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層狀復合巖層巷道圍巖耦合變形機制及控制研究

2016-12-14 04:24:26楊雙鎖牛少卿
太原理工大學學報 2016年5期
關鍵詞:錨桿圍巖變形

王 輝,楊雙鎖,2,牛少卿

(1.太原理工大學 礦業工程學院,太原 030024;2.重慶大學 煤礦災害動力學與控制國家重點實驗室,重慶 400030)

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層狀復合巖層巷道圍巖耦合變形機制及控制研究

王 輝1,楊雙鎖1,2,牛少卿1

(1.太原理工大學 礦業工程學院,太原 030024;2.重慶大學 煤礦災害動力學與控制國家重點實驗室,重慶 400030)

以某煤礦+1070南回風巷為工程背景,采用數值模擬、理論分析、工業試驗等方法,分析了巷道圍巖的結構特點和力學性質,基于彈塑性理論和巷道圍巖的承載特征,提出了巷道圍巖變形的“復合雙梁”耦合作用模型。研究表明,層狀復合圍巖巷道的變形是一個耦合作用過程,巷道頂板的離層破壞會影響巷道兩幫載荷的分布,進而影響巷道底板的載荷分布;隨著頂板離層加劇,巷幫的壓力逐漸增大,底板變形的不協調性增強,進而使巷道底鼓加劇;反之,巷道兩幫和底板的破壞又會加劇頂板的離層失穩。最后,基于巷道圍巖的“復合雙梁”耦合作用機制和數值模擬研究結果,提出了相應的錨噴網聯合支護形式,經現場監測表明該方法對巷道圍巖變形的控制作用效果明顯。

復合圍巖;變形破壞機制;復合雙梁耦合作用;圍巖控制;聯合支護

復合巖層在含煤巖系中普遍存在[1-2]。由于復合巖層巷道圍巖各巖層力學性質的差異性,以及結構面對層間作用的弱化,將會使巷道圍巖物理力學性質被削弱,導致圍巖變形量增大,極大地增加了圍巖控制的難度[3-4]。目前,對于復合巖層巷道圍巖支護理論的研究主要是考慮巖層層面對頂板離層的作用,并利用彈塑性力學、巖石力學和材料力學的相關理論進行失穩判定,再結合工程實踐經驗獲得巷道支護參數[5-6]。針對復合巖層巷道的支護手段,主要強調對頂板離層的控制,主張采用高預應力、強力支護[7-8];對于特厚復合頂板則是以疊加拱承載體強度理論[9]、拱-梁耦合支護理論[10]、梯次支護作用理論等為理論指導的錨桿和錨索的耦合支護形式[11];對于破碎軟弱厚復合頂板,要強化圍巖的整體性,主要采用“注漿+錨噴網+錨索”聯合支護形式[12]。目前對于巷道圍巖變形破壞機制和控制的研究大多數是基于工程實踐的理論概述,并無相關的完整力學模型及推導,而且這些研究往往只是針對巷道圍巖某一部分的研究,對于巷道圍巖的整體變形機制缺乏明確的解釋。

筆者結合通洲集團安達煤業公司礦9+10#煤層+1070南回風大巷的層狀復合圍巖的實際地質情況,采用數值模擬計算、力學理論推導計算以及現場實踐相結合的方法,構建了巷道圍巖變形的耦合作用模型,揭示了巷道圍巖的變形機制;結合錨桿錨索耦合支護理論,得到了相應的圍巖控制手段。為類似地質情況巷道的圍巖控制提供了合理有效的依據。

1 數值模擬計算

1.1 地質概況

山西通洲集團安達煤業有限公司礦+1070南回風大巷位于太原組下段頂部的9+10#煤層,煤層傾角0~5°,平均為2°,為近水平煤層,煤層厚度0.36~3.52 m,平均厚度1.94 m。巷道沿煤層底板掘進,巷道埋深為320 m,寬4.70 m,高2.70 m;直接頂為石灰巖和泥巖的多軟弱夾層的復合結構,節理裂隙發育,老頂為堅硬的細粒砂巖和石灰巖;直接底板為泥巖和粉砂巖,且泥巖占的比例較大,老底為較堅硬的粉砂巖。

