深部厚顶煤巷道围岩稳定性相似模型试验研究

肖同强,李怀珍,支光辉

(1.河南理工大学能源科学与工程学院,河南焦作 454000;2.河南理工大学建筑与艺术设计学院,河南焦作 454000;3.河南理工大学机械与动力工程学院,河南焦作 454000)

深部厚顶煤巷道围岩稳定性相似模型试验研究

肖同强1,李怀珍2,支光辉3

(1.河南理工大学能源科学与工程学院,河南焦作 454000;2.河南理工大学建筑与艺术设计学院,河南焦作 454000;3.河南理工大学机械与动力工程学院,河南焦作 454000)

针对深部厚顶煤巷道围岩控制难题,采用相似模型试验方法,分析了埋深、构造应力等因素对厚顶煤巷道围岩变形、围岩应力及支护结构的影响,揭示了厚顶煤巷道围岩稳定性规律:随着埋深增大,两帮及顶煤内应力峰值增大,围岩变形破坏程度增大;随着构造应力增大,围岩变形破坏程度增大,构造应力对顶煤稳定性影响显著,顶煤水平应力呈现出“两端低、中部高”分布形态,且应力峰值位置随构造应力增大向深部转移,下位顶煤、煤层与顶板交界面附近的顶煤破坏严重,最终发生“尖顶型”垮冒;顶板锚杆和穿过煤岩层交界面的锚索易被剪断。对于深部构造应力作用下的厚顶煤巷道,认为提高顶煤锚固体的抗剪能力尤为重要,提出采用“高强高预紧力锚杆及斜拉锚索梁”支护技术,以此增强厚顶煤锚固体的抗剪能力、提高两帮承载能力,顶煤和两帮稳定性的提高则有助于减小底臌量。研究成果成功应用于工程实践。

厚顶煤巷道;围岩稳定性;埋深;构造应力;围岩应力;围岩控制

随着放顶煤开采技术及装备的发展,深部矿井中沿煤层底板掘进留顶煤的巷道逐渐增多,深部厚顶煤巷道支护问题逐渐凸显[1-5]。对于浅埋厚顶煤巷道,围岩应力小,采用普通的锚杆锚索支护可有效保持围岩稳定,而对深埋厚顶煤巷道,由于埋深大,围岩应力高,再加上顶煤厚度大、强度小,易出现顶板严重下沉、严重底臌、两帮大量移近等剧烈矿压显现,甚至发生垮冒事故。因此,需要研究深部厚顶煤巷道围岩稳定规律,为解决厚顶煤巷道的支护难题提供依据。

与一般巷道相比,厚顶煤巷道围岩结构的突出特点是顶煤厚度大而强度小,其变形破坏具有自身的特殊性。对于厚顶煤巷道围岩的稳定性,大多采用数值模拟、现场实测等方法进行研究[6-8],数值模拟一般采用弹塑性模型,难以模拟煤体的峰后力学状态,现场实测也难观测到围岩真实变形破坏形态。而相似模型试验可以模拟不同应力状态下的围岩变形破坏特征,且能直观反映围岩的物理及力学现象[9-11]。基于此,本文采用相似模型试验方法,通过围岩位移、应力及变形破坏形态监测及分析,揭示深部厚顶煤巷道围岩稳定规律。

1 相似模型的制作

基于巨野矿区新巨龙煤矿3号厚煤层生产地质条件,建立厚顶煤巷道相似材料模型。模拟地层条件见表1,沿着8.5 m厚的煤层底板掘进巷道,留设4.75 m厚的顶煤。针对该厚顶煤巷道,开展相似材料模型试验研究。主要研究内容:①厚顶煤巷道围岩稳定性与埋深的关系,模拟埋深200,400,600, 800,1 000 m时,厚顶煤巷道围岩力学特征;②厚顶煤巷道围岩稳定性与构造应力的关系,模拟埋深1 000 m,侧压系数λ为1.5,2.0,2.5,3.0时,厚顶煤巷道围岩力学特征;③极限应力状态下,即埋深1 000 m、构造应力足够大时,厚顶煤巷道围岩力学特征及顶煤垮冒特征。

