1、1602023 年第 10 期收稿日期 2023-03-16作者简介 郑宗儒(1985),男,辽宁本溪人,2010 年毕业于辽宁工程技术大学矿物资源工程专业,本科,工程师,现于国能宁煤公司枣泉煤矿生产技术部工作。大埋深巷道围岩控制相似材料模拟研究郑宗儒1 刘会会2 刘军峰2(1.国家能源集团宁夏煤业公司,宁夏 灵武 750410;2.陕西开拓建筑科技有限公司,陕西 西安 710054)摘 要 为研究大埋深巷道支护对围岩变形的影响,以宁东矿区枣泉矿 130203 工作面回采巷道为例,通过相似材料模拟试验,动态再现了围岩变形破坏过程,分析锚固体对围岩变形的影响,得到了随加载步数增加巷道围岩位移场分
2、布演化、围岩垂直位移变化分布规律。试验结果表明:巷道的最大垂直位移主要集中在直接顶板,最大水平位移发生在左帮;双锚索对于顶板变形能起到较好控制作用。关键词 巷道;变形;模拟;规律中图分类号 TD322 文献标识码 B doi:10.3969/j.issn.1005-2801.2023.10.036Simulation Study on Similar Materials for Controlling Surrounding Rock in Large Buried Deep RoadwayZheng Zongru1 Liu Huihui2 Liu Junfeng2(1.National En
3、ergy Group Ningxia Coal Industry Company,Ningxia Lingwu 750410;2.Shaanxi Development Construction Science and Technology Co.,Ltd.,Shaanxi Xian 710054)Abstract:To study the influence of large buried deep roadway support on the deformation of surrounding rock,taking the 130203 working face of Zaoquan
4、Mine in Ningdong Mining Area as an example,the deformation and failure process of surrounding rock is dynamically reproduced through similar material simulation tests.The influence of anchor solids on the deformation of surrounding rock is analyzed,and the roadway surround rock distribution evolutio
5、n of displacement field and surrounding rock vertical displacement change distribution law are obtained as the loading steps increased.The experimental results show that the maximum vertical displacement of the roadway is mainly concentrated in the direct roof,and the maximum horizontal displacement
6、 occurs on the left side;Double anchor cables can effectively control the deformation of the roof.Key words:roadway;deformation;simulation;law郑宗儒等:大埋深巷道围岩控制相似材料模拟研究随着煤矿开采深度加大,巷道围岩条件复杂,矿山压力显现明显,大埋深巷道支护难度加大1-2。针对深部巷道支护问题,张杰3等通过数值模拟对比了不同支护方式的效果,得出“拱-梁”结构模型能有效控制巷道围岩变形。白文斌4等通过现场实测和室内实验等手段分析出了埋深大、应力高、围岩强度