1.2 數值模型建立及運算參數設定

為分析巷道圍巖受力及變形過程,采用有限差分法軟件FLAC3D對巷道無支護下變形破壞進行數值模擬。依據巷道頂底板的實測資料,建立如圖1所示的數值計算模型,模型尺寸(長×寬×高)為:20 m×3 m×25 m;共分有37 800個單元,44 472個節點。

圖1 數值計算模型Fig.1 Numerical calculation model

模型側面限制水平移動,底部固定;模型上表面為應力邊界,施加的荷載為10 MPa;模擬上覆巖體的自重,側壓系數取1.2,載荷大小為12 MPa;本構模型選用Mohr-Coulomb強度準則。煤巖層巖石力學參數取值如表1所示。

表1 數值模擬模型巖層物理力學參數

1.3 模擬結果及分析

1.3.1 巷道圍巖變形的動態特性

圖2(a)為巷道頂板中部垂直位移的時間曲線(動態步)圖;圖2(b)為巷道兩幫隨頂板變形的垂直位移動態圖;圖2(c)為巷道底板不同區域隨巷幫變形的垂直位移動態圖。

圖2 巷道圍巖位移關系曲線Fig.2 Relationship curves of displacement of roadway surrounding rock

由圖2(a)可以看出,隨著應力加載時間的不斷推移,巷道頂板巖層下沉量極速增大,大約加載到4 000步時,頂板巖層的下沉量達到最大,之后出現小幅回落,最后逐漸趨于穩定。同時,各巖層間出現離層,尤其是在軟弱夾層處最嚴重。圖2(b)中l為兩幫測點距巷幫表面的距離,由圖可以看出,巷道兩幫的下沉量隨頂板下沉量增大而呈正比例關系;隨著頂板下沉,巷幫表面的垂直位移逐漸小于內部圍巖的位移,且位移相差并不大,這是由于表層圍巖破壞出現卸載,應力向巷幫內部轉移的結果。圖2(c)中b為底板測點距巷道中心的水平距離,由圖可以看出,隨巷幫的下沉,巷道底板各部分巖層均出現下沉,其下沉速度逐漸減小,并且也有回彈現象;同時越靠近巷道中心的測點,下沉量越小,基本保持穩定;而遠離巷道中心處下沉量較大,近似為正比例關系,說明該處巷道圍巖較完整。

1.3.2 垂直應力分布與分析

圖3為巷道垂直應力分布云圖。由圖可以看出,巷道頂底板的表層一定范圍垂直應力較小,巷道兩幫的表層垂直應力也顯著降低;但是,在距巷幫約1.8 m以外出現垂直應力集中區,同時在軟弱夾層處垂直應力分布不均,出現應力等值線轉折。

圖3 垂直應力分布云圖Fig.3 Distribution contour chart of vertical stress

巷道開挖使原巖應力重新分布,巷道圍巖由三向應力狀態變為雙向應力狀態或單向應力狀態,巷道圍巖的強度和剛度顯著降低,在水平應力和垂直應力的共同作用下巷道圍巖集聚大量的彈性勢能。當能量積聚到一定限度時,巷道的直接頂、直接底以及兩幫巖層向巷道空間移動;當變形達到一定的限度后,巷道圍巖發生斷裂破壞,彈性勢能得到釋放,巷道表層的巖層垂直應力顯著降低,尤其是巷道頂、底板巖層最為明顯。而頂板軟弱夾層的存在使巷道頂板巖層發生不協調變形,進而導致破壞范圍增大。對于巷道兩幫,其承受巷道頂板轉移的較大應力,在高應力作用下巷幫巖層發生剪切破壞,其破壞寬度可由a=h×cotθ式求得(式中,h為巷道高度,θ為巷幫巖層的剪切破壞角)。由上述巷道和巖層的已知參數可求得破壞寬度約為1.77 m,這與數值模擬的結果基本吻合。