试验采用中国矿业大学研制的可以三向六面加载的真三轴平面应变模型试验台。试验台由加载系统和框架系统组成。加载系统可通过3套液压管路对上下、前后及左右6个液压枕供液,实现3个方向稳定持续加载。模型框架系统由上下、前后、左右挡板等组成,可用来固定液压枕,前挡板和上挡板可以拆卸,以便填料及安装液压枕,框架形成的填料空间尺寸为1.0 m×1.0 m×0.2 m(宽×高×厚)。

表1 模拟地层条件Table 1 Strata condition of sim ilar simulation

综合考虑巷道掘进扰动影响范围以及试验台填料空间尺寸,确定模拟岩层的实际范围为25 m× 25 m×5 m,模型几何相似常数为25,容重相似常数为1.6,应力与强度相似常数为40。模型中,模拟的实际煤层厚度为8.5 m,顶煤厚度为4.75 m,实际巷道尺寸为5 000 mm×3 750 mm,顶底板主要为粉砂岩或细砂岩。按照几何相似常数确定的相似模型尺寸如图1(a)所示。选取相似材料的骨料为砂子,胶结料为石膏和碳酸钙,岩层之间撒上云母粉模拟层面。依据3个相似常数,确定材料配比及所需材料的质量。

铺设模型时,按照由底板至顶板的顺序分层铺设,厚度较大的岩层则需分次铺设。铺设至巷道和监测仪器位置时,预先埋入锚杆和监测仪器。模型铺设完成后,将模型晾干(15～25 d),并在模型表面设置观测线。晾干后,开挖宽×高为200 mm×150 mm的矩形巷道,如图1所示。

2 监测方案及试验过程

2.1 监测方案

采用位移计和应力计对巷道表面位移、围岩应力及其变形破坏状况等进行监测,监测仪器布置如图2所示。位移计布置在巷道顶板、底板和两帮的中部,用于监测顶、底和两帮的相对移近量;应力计布置则在顶板与两帮内。巷道开挖后,顶板出现水平应力集中,而两帮出现垂直应力集中。因此,试验过程中主要监测顶板的水平应力和两帮的垂直应力。顶板布置5个应力计,用于监测水平应力,模拟的实际深度分别为1,2,3,4和6 m,前4个位于顶煤内,6 m处的位于顶板内,应力计竖直摆放,相邻应力计错开一定距离,以便埋设。两帮内各布置3个应力计,用于监测垂直应力,实际深度为1,3,5和2,4,6 m,应力计水平摆放。

图1 厚顶煤巷道相似模型Fig.1 Similaritymodel of roadwaywith thick top coal

图2 应力计及位移计布置Fig.2 Stressmeters and displacementmeters layout

将位移计、应力计与TS3890A静态电阻应变仪连接起来,电阻应变仪再与计算相连,构成监测系统,用来实时监测和记录试验过程中应力计和位移计的数据;并采用数码相机对围岩变形破坏状况拍照记录。

2.2 试验过程

模型制作及监测仪器安装后,即可开始加载。加载试验分为3个阶段:

第1阶段,模拟埋深对围岩稳定性的影响。按照埋深200,400,600,800,1 000 m的地应力状态逐步加载。

第2阶段,模拟构造应力对围岩稳定性的影响。加载至1 000 m应力状态后,仅增加左右面侧压,使侧压系数λ达到1.5,2.0,2.5和3.0。

第3阶段,侧压系数λ达到3.0之后,开展破坏性试验。保持垂直压力不变,持续增大侧向压力,直至顶煤出现垮冒。

应力相似常数为40,计算得到加载设计方案,见表2。在加载过程中,通过静态电阻应变测量系统实时观测并记录围岩应力值、位移值及围岩变形破坏情况。达到每个加载状态后,稳压30～60 min。

表2 加载方案Table 2 Load ing p lan

3 试验结果分析

3.1 深部厚顶煤巷道围岩变形特征分析

埋深及构造应力对厚顶煤巷道围岩变形破坏影响较大,经过相似模拟结果分析,得到的厚顶煤巷道围岩变形破坏规律[12]为:随着巷道埋深增加,围岩变形破坏程度增大,且埋深较小时,巷道变形增加较缓慢,增至临界深度800 m后,巷道围岩变形破坏程度急剧增大;随着构造应力的增加,围岩变性破坏程度逐渐增大,侧压系数超过2.5后,围岩变形破坏出现急剧增大,其中顶板下沉及底臌尤为显著,顶板及底板的层间滑移、剪切破坏加剧,锚杆易被剪断。针对埋深及构造应力对巷道围岩变形的影响分析,见文献[12]。