7、低、节理裂隙发育是引起大埋深巷道变形破坏的主要原因。李蕾5等提出高强度、高预紧力锚杆锚索支护能够增强巷道表面围岩初撑力,从而有效地防止顶板围岩从固支梁结构到铰支梁结构的转变。段振荣6通过模拟对比不同方案得出,采用“锚杆索+卸压孔”联合支护技术能够有效控制大埋深特厚复合顶板回采巷道的围岩变形。董抗抗7研究了大埋深与软弱泥岩环境下的巷道,得出顶板“锚网索+U 型钢棚+注浆”支护、底板“锚网带+注浆锚索”加固可有效控制巷道变形,满足正常生产需求。在他人的研究基础上,以枣泉矿 130203 工作面运输巷为工程背景,采用相似材料模拟分析现有支护方案的支护效果和不足,为类似条件巷道支护提供借鉴与参考。1
8、概况130203 工作面顺槽巷道位于 2 煤层,煤厚8.28.7 m,距煤层直接底板 1.3 m 处含一层 0.05 m左右夹矸,距煤层直接底板 3.9 m 处含一层 0.2 m1612023 年第 10 期郑宗儒等:大埋深巷道围岩控制相似材料模拟研究左右夹矸,两层夹矸均广泛分布,厚度不稳定。顺槽巷道断面为矩形,掘进宽 5300 mm、高 3950 mm,采用“锚杆+网+锚索”联合支护。顶部采用 21.98 mm4300 mm(119 股)和 21.98 mm8300 mm 的预应力锚索,预紧力为 200 kN,间排距为 800 mm900 mm;帮部采用 20#-M22-2000 号左旋无纵
9、筋螺纹钢锚杆,抗拉拔力 50 kN,间排距为 900 mm900mm;顶部挂 6.5 mm 圆钢焊接的钢筋网(网孔尺寸为 100 mm100 mm)。2 相似材料选取及模型搭建2.1 实验装置本次相似模拟采用西安科技大学矿井水害防治研究所 MK-10T 型采矿工程物理模拟实验系统,该装置由模型主体、伺服控制系统、数据采集系统几部分组成。最大模型尺寸为长 宽 高=50 cm20 cm1000 cm。2.2 计算参数相似模拟实验采用物理力学参数见表 1。表 1 工作面计算采用的煤岩物理力学参数表顶板分类岩性层厚/m密度/(kg/m)泊松比弹性模量/GPa抗拉强度/MPa抗压强度/MPa内聚力/MP
10、a内摩擦角/()配比/河沙:石膏:大白粉基本顶细粒砂岩30.7424900.231.0361.1016.601.9128.55/直接顶泥岩7.7026100.240.7510.9225.081.5029.358:8:2煤8.5013000.231.0070.8010.641.2026.786:7:3直接底泥岩9.1026100.240.7510.7325.081.5029.358:8:2基本底细粒砂岩8.7024900.231.0360.7016.601.9128.55/2.3 模型制作按照实际工况将模型几何相似比、运动相似比、动力相似比和应力相似比分别取为:41.7、6.46、1.38和 5
11、7.5。模拟巷道掘出以后,根据相似比采用弹性模量最接近的铝合金丝模拟锚索,铝丝代替锚杆,圆形垫片代替托盘,模拟锚杆支护采用机械钻孔,模拟锚固剂为质量比 1:1 的水膏浆,模拟钢丝绳网为细钢丝网。锚网索支护如图 1。图 1 巷道支护模型图(mm)考虑边界效应,取巷道断面高、宽 3 倍作为巷道受力影响范围,巷道埋深约 600 m,最大主应力19.51 MPa、倾角-7.3、方位角 151.6,最小主应力 12.53 MPa、倾角-32.2、方位角 248.3。结合实际情况,将地应力转换为垂直模型水平应力4.6 MPa 和垂直应力 15.4 MPa。加载方式采用从零开始的应力加载方式,应力加载量为
12、0.1 kPa。3 实验结果及分析3.1 围岩整体位移变化分布特征以下对不同加载步下位移变化情况进行分析。图 2 为模型加载至 311.1 kPa(1.23P)、478.7 kPa(1.79P)、562.4 kPa(2.10P)时的应力云图。(a)加载至 311.1 kPa(b)加载至 478.7 kPa1622023 年第 10 期(c)加载至 562.4 kPa图 2 不同加载步下位移云图1)随着顶板的逐级加载,巷道的整体位移量逐渐增加,两帮受到帮锚杆的约束作用,整体向内部收敛变形;巷道顶板整体略微下沉,竖直方向最大位移量发生在直接顶板,水平方向最大位移量发生在左帮部。由模型加载到 311
