摘要:针对锦界煤矿软岩巷道群围岩变形破坏严重、支护构件易失效等问题,采用现场实测、室内试验、理论分析与数值模拟等方法,分析了软岩巷道群变形破坏的原因,研究了巷道群开挖过程中围岩应力演化规律,提出了分区支护的围岩控制技术。结果表明:(1)31403中转排水措施巷顶板泥岩中,黏土类矿物平均含量均超过了50%,因此遇水极易崩解。(2)软岩巷道群围岩发生变形破坏的原因为顶板岩体力学强度低+水的侵蚀作用+掘进扰动影响下极限平衡拱叠加导致的应力集中。(3)巷道群开挖过程中,相邻巷道顶板拱形卸荷区发生叠加,其中越靠近掘进区域中部,煤柱上的应力集中面积更大,应力数值可达14~18 MPa。(4)软岩巷道群的分区支护围岩控制技术具体为稳定区域采用圆钢锚杆+冷拔丝网片+锚索的基本支护方式,不稳定区域采用圆钢锚杆+双层网片+锚索+W钢带。现场监测发现,采用分区支护技术后,巷道顶板总离层量最大为40 mm,围岩稳定性较好。
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近年来,随着我国煤矿机械设备自动化、智能化程度的不断提高,矿井的开采强度不断增大[1-5]。为了满足矿井运输、通风和排水等需要,经常需要掘进巷道群来满足矿井高产高效的需要[6-9]。尤其是软岩巷道群,从掘进至服务结束期间,巷道服务期限长,应力环境复杂多变,极易出现冒顶、底鼓和煤柱失稳垮塌及支护构件失效等情况,严重威胁矿井安全生产[10-12]。
目前,国内外学者对软岩巷道群围岩控制技术进行了一系列研究。朱朋彬[13]通过分析巷道群的应力场和位移场分布规律,确定了巷道布置的最优位置,并确定了锚杆(索)+二次支护+全断面注浆的合理补强方案。孟庆彬[14]通过理论分析和数值模拟研究认为,巷道群采用交错布设的方式,可减少后掘巷道对先掘巷道的扰动。
本文以锦界煤矿四盘区中转排水措施巷为研究对象,从巷道群围岩变形破坏入手,综合采用现场调研、实验室力学测试、理论分析及数值模拟等方法,通过对巷道群矿压显现及应力分布特征等进行分析,揭示了软岩巷道群围岩破坏机理,确定了巷道的合理布置方式及围岩控制体系。对类似条件下的巷道群围岩控制具有一定的借鉴意义。
1、软岩巷道群工程背景
锦界煤矿3-1煤平均埋深为120m,煤厚3.0~3.6m,平均厚度3.3m,煤层厚度稳定,3-1煤直接顶为泥岩、粉砂岩,厚度1.7~5.0m,抗压强度27.4~37.2MPa,天然含水率1.48%~2.12%,软化系数0.22~0.66,底板为泥岩、砂质泥岩,抗压强度37.4~45.3MPa,天然含水率0.45%~1.40%,软化系数0.32~0.48,钻孔柱状如图1所示。
31403中转排水措施巷位于锦界煤矿3-1煤四盘区,北部为31404排矸巷,南部为31402排矸巷,东部为31403排矸巷,西部为3-1煤辅运大巷。31403中转排水措施巷主要由1#平巷、2#平巷和18条支巷组成,其中1#平巷长313.2m,2#平巷长334m,巷道总长度1268m,巷道平面布置图,如图2所示。巷道采用沿底留顶煤方式掘进,留设100~300mm顶煤,断面尺寸为5m×3m。
图1钻孔柱状
图2巷道平面布置图
31408运输巷同样位于四盘区,地质情况与31403中转排水措施巷类似,过去在掘进过程中多次出现大面积冒顶情况,冒落部分主要以泥岩为主,强度极弱,揉捏即碎,且冒顶区域附近涌水量较大,达到200m3/h,支护构件破坏较多,现场施工困难。
2、软岩巷道群围岩破坏机理分析
2.1软岩巷道群顶板窥视分析在31403回风巷布置3个窥视孔,各窥视孔典型位置围岩成像,如图3所示,观察发现,31403回风巷顶板在距孔口0.8m范围内为顶煤与泥岩,该范围内离层较多;距孔口0.8~4.0m内为厚3.2m的浅灰色粉砂岩,此范围内岩层整体性较差,围岩较为破碎,裂隙数量较多;在距孔口4.0~7.6m内为厚3.6m的细砂岩,此范围内整体性较好。
图331403回风巷内各窥视孔典型位置围岩成像
2.2软岩物理力学特性巷道煤岩体自身的物理力学特性决定其在掘进扰动下所表现出的破坏特性,采用X射线衍射光谱仪对软岩巷道岩样进行矿物成分测定,巷道围岩黏土矿物相对含量,如表1所示。