3.2 埋深对厚顶煤巷道围岩应力的影响

对围岩应力监测数据整理后,得到埋深与围岩应力的关系,如图3所示。

两帮垂直应力分布特征为:两帮由浅至深,垂直应力逐渐升高(图3(a)),并于5m深处达到峰值;垂直应力峰值随埋深的增大而增大(图3(c)),且增长速度逐渐加快,加剧了两帮的变形和破坏。

图3 围岩应力分布与埋深的关系Fig.3 Relationship of surrounding rock stress distribution and buried depth

顶煤(板)水平应力分布特征为:顶煤内(0～4.75 m范围内为顶煤)水平应力呈现“先升高后降低”变化趋势(图3(b)),即顶煤“两端应力低、中部应力高”,说明下位顶煤及顶煤与顶板岩层交界面附近的上位顶煤破坏较严重,主要原因是在水平应力作用下下位顶煤和交界面附近煤体极易发生拉破坏和剪破坏或者两种形式的复合破坏;顶煤和顶板内各存在一个应力峰值(图3(b)),且随着埋深增大,顶煤内的应力峰值增大(图3(c)),致使顶煤破坏区、塑性区增大。

3.3 构造应力对厚顶煤巷道围岩应力的影响

构造应力主要以水平应力为主,一般情况下,侧压系数(水平应力和垂直应力的比值)越大,则表明构造应力越显著。试验过程中监测得到的围岩应力与侧压系数的关系如图4所示。

图4 围岩应力分布与侧压系数的关系Fig.4 Relationship of surrounding rock stress distribution and side pressure coefficient

两帮垂直应力分布特征:在煤帮的同一深度,侧压系数越大,垂直应力越高(图4(a));应力峰值也随着侧压系数的增大而增大,且侧压系数越大,增长速度越快(图4(c)),表明构造应力越大,两帮应力集中程度越大,两帮的变形破坏程度也越严重,主要原因是构造应力越大,顶板压力向两帮转移的也越多。

顶煤(板)水平应力分布特征:顶煤内(0～4.75m为顶煤)水平应力亦呈现出“两端低、中部高”的分布形态(图4(b)),而且侧压系数越大,中部应力越高,说明下位顶煤及顶煤与顶板岩层交界面附近的上位顶煤拉破坏或剪破坏较严重,这将促使锚杆或穿过交界面的锚索被拉断或剪断;顶煤内,随着侧压系数增大,应力峰值增大(图4(c)),且峰值深度向深部转移,侧压系数由1.5增大至3.0时,峰值深度由2.0 m增大至3.0 m(图4(b)),表明构造应力越大,顶煤破坏深度越大。

通过相似模拟试验得到的顶煤(板)水平应力分布特征与数值模拟结果相吻合。由数值模拟结果图5可知,顶板(包括顶煤、直接顶和基本顶)水平应力整体趋势是先升高后降低至初始应力,但顶煤和直接顶、直接顶和基本顶、基本顶和上覆岩层之间的交界面附近,应力均较低,致使顶煤、直接顶和基本顶的水平应力均呈现出“两端低、中部高”的分布特征。

图5 数值模拟中厚顶煤巷道顶板水平应力分布特征Fig.5 Horizontal stress distribution of roof for roadway with thick top coal in numerical simulation

3.4 破坏性试验分析

试验过程中,当加载至埋深1 000 m、侧压系数λ达到3.0之后,开展破坏性试验:保持垂直压力不变,持续增大侧向压力,直至顶煤出现垮冒,采用相机拍摄厚顶煤巷道围岩变形破坏全过程,如图6所示。侧向压力较大时,顶煤发生弯曲变形,底臌量也较大,如图6(a)所示;继续增加侧压,顶煤下沉量加大,并且出现水平裂隙,底板也出现较大剪切裂纹,如图6(b)所示;再次增加侧压,顶煤发生“尖顶型”垮冒,破裂面呈剪切破坏形态,底板破坏加剧,如图6(c)所示。冒落顶煤清理后,巷道全貌如图6(d)所示。

图6 厚顶煤巷道围岩变形破坏过程Fig.6 Deformation and failure process of surrounding rock of roadway with thick top coal

