红柳煤矿软岩巷道矿压观测及变形特征研究.pdf
论文题目红柳煤矿软岩巷道矿压观测及变形特征研究 专 业采矿工程 硕 士 生于 朝 辉 签名 指导教师柴 敬 赵文华 赵 签名 摘 要 正确认识回采巷道围岩结构特征及其变形和破坏等矿压显现的机理及规律是有效 进行巷道围岩控制的前提。本论文以红柳煤矿软岩回采巷道为工程背景,综合应用理论 分析、数值模拟和现场矿压观测相结合的研究方法,从锚杆(索)支护的理论出发,研 究围岩破坏机理、 锚杆支护机理、 锚杆力学作用机理以及回采巷道围岩支护方法和参数。 煤帮的变形破坏可分为煤体内部的变形破坏和沿煤层与顶底板岩石交界面变形破 坏。煤帮的变形破坏是由于煤体内部的松动和煤体沿煤层界面被挤出而引起的,控制煤 体松动和被挤出是煤帮锚杆支护的目的。通过矿压观测揭示巷道的矿压显现规律,为支 护设计和支护形式选择提供科学依据;改善巷道顶底板支护方式及控制方法,使巷道在 服务期内能够正常使用,确保安全生产。1121 工作面回采过程中,发现距工作面比较近 的 3 个测站 2、3、4处顶板离层比较大,其他观测站顶板相对比较小甚至不变。巷道 围岩力学性质差异较大,强度不同,巷道局部矿压显现比较明显。 通过数值模拟整体围岩变形位移得出,在工作面推进的过程中,工作面位置岩层整 体下沉,受区段煤柱的影响,邻近巷道的岩层上部有岩层拱起,巷道周边围岩下沉,巷 道收敛,同时巷道的两帮也有所收敛,在巷道靠近煤柱的底板容易产生底鼓。考虑到工 程实际,最终模型尺寸确定为 X Y Z=410m1200m 150m,共划分 138820 个单元, 每个单元 X Y Z=2.5m 2.5m 2.5m,共 15117 个节点。该模型侧面限制水平移动,底 部固定,材料破坏符合 Mohr-Coulomb 强度准则,运用数值模拟,建立数值模型,得到 巷道围岩变形位移及受力,模拟受工作面影响的邻近巷道围岩变形的规律;为以后相似 地质条件的工程提供了可行的技术方案。 关 键 词巷道;围岩控制;锚杆索支护;破坏机理;矿压观测 研究类型应用研究 Subject Study on the Strata Control Observation and Deation Characterirestics of weik Rock Tunnel of Hongliu Mine Specialty Mining Engineering Name Yu Zhao Hui Signature Instructor Chai Jing Zhao Wen Hua Signature ABSTRACT A correct understanding of tunnel surrounding rock structure characteristics and deation and damage mechanism and law of mine pressure appearance is effective for the premise of tunnel surrounding rock control. This thesis main coal mine soft rock tunnel as engineering background, the comprehensive application of theoretical analysis, numerical simulation and in-situ observation of combining research s, from the bolt cable supporting the theory, study the fracture mechanism of the surrounding rock, bolting supporting mechanism, mechanical mechanism and bolting tunnel surrounding rock supporting and parameter Coal for the deation can be divided into the coal internal deation along the seam and roof and floor deation and failure of rock interface.Coal deatiom and failure is due to help the coal intermal loosening and coal seams along interface is extruded and cause,control of loose coal and coal by extrusion is for bolting of the objective.By the mine pressure observation reveals the tunnel mine pressure behavior, support design and selection of supporting provide scientific basis; improvement of roof and floor support way and the control , the tunnel in the service period to normal use, to ensure safety in production. In 1121 working face in mining process, found from the working surface near the3 stations2,3,4 office roof abscission layer is relatively large, the other station roof is relatively small and even constant.Tunnel greatly different mechanical properties,strength, tunnel mine pressure appear obvious local. Through the numerical simulation of surrounding rock deation and displacement in the whole, the working face advancing process, working surface position of integral subsidence by strata, coal pillar effect, the adjacent tunnel rock the rock arch, tunnel surrounding rock tunnel convergence, sinking, while the tunnel of two help also somewhat convergent, the roadway near the coal pillar floor to floor heave. Considering the practical engineering, the final model to determine the dimensions of X x Y x Z 410m *1200m * 150m, divided into 138820units, each unit of X x Y x Z 2.5m *2.5m * 2.5m, a total of15117 nodes. The model side limit level mobile, fixed to the bottom of the material damage, with Mohr-Coulomb strength criterion。