表1巷道围岩黏土矿物相对含量
由表1可知,通过X射线衍射实验测得顶底板泥岩试样所含矿物成分主要为石英、云母、高岭石、伊利石与其他矿物等。其中黏土类矿物以伊利石、高岭石为主,平均含量均超过了50%。这些黏土矿物具有风化、遇水易膨胀变形的特性,这也印证了31408运输巷冒顶区上界面岩石为什么遇水后极易崩解。
2.3煤柱-顶板结构稳定性分析
在巷道群开挖过程中,原先由煤体承担的上覆岩层重量将会转移到巷道两侧,围岩应力会重新分布,在此过程中,极限平衡拱也不断发生演化[15]。巷道群失稳破坏过程极限平衡拱演化形式,如图4所示。
图4巷道群失稳破坏过程极限平衡拱演化形式
(1)巷道开挖形成极限平衡拱。巷道开挖过程中,由于应力重分布,各巷道顶部将形成极限平衡拱,拱内岩体应力下降,受拉应力,拱脚位于巷道两侧煤柱上,拱脚产生应力集中,即煤柱为支承压力区。巷道群开挖完成后,顶板区域将形成多个极限平衡拱组成的极限平衡拱群(见图4(a))。
(2)极限平衡拱运移叠加。巷道群开挖完成后,由于流变效应,顶板内极限平衡拱发展扩大,中心区域煤柱承受数个极限平衡拱拱脚叠加,中心区域煤柱应力集中程度不断加剧,顶板继续沉降,煤柱挤压变形,煤柱及其与顶底板交界处由于压剪破坏,出现片帮(见图4(b))。
(3)局部煤柱失稳。在煤柱持续片帮过程中,有效承载面积减小,最终发生失稳破坏,上部顶板出现裂隙(见图4(c))。
(4)大范围垮落失稳。局部煤柱失稳破坏,使其两侧巷道卸压区贯通,极限平衡拱范围扩大,使得顶板受拉破坏,同时邻近煤柱荷载显著增加,进而失稳破坏。以上过程重复发生,将导致巷道群整体失稳(见图4(d))。
2.4软岩巷道群围岩变形破坏原因分析
结合上述研究分析结果可知,软岩巷道群围岩发生变形破坏机理如下:
(1)顶板岩体力学强度低。31403中转排水措施掘进区域内有1层泥岩伪顶,厚0~0.8m,破碎与离层较多,易冒落,在0.8~4.0m内为粉砂岩,整体性较差,裂隙数量较多。受到外界作用后,伪顶与软弱岩层易发生破碎、大面积脱落,继而引起锚杆、锚索等的破断。
(2)水的侵蚀作用。根据已掘进、回采的工作面地质构造资料分析,掘进段范围内风化基岩含水层全区发育,风化基岩厚度为47.5~60.8m,为工作面主要含水层,在掘进扰动下,基岩原生裂隙与上部风化基岩含水层导通,使得风化基岩含水层水通过基岩原生裂隙进入工作面,从而形成顶板淋水,巷道围岩长期经受吸水-风化循环影响,发生崩解反应,导致强度降低,出现变形破坏。
(3)极限平衡拱叠加导致的应力集中。巷道群开采引起围岩应力重分布形成极限平衡拱,极限平衡拱将上覆岩层重量及自重转移至两侧煤柱,尤其是巷道群中部煤柱由于极限平衡拱多重叠加将首先破坏失稳,原有的极限平衡拱群平衡被打破,相邻极限平衡拱不断合并,拱体高度、拱体厚度及拱跨度持续增大,最终导致巷道群发生整体失稳破坏。
3、软岩巷道群围应力演化数值模拟
3.1数值计算模型
为了揭示巷道群开挖过程中应力演化规律,使用FLAC3D数值模拟软件,以31403中转排水措施巷工程地质条件为基础,建立数值模型,在弹塑性材料本构模型中选择摩尔-库伦本构模型。现场18条支巷的跨度为290m,1支巷长度为95m,煤柱宽度10m,为减轻边界效应干扰,在掘进区域四周每侧取30m保安煤柱,因此,建立模型的长×宽×高=350m×155m×77m(x×y×z)。按照深度120m计算,因此在模型上部施加3MPa的载荷,其他表面为固定边界。根据31403回风巷的岩层柱状及实验室力学测试的结果,进行数值模拟参数赋值,各岩层物理力学参数,如表2所示。水平初始应力采用Initial命令设置,假设不考虑水平构造应力,且同一层位X(Y)方向应力数值大小相等,侧压系数
根据表2中各岩层的泊松比数值,加权计算得出模型整体泊松比为0.28,因此,确定侧压系数λ=0.39。
表2各岩层物理力学参数
31403中转排水措施巷沿3-1煤底板掘进,断面尺寸宽×高=5m×3m,根据31403回风巷的岩层柱状及实验室力学测试的结果,结合已有地测数据,进行数值模拟参数赋值(见表2)。模拟过程中依次开挖18个支巷。依据实际生产方式,每次掘进11m。