破坏性试验时,顶板、两帮锚杆均出现拉伸变形,且顶板锚杆发生了破断,如图7所示。结合顶煤破坏形态,可知构造应力作用下,顶板锚杆因顶煤剪切破坏而被剪断,或因顶煤弯曲或碎胀变形而被拉断。两帮锚杆也因拉伸变形而变细。

图7 顶板锚杆破断形态Fig.7 Roof bolt breaking shape

4 工程实践

4.1 围岩控制原理

由相似模型试验分析可知,深部厚顶煤巷道的显著变形破坏特征为:顶煤及底板剪切变形破坏严重,锚杆锚索易被剪断,尤其是穿过煤岩层交界面的锚索更易被剪断;两帮在顶板和底板出现较大破坏后,也承受了较大的来自顶煤和底板转移过来的压力。基于此,提出“高强高预紧力锚杆支护及斜拉锚索梁”主动支护技术,增强厚顶煤锚固体的抗剪能力、提高两帮的承载能力,其作用原理:

(1)采用高强高预紧力锚杆支护,提高顶板锚杆抗剪能力,避免锚杆被剪断而失效,并通过高强高预紧力锚杆的高阻让压支护,实现支护体和围岩共同承载,减小顶煤的弯曲下沉及碎胀变形,限制顶煤破碎区、塑性区扩大,保证顶煤的完整性和稳定性。

(2)采用“斜拉锚索梁”支护[2],将厚顶煤与顶板岩层组合起来,进一步提高顶煤稳定性。模型试验结果表明,巷道正上方顶煤与顶板交界面处煤岩体剪切破坏较严重,锚索极易被剪断,而越向两侧交界面处的煤岩体的剪切破坏越小。因此,不易施工垂直巷道顶板的锚索,而应当施工倾斜锚索,将锚索锚固在巷道深部肩角稳定区(图8),并将锚索采用钢梁连接起来,提高其整体性。通过高强锚杆和斜拉锚索梁支护可有效抑制顶煤的较大下沉和破坏。

(3)两帮采用高强高预紧力锚杆支护技术,及时控制两帮煤体的早期变形破坏,提高两帮的承载能力,两帮稳定性的提高有助于减小构造应力作用下顶煤和底板的破坏。

图8 斜拉锚索梁支护示意[2]Fig.8 Diagonal cable and beam support sketchmap[2]

(4)顶板和两帮稳定性的提高有助于减小底臌量,如为开拓巷道、准备巷道等服务年限较长的厚顶煤巷道,底板控制难度较大,则应采用底板锚杆或锚索、注浆等措施主动及时加固底板,提高底板抗剪能力,保证底板的稳定性。

4.2 围岩控制技术

新巨龙煤矿1301N综放工作面回采巷道埋深为800 m左右,沿3号煤底板掘进,顶煤厚度为4.7 m,局部可达5 m,煤层顶、板底板则为粉砂岩或细砂岩,见表1。地应力实测表明,巷道所在层位构造应力显著,垂直应力为22～24 MPa,最大水平应力达到36～46 MPa,后者为前者的1.6～1.9倍。巷道断面为矩形,断面尺寸为4 500 mm×3 620 mm,断面积16.3 m2;巷道顶、帮均为煤体,围岩强度小,且顶煤厚度大,在构造应力作用下,巷道维护难度较大。

基于深部厚顶煤巷道围岩稳定控制原理,采用了“高强高预紧力锚杆支护及斜拉锚索梁”支护技术(图9):①选用较大直径的锚杆、较大强度的钢材,提高顶煤抗剪能力,顶煤采用ϕ22 mm× 2 500 mm、屈服强度为500 MPa高强螺纹钢锚杆,两帮采用ϕ22 mm×2 500 mm、屈服强度为335 MPa的全螺纹钢锚杆,并铺设金属网和钢带,提高锚杆支护的整体性及其护表能力;②选用强度较高的ϕ18.9 mm×6 300 mm锚索,两根锚索之间采用工字钢梁连接,锚索打设角度与垂直方向成20°,组成斜拉锚索梁,进一步提高顶煤稳定性;③采用高预紧力主动支护,锚杆预紧力达到400 N·m,锚索初始张拉力达到100 kN,及时控制顶煤和两帮煤体的早期变形破坏,限制顶煤和两帮煤体破碎区的扩大。