Using numerical simulation, numerical model was established, get the surrounding rock deation of tunnel displacement and stress, by simulation effect of adjacent working face tunnel deation law;for the later similar geological condition engineering provides a feasible technical scheme. KeyWords Tunnel Surrounding rock control Bolt cable parameters Failure mechanism Strata Control Observation Thesis Application research 目录 I 目 录 1 绪论 ...................................................................................................................................1 1.1 问题提出 ...................................................................................................................1 1.2 国内外研究现状与发展 ............................................................................................2 1.3 论文研究的主要内容及方法技术路线 .....................................................................5 1.3.1 论文研究的主要目的及内容 ..........................................................................5 1.3.2 论文研究的技术路线 .....................................................................................6 2 软岩巷道破坏及支护机理分析 .........................................................................................7 2.1 软岩定义和特点 .......................................................................................................7 2.2 巷道围岩变形破坏机理 ............................................................................................8 2.2.1 巷道围岩变形破坏特征 .................................................................................9 2.2.2 巷道围岩破坏影响因素 ............................................................................... 10 2.3 锚杆支护机理研究.................................................................................................. 12 2.3.1 顶锚杆支护机理 ........................................................................................... 12 2.3.2 帮锚杆支护机理 ........................................................................................... 14 2.4 锚杆的力学作用机理 .............................................................................................. 16 2.4.1 传统锚杆支护理论计算设计方法 ................................................................ 17 2.4.2 松动圈锚杆支护设计方法 ........................................................................... 20 2.5 小结 ........................................................................................................................ 21 3 1121 工作面地质概况及矿压观测 ...................................................................................23 3.1 矿井概况 ................................................................................................................. 23 3.2 1121 工作面地质概况 ............................................................................................. 24 3.2.1 1121 工作面地层岩性 ................................................................................... 24 3.2.2 含水层及其特征 ........................................................................................... 24 3.2.3 隔水层及其特征 ........................................................................................... 25 3.3 1121 工作面技术装备 ............................................................................................. 26 3.3.1 1121 工作面综采巷道布置 ............................................................................ 26 3.3.2 1121 综采工作面巷道断面支护形式 ............................................................ 26 3.3.3 1121 工作面设备及生产情况 ........................................................................ 29 3.3.4 1121 工作面回采巷道变形特征 .................................................................... 30 3.4 1122 运输巷道矿压观测 ......................................................................................... 31 3.4.1 矿压观测时间及内容 ................................................................................... 31 3.4.2 测点布置 ...................................................................................................... 31 目录 II 3.5 小结 ......................................................................................................................... 32 4 1122 运输巷道监测数据处理与分析 ...............................................................................34 4.1 顶板离层观测 ......................................................................................................... 34 4.2 1122 运输巷道矿压规律小结 ................................................................................. 