13、.1 kPa(1.23P)时的应力云图可以看出:巷道顶板竖直方向最大位移量由直接顶板向短锚索内部转移,由于帮部锚杆支护长度 2 m,帮部呈半圆弧形态,帮部支护仍然起到较好的作用。2)通过模型顶部加载到 478.7 kPa(1.79P)时的应力云图可以看出:底板岩梁由于没有任何支护,将逐渐受拉破坏,直接底板 2 mm 范围内岩梁逐渐断裂,底板隆起变形向深部转移;直接底板隆起量达到 4.462 mm,巷道内底板隆起量已达到 14 mm;此时图像上可以直观看出巷道底板受到水平挤压力作用迫使巷道底板发生隆起变形,底板处于滑移变形状态。3)通过加载到 562.4 kPa(2.10P)时的应力云图可以看出
14、:顶板沉降量达到 25.762 mm,下沉较明显,此时巷道顶板、直接顶板变形破坏向深部岩层转移,顶板仍然处于稳定状态,顶板的双锚索支护效果较好,巷道内底板已发生严重的底鼓,变形量超过 1 m;此时帮部收敛分别达到 16.165 mm 和11.146 mm,帮部锚杆之所以没有发生拉断,就是因为锚杆与帮部围岩整体发生变形,较大地压使得巷道底板不断隆起破坏。总体来看,巷道顶板采用双锚索支护形式起到了很好支护作用,可以有效控制顶板的沉降,但由于帮部煤体强度并不高,锚杆支护范围内岩体整体向巷道内部收敛变形,若想控制帮顶变形,唯有延长锚杆的长度或采用帮锚索支护方式,另外巷道底板底鼓主要受到较大的地压作用使
15、得帮两侧岩体挤压底板向巷道空间内挤压导致。3.2 围岩垂直位移变化分布规律图 3 为加载下的巷道围岩垂直位移变化曲线图,图中以巷道底板中线作为坐标零点,向上(右)为正、向下(左)为负。通过对距离巷道底板不同高度位置的垂直位移量变化情况进行分析,可以得出:1)由图 3(a)可以看出,当距离巷道底板208.3 mm,即距离巷道顶板 113.5 mm(相当于实际4.73 m)时,该范围正好位于巷道顶板 4.3 m 短锚索和 8.3 m 长锚索之间。该位置岩层变形呈现整体下沉趋势明显,岩层受到长锚索张拉拖拽作用效果较好。(a)距巷道底板 208.3 mm (b)距巷道底板 184.8 mm(c)距巷道
16、底板 137.9 mm 1632023 年第 10 期郑宗儒等:大埋深巷道围岩控制相似材料模拟研究(d)距巷道底板 114.4 mm(e)距巷道底板-26.4 mm(f)距巷道底板-49.9 mm图 3 不同加载力下巷道围岩垂直位移变化分布规律图2)由图 3(b)可知,距巷道底板 184.8 mm,即实际距离巷道顶板 3.75 m 时,该范围位于巷道顶板双锚索支护范围。相比 208.3 mm 位置而言,顶板岩层有向巷道内部变形的趋势,整体变形可控,但顶板支护范围内的围岩与四周围岩变形仍存在一定的过渡空间,表明巷道顶板变形没有发生切落的趋势,围岩受到顶板较大的压力作用,双锚索对于顶板变形起到较好
17、控制作用,可与周边围岩协同变形。3)从图 3(c)可知,当距离巷道底板 137.9 mm,即实际距离巷道顶板 1.77 m 时,曲线随加载出现了明显的拐点。这可能使巷道顶板会出现“网兜”现象,巷道顶板下沉且向巷道内部变形,受到顶板锚索托盘和锁具支护作用,顶板发生冒顶的风险较小,但需要对锚索的受力变形进行监测,防止冒顶事故发生。4)由图 3(d)可知,当距离巷道底板 114.4 mm,随着加载的不断进行,巷道帮部曲线由平滑曲线逐渐转向折线。折断位置位于巷道帮部 49.4 mm,而帮锚杆支护长度为 47.9 mm,这表明对于四周无开采的正常地压而言,巷道帮部 2.0 m 锚杆长度是可以起到较好支护
18、作用的。随着加载步的加载,曲线开始出现折线拐点,此时相当于正常地压的1.23倍。随着加载的进行,帮部破坏右锚杆锚固段向深部岩层转移,帮部折断延伸至距帮 71.4 mm 位置,相当于实际 2.97 m。此时地压相当于正常地压的 2.1倍,即周边开采扰动下矿山压力增加至 2.1 倍时,帮部锚杆有效锚固长度至少要达到 3.0 m 方可较好地控制帮部收敛变形。此时可改用 3.5 m 的帮锚索进行加固。5)由图 3(e)和图 3(f)可知,在距离巷道底板-26.4 mm(相当于实际深度 1.1 m)处,底板岩层仍发生了较大的底鼓变形,而距离巷道底板49.9 mm(相当于实际2.08 m),这种变形逐渐减