1.3.3 巷道塑性區分布及分析

圖4為巷道的塑性區分布圖。由圖4可知,巷道的塑性區主要集中在巷道表層圍巖及頂板的軟弱夾層處,且巷道兩幫和頂板的塑性破壞區分布范圍較廣;但底板的塑性破壞區分布范圍較小。從塑性區的破壞性質分析可以看出,巷道兩幫只有剪切塑性破壞,頂底角處也發生剪切塑性破壞;而巷道頂板的中部以及軟弱夾層處發生拉伸破壞,巷道底板相對較完整。

圖4 塑性區分布圖Fig.4 Distribution of plastic zones

巷道圍巖之所以出現上述的塑性區分布特征,主要是由于巷道開挖導致應力的轉移,巷道頂底板的頂底角處形成壓應力集中區[13];并且該處圍巖應力狀態發生改變,巖石的抗壓和抗剪強度被極大削弱,在高應力作用下發生剪切塑性破壞。對于巷道頂板,其破壞主要是由于頂板離層造成的,層狀復合頂板通常含較多軟弱夾層,其層間作用較弱,很容易發生離層形成疊加梁結構;而這些巖梁結構剛度較低,在水平載荷和垂直載荷的共同作用下發生撓曲變形,進而產生拉伸破壞。對于巷道兩幫,由于其承受很大的轉移荷載,在高應力作用下巷幫巖層產生塑形剪切破壞而發生片幫。對于巷道底板,其將一直承載上部巖層傳遞的荷載;但巷道底板各部分承受的荷載差距較大,兩幫處明顯大于巷道中心處,致使底板下沉不協調,進而造成底板兩底角發生剪切破壞。

2 巷道圍巖變形的力學分析

2.1 力學模型的建立

由上述分析可知,層狀復合巖層巷道的頂板、底板和兩幫是一個相互作用的整體。結合巷道圍巖的變形破壞特征,可以建立以下的力學模型,如圖5所示。

圖5 巷道圍巖整體變形力學模型Fig.5 Mechanical model of global deformation of surrounding rock

巷道的直接頂板可視為縱橫彎曲組合梁結構,巷道兩幫和底板可視為復合彈性地基梁結構,該巷道圍巖組合結構主要受鉛垂均布載荷q和水平線性荷載p的作用。圖中a為巷道兩幫的破壞范圍,b為巷道寬度。

2.2 力學結構失穩的機理

2.2.1 巷道頂板的失穩

對于巷道頂板,其失穩主要是由于頂板巖層離層造成的,可由離層的載荷條件和變形條件判斷其離層狀態。若考慮直接頂有n層巖層,則其離層條件有以下兩點。

1) 載荷條件:

(1)

式中:(qn)i為n層巖層對第i層巖層影響時作用的載荷,可由關鍵層理論求得[14],

(2)

hi,γi,Ei(i=1,2,…,n)分別為各巖層的厚度、體積力和彈性模量。

2) 變形條件:

(3)

由兩端固支梁模型可知,受均布荷載作用下,由固支梁的性質可知梁的兩端截面所受的切應力和正應力均最大,分別為:

(4)

由于軟弱夾層的存在,削弱了頂板巖層的完整性,致使巖梁兩端截面所受正應力和剪應力均較高,當達到巖梁的抗拉強度或者是抗剪強度時,巖梁兩端發生拉伸破壞或者剪切破壞而斷裂;進而由巖梁的結構和受力特征,可視其為縱橫彎曲梁結構。

由縱橫彎曲梁理論知,梁撓度最大的部位是梁的中部,且其最大撓度為[15],

(5)

(6)