3.2巷道群垂直应力分布特征
支巷开挖各阶段垂直应力动态演化特征,如图5所示。
图5支巷开挖各阶段垂直应力动态演化特征(
由图5可知:开挖初期,在每个支巷顶板会形成1个拱形卸荷区,各支巷顶部的卸荷区相互独立,巷道两侧煤柱上的最大应力数值为14~18MPa。随着支巷的进一步开挖,部分相邻支巷顶部卸荷区出现叠加,当11#支巷开挖后,在1#~3#支巷和6#、7#支巷顶部分别出现1个叠加形成的拱形卸荷区,由于极限平衡拱效应,顶板卸荷区应力转移至巷道两侧煤柱上,此时,在煤柱上形成应力值为14~18MPa的应力集中区,当所有支巷开挖后,由于应力转移,支巷顶部极限平衡拱高度持续增大,各支巷顶部卸荷区相互融合,形成更大范围的卸荷区,越靠近掘进区域中部,煤柱上的应力集中面积越大,应力数值可达14~18MPa。
4、巷道围岩控制方案和效果
巷道群开挖过程中经历多阶段扰动影响,应力场复杂多变,仅靠单一支护方案和参数不能有效地应对各阶段的围岩破坏。通过研究开挖过程垂直应力演变规律,结合3-1煤已掘巷道的支护经验,提出分区支护围岩控制技术,有针对性地强化顶板不稳定区域的支护强度,在主动控制围岩变形破坏,保证安全生产的同时,有效降低巷道维护成本。
4.1巷道分区支护方案
(1)顶板稳定区域
顶煤大于300mm,且顶板稳定时,采用“圆钢锚杆+冷拔丝网片+锚索”基本支护方案,顶板采用准18mm×2100mm的圆钢锚杆,锚杆预紧力矩120N·m。锚杆4根/排,矩形布置,排距1m,间距400/1650/900/1650/400mm,采用冷拔丝网片,网片边距帮100mm,采用准17.8mm×6500mm的锚索进行补强,每3m布置1根,居中布置。
(2)顶板不稳定区域
顶板破碎、离层、漏顶、冒顶时,为保证主动支护能力足够大,在基本支护方案基础上,将顶锚杆由4根/排变更为5根/排,排距1m,间距350/1150/950/1050/1150/350mm,顶板铺2层网片,上面1层8#铁丝网片,下面1层冷拔丝网片,锚索由每3m布置1根变为“2-1-2”式布置,同时加3.6mW钢带,锚索排距为3m,其中,每排1根的居中布置,每排2根的间距为2400mm。具体支护方案,如图6所示。
4.2现场应用效果
在实际掘进过程中,8#支巷顶板较为破碎,在原有基础支护方案的基础上进行了强化,通过观测5#支巷与8#支巷的顶板离层量,得到的监测结果如图7所示,可以看出,5#支巷浅部离层量从第3d增加,第12d达到10mm,后慢慢趋于稳定,深部离层量从第9d增加,第20d达到最大的5mm。8#支巷浅部离层量从第1d增加,第18d达到30mm后逐渐趋于稳定,深部离层量从第5d增加,第15d达到最大的12mm。以上说明采用分区支护方案后,顶板离层整体变化较小,围岩稳定性得到了有效控制。
图6巷道支护布置图
图7巷道顶板离层量
(1)锦界煤矿31403中转排水措施巷顶板中含泥岩,该泥岩中黏土类矿物平均含量均超过了50%,遇水极易崩解。
(2)软岩巷道群围岩发生变形破坏的原因为顶板岩体力学强度低+水的侵蚀作用+掘进扰动影响下极限平衡拱叠加导致的应力集中。
(3)通过数值模拟得出,巷道群开挖导致极限平衡拱叠加,越靠近掘进区域中部,煤柱上的应力集中面积越大,应力数值可达14~18MPa。
(4)软岩巷道群的分区支护方式为稳定区域采用圆钢锚杆+冷拔丝网片+锚索的基本支护方式,不稳定区域采用圆钢锚杆+双层网片+锚索+W钢带,现场监测发现顶板总离层量最大为40mm,表明围岩控制效果良好。
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文章来源:郭天翔,邸旭峰.软岩巷道群围岩破坏机理及分区支护技术研究[J].煤炭技术,2025,44(02):6-10.
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2025-07-07我要评论
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