19、小,意味着底板滑移破坏已延伸至距巷道底板 2 m 深的位置。若采用底板反锚杆(索)加固底板,加固深度至少在 2.5 m 方可奏效。3.3 围岩塑性破坏区发育规律加载下的巷道围岩塑性破坏如图 4。随着模型顶板加载压力的逐级加大,围岩顶板发生拉压破坏,围岩两帮及下方受垂直应力影响发生剪切破坏,形成一定范围破坏带,底板形成滑移破坏趋势。巷道围岩从巷道顶角开始发生,逐渐向巷道两帮发生转移。1)由图可以看出当模型顶板从 0 kPa 加载至311.1 kPa 时,Von Mises Strain 值先从巷道顶角开始发生,由于帮锚杆的作用变形破坏主要沿着锚杆锚固段边缘开始。此时巷道底脚两侧也开始出现滑移破坏
20、趋势,但巷道总体变形不明显。2)当模型顶板加载至 382.9 kPa 时,此时巷道顶角和两帮 Von Mises Strain 值不断增大,巷道顶板逐渐下沉、帮部收敛,而底板也开始出现肉眼可见的宏观底鼓现象。从图像上可见,底板出现滑动面越发明显。3)当模型顶部加载到 418.8 kPa 时,巷道顶板除了发生下沉外,两侧出现拉剪破坏,而巷道顶部1642023 年第 10 期并没有明显的破坏趋势。这主要还是受双锚索支护作用的影响,此时巷道两帮进一步发生剪切破坏,破坏深度虽未加深,但巷道两帮已出现明显的圆弧状剪切破坏面,破坏主要沿圆弧面滑动,且巷道围岩下帮两脚底也有明显的剪切破坏持续发生,并迫使巷道
21、直接底板泥岩层向巷道内隆起。4)当模型顶板加载至 562.4 kPa 时,围岩顶板破坏形式与前面加载相比并未出现明显变化,仅顶板下沉量随加载步进行不断增加。而对于巷道两侧围岩而言,加载步的增加使得帮部向巷道内部收敛加剧,帮部围岩并未有明显的向两侧岩体加深的趋势,底板岩体破坏也主要是沿滑动面滑动。总体来看,在巷道顶板双锚索的支护作用下,顶板岩体内并没有出现明显的破坏,而顶板破坏主要发生在巷道两侧顶角,这与图 3 中出现曲线折线相对应。建议巷道顶板短锚索施工除中间两根外,均与水平方向呈 75。巷道帮部变形主要发生在锚杆锚固段,说明在地压增加至正常地压2.1倍期间,巷道围岩帮锚杆长度较短,不足以约束
22、帮部圆弧滑动面,建议将帮 2.0 m 长的锚杆换成 3.5 m 锚索。另外,随着加载步的增加,底板岩体受到两帮压力作用逐渐出现滑动破坏,破坏深度延伸至底板下 2 m 深度。对于短期使用的回采巷道而言,起底是不可避免的,若是采区、盘区大巷,可对底板进行加固,采用加固锚杆(索)长度不小于 2.5 m,从而增强围岩体的稳定性。(a)加载压力 311.1 kPa (b)加载压力 382.9 kPa(c)加载压力 418.8 kPa (d)加载压力 562.4 kPa图 4 加载下巷道围岩塑性破坏区演化规律 4 结论1)随着模型不断加载,巷道的最大垂直位移主要集中在直接顶板,最大水平位移发生在左帮。2)
23、双锚索对于顶板变形有较好控制作用,可与周边围岩协同变形;帮部锚杆加固需进一步优化。3)底板岩层距离巷道 1.1 m 处发生较大底鼓变形,超过 2.0 m 后变形逐渐减小,因此底板加固深度至少在 2.5 m 方可奏效。【参考文献】1 王富林.深部复杂岩层巷道围岩控制与支护技术研究现状与实践 J.西部探矿工程,2014,26(05):171-173.2 康红普,张晓,王东攀,等.无煤柱开采围岩控制技术及应用 J.煤炭学报,2022,47(01):16-44.3 张杰,种阳,黄克军,等.大埋深采准巷道围岩拱梁支护结构研究J.煤炭技术,2021,40(01):24-27.4 白文斌.新元矿大埋深软岩巷道变形机理及控制技术 J.煤,2022,31(05):57-59.5 李蕾,张东峰.大埋深软岩巷道梁结构破坏与支护研究 J.煤炭技术,2017,36(06):83-85.6 段振荣.大埋深高地应力煤巷卸压支护技术数值模拟研究 J.山西煤炭,2018,38(02):12-16.7 董抗抗.大埋深软弱泥岩巷道支护方式应用研究J.能源与环保,2019,41(03):179-182.