2.2.2 巷道兩幫的失穩

在巷道圍巖的整個大空間范圍內,可將巷道頂板的荷載視為全部作用于頂板的主關鍵層巖梁上;而巷道兩幫及巷道空間可視為巖性不一致的較薄墊層,巷道直接底板可視為范圍有限的彈性層狀基礎。假設,墊層和層狀基礎都滿足Winkler地基假設,則巖梁所受的地基支撐反力p′與巖梁的下沉量(即撓度)w成正比[15],即

(7)

由于巖梁所受的地基支撐反力與地基所受的壓力是一對作用力與反作用力,而對于q′關鍵是求出巖梁的下沉量w。由巷道直接頂所受載荷形式以及結合局部彈性地基梁理論,該模型的地基梁應該選取無限長梁結構,即a→∞;并且該作用荷載的分布并不是呈線性關系。由于本文主要是研究兩幫破壞區的變形和受力,為簡化問題可將破壞區以外視為變形很小或不變形,則可選取巷幫承載體的長度a為一有限值,可由上述a=h×cotθ式求得。由于巷道兩幫具有對稱性,因此可以選取一幫為研究對象,巷道兩幫的彈性地基梁模型如圖6所示,巷幫破壞區與非破壞區界面處取為固定約束,而靠近巷道空間處為自由端。

圖6 巷幫彈性地基梁力學模型Fig.6 Mechanical model of timoshenko bean of sidewall

(8)

(9)

由圖6可知,上述問題的邊界條件為,

當x=a時:

當x=0時:

將上述初始條件代入可求得:M0=0,Q0=0,y0=0,θ0=0,則可求得其撓度方程為:

(10)

將(10)式代入(7)式可知煤幫所受載荷為:

(11)

再將各未知變量和參數代入,得

(12)

最后可得,

(13)

由雙曲函數的性質可知,ch(x)在第一象限內單調遞增,則由式(13)可知煤幫所受壓力在x方向呈負比例周期變化,且振幅隨x增大而增大,但煤幫壓力逐漸減小;同時振幅隨h增大而減小,但煤幫壓力卻逐漸增大。

(14)

則巷幫所受側向壓力為:

(15)

2.2.3 底板的變形失穩

圖7 巷道底板力學模型及變形形式Fig.7 Mechanical model and deformation form of floor

對于巷道底板,主要研究兩幫破壞范圍內的變形特征,則可以建立圖7(a)所示的彈性地基梁模型。由于巷道幾何形狀和受力狀況都具有對稱性,因此巷道底板的變形也具有對稱性,從而可以選取巷道的一邊為研究對象,則由彈性地基梁理論可得底板的載荷段的撓度修正項為:

(16)

式中:Ed,Id分別為直接底板的彈性模量和慣性矩。

(17)

其中:

(18)

上述(17)(18)式中:

(19)

由式(15)可以看出,巷道底板不同區域的下沉變形不是均勻同步的,其變形形式如圖7(b)所示。巷道兩幫破壞區范圍內的底板下沉量較大,而巷道空間范圍內下沉量較小。

2.3 巷道圍巖失穩的耦合機理

若以底板的變形破壞為依據,則由上述分析可建立以下的關系式:

(20)

式中:Δy為巷道底板變形的相對位移差,可由式(16)求得;f(tf)為底板的狀態函數,可由式(17)求得,tf為底板的狀態參量;g(tw)為兩幫的狀態函數,可由式(13)求得,tw為兩幫的狀態參量;h(tr)為頂板的狀態函數;q,p,h,E,b,a,C,k,φ均為頂板的狀態參量。

綜上所述,巷道圍巖的變形失穩是一個整體耦合作用的過程,對于上述的本構力學模型我們可以定義其為“復合雙梁”耦合模型,即“頂板縱橫彎曲梁——幫、底復合彈性地基梁”作用模型。