现场矿压观测表明,掘巷后两帮移近量为130～150 mm,顶底板移近量为140～160 mm,其中底臌量所占比重较大。围岩变形量较小,顶、帮煤体稳定性较好,且通过强顶、固帮支护,底臌量也较小,有效控制了围岩的变形破坏。

图9 厚顶煤巷道支护断面Fig.9 Support section of roadway with thick top coal

5 结 论

(1)随着埋深增大,厚顶煤巷道围岩变性破坏程度逐渐增大,超过临界埋深后,围岩变性破坏程度急剧增大;两帮垂直应力峰值、顶煤水平应力峰值随埋深增大而增大,致使围岩破坏区、塑性区增大,巷道变形量增加。

(2)随着构造应力增大,厚顶煤巷道变形量增大;顶煤内水平应力呈现“两端低、中部高”分布形态,其原因是下位顶煤、煤层与顶板交界面附近的顶煤拉破坏或剪破坏严重,致使顶煤两端应力较小;应力峰值位置随构造应力增大向顶煤深部转移,表明构造应力越大,顶煤破坏深度越大。

(3)深部构造应力作用下厚顶巷道顶煤弯曲变形、剪切破坏严重,底臌严重,顶板锚杆和穿过煤岩层交界面的锚索易被剪断,在较大构造应力下,顶煤易出现“尖顶型”垮冒。提高厚顶煤锚固体的抗剪能力尤为重要,采用“高强高预紧力锚杆及斜拉锚索梁”支护技术,增强厚顶煤锚固体的抗剪能力,并提高两帮的承载能力,实现了深部厚顶煤巷道围岩稳定。

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Experim ental study on sim ilar sim ulation for surrounding rock stability of deep roadway w ith thick top coal

XIAO Tong-qiang1,LIHuai-zhen2,ZHIGuang-hui3

(1.School of Energy Science and Engineering,Henan Polytechnic University,Jiaozuo 454000,China;2.School ofArchitecture and Artistic Design,Henan Polytechnic University,Jiaozuo 454000,China;3.School ofMechanical and Power Engineering,Henan Polytechnic University,Jiaozuo 454000,China)

In order to solve the difficult problem of surrounding rock control for deep roadway with thick top coal,the similaritymodelwas established to analyze the influence of buried depth and tectonic stress to deformation and stress of surrounding rock,and support structure.Stability law of surrounding rock for roadwaywith thick top coalwas discovered.With the increase of buried depth,the deformation and failure of surrounding rock increases.With the increase of tectonic stress,the deformation and failure of surrounding rock increases,and tectonic stress affects the stability of top coal significantly:there is a“low in the two ends,high in themiddle”distribution of stress in the top coal,and the peak stress depth transfer to the deep with the increase of tectonic stress.The damage of the shallow top coal and the coal near the interface of seam and roof is serious,appearing“fastigium”shape collapse finally.Roof bolts and cable through the interface between the top coal and rock roof are broken under shear force easily.For the deep roadway with thick top coal underhigh tectonic stress,improving the shear resistance of roof boltand cable is particularly important.“High strength and high pre-stress boltand diagonal cable and beam structure”support technologywas put forward,inorder to enhance the shear capability of thick top coal anchorage body and the bearing capacity of two sides.And the improvement of top coal and two sides stability is helpful to reduce the floor heave amount.The research results were successfully applied to engineering practice.

roadway with thick top coal;surrounding rock stability;buried depth;tectonic stress;surrounding rock stress;surrounding rock control

TD322

A

0253-9993(2014)06-1016-07

肖同强,李怀珍,支光辉.深部厚顶煤巷道围岩稳定性相似模型试验研究[J].煤炭学报,2014,39(6):1016-1022.

10.13225/j.cnki.jccs.2013.1065

Xiao Tongqiang,Li Huaizhen,Zhi Guanghui.Experimental study on similar simulation for surrounding rock stability of deep roadway with thick top coal[J].Journal of China Coal Society,2014,39(6):1016-1022.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2013.1065

2013-07-30 责任编辑:王婉洁

国家自然科学基金资助项目(51204166);河南理工大学博士基金资助项目(B2012-081)

肖同强(1981—),男,山东单县人,讲师,博士。E-mail:xtq2000@163.com