,发现此类软岩巷道围岩变形图 10钻孔窥视仪探测结果Fig.10Detection results of drilling peep i

29、nstrument图 8刚柔耦合支护方案围岩变形量计算结果Fig.8Deformation calculation results of the rigid-flexible coupling support scheme图 9刚柔耦合支护方案围岩塑性区计算结果Fig.9Plastic zone distribution of the surrounding rock in the rigid-flexible coupling support scheme图 11围岩变形量监测结果Fig.11Deformation monitoring results of the surrounding

30、rock112破坏严重、变形量大,围岩松动范围大,继而从围岩特性、高地应力与原支护方案三个方面进行了破坏机制分析,认为深部软岩巷道不同于浅部巷道,需针对性的提出围岩稳定性控制方案。(2)基于对西翼胶带大巷的破坏机制研究结果发现,高地应力与围岩强度弱是引起围岩巷道变形的突出影响因素。因此,结合现代支护理念,提出了以高强预应力锚杆、注浆锚杆(锚索)和“U”型钢架为核心的高强度动态耦合支护方案。(3)现场应用效果监测结果显示,巷道顶板、两帮以及底板的位移量分别控制在 163、135、107 mm左右,松动破坏范围仅为原来的一半左右,取得了较为理想的支护效果。参考文献:1孟庆彬,韩立军,乔卫国,等.深

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48、nnels J.Journal of Lanzhou Jiaotong University,2014,33(4):179-182.(in Chinese)(本文编辑:苏泽云)(上接第 113页)13 高延法,王波,王军,等.深井软岩巷道钢管混凝土支护结构性能试验及应用 J.岩石力学与工程学报,2010,29(增 1):26042609.Gao Y F,Wang B,Wang J,et al.Test on structural and application of concretefilled stell tube support of deep mine and soft rock roa

49、dway J.Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2010,29(Sup1):26042609.(in Chinese)14 王连国,李明远,王学知.深部高应力极软岩巷道锚注支 护 技 术 研 究J.岩 石 力 学 与 工 程 学 报,2005,24(16):28892993.Wang L G,Li M Y,Wang X Z.Study on mechanisms and technology for bolting and grouting in special soft rock roways under high stressJ.Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2005,24(16):28892993.(in Chinese)15 康红普,王金华.煤巷锚杆支护理论与成套技术 M.北京:煤炭工业出版社,2010:120.Kang H P,Wang J H.Rock bolting theory and complete technology for coal roadwaysM.Beijing:Coal Industry Press,2010:120.(in Chinese)121

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