3 圍巖控制原理及支護

3.1 巷道圍巖控制原理

由以上分析可以看出,要對巷道圍巖的穩定性進行控制應該注重支護體的整體性、協調性、可變形性、密閉性、多層次性。具體地說,首先應該充分利用巷道圍巖本身這個最主要的承載結構;其次,巷道圍巖的控制要從巷道圍巖整體出發,使圍巖各部分的支護相互協調;再其次,要考慮支護結構有一定的讓壓能力,以保證支護體在發揮作用前不被壓壞;同時由于該類巷道圍巖一般較破碎,應該對其圍巖表層進行密閉施工;最后,考慮到該類巷道頂板軟弱層較厚,若只對表層圍巖加固很難使頂板保持穩定,因此應該結合鋼筋網、混凝土、錨桿和錨索的支護效應,分層次、多梯度對頂板進行支護。

3.2 巷道圍巖支護技術設計

基于上述的巷道圍巖的耦合作用分析,并結合+1070水平南軌道大巷的支護設計,對于+1070水平南回風大巷的支護設計如下,巷道支護斷面圖如圖8所示。

圖8 巷道支護斷面圖(mm)Fig.8 Roadway support section

1) 頂板支護。巷道頂板采用錨網噴聯合支護。頂板錨桿的規格:最小長度2.4 m,直徑18 mm;支護參數:錨桿間距0.9 m,排距1.0 m,每排設置錨桿6根,錨桿設計錨固力為80 kN,預緊力為50 kN(扭矩不低于200 N·m),最小錨固長度0.9 m;每根錨桿使用CK2335、K2360樹脂錨固劑各一支。同時頂板靠近兩幫的錨桿(即頂角處)向兩幫傾斜約20°。

頂板錨索的規格:最小長度為6.0 m,直徑為15.24 mm;支護參數:錨索間距1.8 m,排距3.0 m,每排設置錨索2根,錨索設計錨固力150 kN,預緊力100 kN,最小錨固長度0.9 m,每根錨索使用CK2335樹脂錨固劑一支,K2360樹脂錨固劑兩支。

噴漿厚度為100 mm,噴射混凝土強度為C25;網片選用?6 mm的鋼筋網,網格間距為100 mm×100 mm。

2) 兩幫支護。兩幫同樣采用錨網噴聯合支護。兩幫錨桿規格:最小長度1.8 m,直徑18 mm;支護參數:錨桿間距1.1 m,排距1.0 m,每排設置錨桿3根,錨索設計錨固力50 kN,預緊力30 kN(扭矩不低于200 Nm),最小錨固長度0.6 m,每根錨桿使用K2360樹脂錨固劑一支。同時,兩幫靠近頂、底板的錨桿(即頂、底角處)分別向頂、底板傾斜約20°。

噴漿厚度為100 mm,噴射混凝土強度為C25;網片選用?6 mm的鋼筋網,網格間距為100 mm×100 mm。

3) 底板管理?;仫L大巷一般不對底板進行支護,但是應該注意對巷道底板施工質量的監控,做到盡量使巷道底板平整,對于某些如斷層和破碎帶等的特殊地質條件,可采用噴漿、打底錨桿等的處理方法。

3.3 應用效果

3.3.1 數值模擬效果

如圖9(a)所示為巷道支護后的垂直應力分布圖。對比圖3巷道支護前的垂直應力分布可以看出,采用該支護方案后,巷道圍巖表層的低應力區明顯縮小,且兩幫圍巖深處的垂直應力集中區的集中應力也明顯減小,同時頂板的應力等值線也較之前平滑。再結合圖4和圖9(b)巷道支護前后的塑性區分布圖可以看出,采用本研究方法支護后,巷道圍巖的塑性破壞區的范圍顯著減小,尤其是巷幫和頂板的變化最為明顯。

通過數值模擬巷道支護前后的結果可以看出,采用本研究方法支護后,巷道圍巖表層的破壞區范圍顯著縮小,兩幫的應力集中得到較大的緩解,同時頂板的離層得到了較好的控制。

圖9 應用效果Fig.9 Application effect

3.3.2 現場監測效果

+1070南回風大巷采用本巷道支護方案后,通過對該巷道的圍巖的監測發現,巷道的頂底板移近量、巷道兩幫收斂量都有明顯的減弱。巷道在掘進30 d后,巷道頂底板移近量維持在25 mm左右,并逐漸趨于平穩;兩幫收斂量維持在15 mm左右,也逐漸趨于平穩。同時,通過對巷道表面的觀察發現,巷道表層圍巖一直處于較完整狀態,并未出現網兜、混凝土噴層脫落、金屬網撕裂、錨桿錨索拉斷等的現象。

綜上所述,多軟弱夾層頂底板巷道的圍巖得到了有效的控制,同時也說明了巷道圍巖“復合雙梁”耦合作用模型的合理性。

4 結論

1) 多軟弱夾層復合頂底板巷道圍巖的破壞具明顯的大變形特征,在頂底板軟弱夾層的削弱下,巷道頂板下沉量大、片幫嚴重,同時有底鼓隱患。

2) 巷道頂板、底板和兩幫的變形破壞具有明顯的耦合作用特征。頂板的破壞失穩會增大兩幫所受荷載,使巷幫下沉量和破壞范圍增大;巷幫的破壞又增大了巷道底板變形量,使底板不同區域的位移差加大,巷道底鼓加劇;同時巷道兩幫和地板的變形破壞又會削弱頂板的穩定性。

3) 基于巷道圍巖的變形特征建立了“復合雙梁”耦合作用模型,并通過力學分析解釋其耦合作用機理。

4) 根據“復合雙梁”耦合作用模型,并針對安達煤業+1070南回風大巷的實際工程地質背景,提出合理的支護方案。結合工程實踐和數值模擬的結果表明,該技術對巷道圍巖控制作用明顯。

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(編輯:龐富祥)

Research on Surrounding Rock Coupling Deformation Mechanism of Roadway with Layered Compound Strata and Its Control Technology

WANG Hui1,YANG Shuangsuo1,2,NIU Shaoqing1

(1.College of Mining Engineering,Taiyuan University of Technology,Taiyuan,Shanxi 030024,China;2.StateKeyLaboratoryofCoalMineDisasterDynamicsandControl,ChongqingUniversity,Chongqing400030,China)

On the basis of the real engineering background of+1070 southern return airway of Anda Mine of Tongzhou Group,the numerical calculation,theoretical analysis and industrial test were performed,and the structural form and mechanical properties of surrounding rock of roadway were analyzed.The coupled model with compound Timoshenko beam and elastic foundation beam was established on the basis of elastic-plastic theory and bearing form of surrounding rock. The results show that the surrounding rock deformation is a coupling process,the roof separation leads to the differences in working slope loading distribution,and in the load distribution of floor. As the aggravation of roof separation,the bearing pressure of sidewall increases gradually. Meanwhile,the deformation incompatibility of floor is remarkably enhanced,which results in the aggravation of floor heave.On the other hand,the stability of roof is decreased with the deformation of sidewall and floor.Finally,the technology of anchoring and shotcreting net combined supporting based on the coupled model was put forward to control the deformation of surrounding rocks of roadway effectively. And it has been applied to engineering practice successfully.

compound surrounding rock;deformation failure mechanism;coupling action;surrounding rock controlling;combined support

1007-9432(2016)05-0605-08

2016-02-03

國家自然科學基金資助項目:涵蓋峰后大變形過程的巷道圍巖與支護平衡規律及控制機理研究(51274145);重慶大學煤礦災害動力學與控制國家重點實驗室訪問學者基金資助項目

王輝(1992-),男,云南曲靖人,碩士生,主要從事礦山壓力與巷道支護研究,(E-mail)1046256239@qq.com

牛少卿,博士,主要從事采場礦壓控制研究,(E-mail)shaoqingniu@qq.com

TD 322

A

10.16355/j.cnki.issn1007-9432tyut.2016.05.009

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