39 5 巷道围岩变形的数值模拟 ...............................................................................................41 5.1 ABAQUS 软件简介 ................................................................................................ 41 5.2 数值模型的建立 ..................................................................................................... 41 5.3 数值模拟实验结果分析 .......................................................................................... 42 5.4 小结 ......................................................................................................................... 50 6 结论 .................................................................................................................................. 51 致谢 ..................................................................................................................................... 53 参考文献 .............................................................................................................................54 附录 A .................................................................................................................................. 57 附录 B ..................................................................................................................................58 1 绪论 1 1 绪论 1.1 问题提出 长期以来,巷道的围岩控制机理与支护技术一直是煤矿开采领域的重大研究方向, 这一研究在我国取得了长足的发展进步,并且取得了显著的经济和社会效益。在工程建 设过程中,安全是人类的基本要求,也是社会进步的重要体现,特别是在地下工程、煤 矿生产、路基工程、边坡工程等方面,安全性评价蓬勃发展[18]。随着煤矿开采深度的 增加,地压增大,开采强度的提高,地质条件的变化,使得井巷工程的支护和维修问题 日益突出[913]。如何有效提高支护对巷道的安全控制已成为矿井最关注的安全技术问题 之一。宁东矿区是国家规划的十三个能源化工基地之一,相继开工建设的煤矿有二十多 对,产能达 1.5 亿吨,井巷工程量大;宁东矿区地下水极其丰富,围岩比较破碎,在基 本建设与开采过程中多次出现片帮和冒顶现象,巷道顶板的安全可靠度仍不能满足矿井 安全生产的需要,这些问题严重制约快速掘进,直接影响了矿井建设进程和安全高效开 采。 岩石在外荷载作用下的破坏,实质上是岩石中缺陷的萌生、长大、扩展和汇合的过 程[14];尤其是在近接大断面隧道施工中,一方面将改变既有构筑物的受力状态,从而对 其差产生种种不利影响,如结构承载力下降[15],甚至破坏[16],变形过大侵入限界[17], 边坡失稳滑塌等。另一方面,围岩应力场受既有构筑物的影响已发生多次扰动,近接大 断面隧道的分步开挖将再次进行扰动,围岩扰动多次叠加,使其强度变低[18 ,19]、完整性 和自稳能力变差[20]。 所以能否解决好软岩巷道的支护等问题, 同时对其安全性适时监测, 是宁东能源化工基地快速建设的需要,是西部煤炭开采向纵深发展和安全生产的关键问 题。 目前,我国现有的矿山井巷、铁路、水利、公路、国防工程的隧道一般采用锚喷支 护、锚索喷支护、现浇混凝土或砌碹支护等。松软、破碎围岩是制约井巷工程施工的主 要障碍和威胁之一。在巷道开挖中,表土层松软完整性、坚固差、安全可靠性差,施工 进度慢的问题在煤矿施工中这一问题十分突出,并严重地影响着矿井支护的安全状况。 由于锚喷支护作为一种积极支护方式已在国内各行业广泛使用,新型的钢管混凝土支架 为深层地下工程中支护的难题提供一种新的解决办法[2123]。 现浇混凝土砌碹支护的方法 使工人劳动强度大,工序时间长,施工速度慢,支护速度跟不上掘进速度,且在宁东软 弱含水地层使用存在问题较多。因此研究井筒及采区巷道新型支护方法,同时利用光纤 光栅适时监测,以解决困难条件下松散、破碎围岩巷道支护方式是本论文研究的方向。 松软、破碎围岩的定义围岩强度低,自稳能力差,遇水弱化膨胀变软变脆,容易 西安科技大学硕士学位论文 2 屈服破碎,且极易风化,受埋深、侧压比、构造应力等的影响大;在岩体中开掘巷道后, 地应力重新调整,在巷道周边产生应力集中,层理节理随之发育,使巷道围岩更具有松 动破碎性。 根据红柳井田地质资料,围岩破碎,地下水极其丰富,煤层顶板岩性由细粒砂岩构 成,岩石孔隙发育、易风化,抗水浸能力差,强度较低,为不稳定岩体,坚固性差,随 煤层开采易冒落,属易冒落的有周期来压顶板。底板由粉砂岩组成,岩石强度较低,抗 水、抗风化和抗冻能力差,易软化,岩石坚固性差,属极软弱类底板;内生裂隙较发育, 部分裂隙被方解石和黄铁矿充填,即“三软煤层”[24]顶板软、底板软、煤质软。分析 煤层顶底板岩性,其总体特征是岩石较松散、遇水软化、极易风化。软岩巷道的变形呈 现蠕变变形三阶段的规律,并且具有明显的时间效应。确定煤矿围岩大位移临界值能够 避免盲目建矿造成的巨大浪费,有的煤矿建成后不能进行正常生产,原因是不能预测围 岩产生大位移的严重后果,初期来压快、变形量大,巷道自稳能力很差,如果不加以控 制很快就会发生岩块冒落, 直至造成巷道破坏。 一般情况下对选择支护形式、 支护材料、 支护设备也有重要意义[2527]。如果用钢性支架强行支护而不适应软岩的大变形特性,则 巷道也难以维护,造成支架被压坏、巷道垮落[28]。 在巷道掘进中,巷道直接顶厚度和性质变化较大、围岩暴露后易风化破碎,顶板砂 岩含水层对于锚杆和锚索施工存在潜在的影响。不但巷道成巷速度慢,而且巷道维护困 难,易发生冒顶等安全事故,严重影响矿井的安全建设;解决这些问题对该矿具有极大 的现实意义,具有极强的实用价值。根据红柳煤矿、金家渠煤矿井田的地质条件及软岩 巷道围岩应力分布特征,研究设计井筒及采区巷道更合理的支护形式,以光纤光栅传感 原理为基础,采用光纤光栅的监测系统,并将该系统在煤矿进行工业性实验,为矿井安 全生产提供新方法;同时在井筒及采区巷道特定地质条件下部分区段采用柔模泵注混凝 土支护技术,为矿区高效安全建设生产提供理论和技术支持。 1.2 国内外研究现状与发展 (1)20 世纪 20 年代以前古典的压力理论 20 世纪初发展起来的是以 Haim、Rankine 理论为代表的古典压力理论[29]。随着开 挖深度的增加,人们发现古典压力理论许多方面都有不符合实际之处,此时,坍落拱理 论应运而生。坍落拱理论认为坍落拱的高度与地下工程跨度和围岩性质有关,坍落拱 理论的最大贡献就是提出巷道围岩具有自承能力。这种理论是基于一些简单假设,现在 已很少应用[30]。 (2)20 世纪 20 年代至 60 年代的松散体理论阶段 这一理论是把岩体视作松散体,认为作用在支护结构上的荷载是围岩坍落拱内的松 动岩体重量[31]。从 20 世纪 30 年代开始,人们又将弹性力学和塑性力学引入地下工程的 1 绪论 3 岩石力学分析中,解决了许多地下工程中的问题,其中 R.Fenner 和 H.Schmidt 等人的巷 道围岩弹塑性应力分布和围岩支架的相互作用理论为典型的代表之一。 (3)20 世纪 60 年代前后发展起来的支护与围岩共同作用的现代支护理论 这种理论一方面是由于锚喷支护等现代支护形式的出现,保证了围岩不发生坍塌; 另一方面是由于岩体力学的发展,由此逐渐形成了以岩体力学原理为基础的,以锚喷支 护为代表的,考虑支护与围岩共同作用的现代支护理论。 20 世纪 60 年代,奥地利工程师 L.V.Rabcewlez 在总结前人经验的基础上,提出了 一种新的隧道设计施工方法,简称新奥法,新奥法的核心是利用围岩的自承作用来支撑 隧道,促使围岩本身变为支护结构的重要组成部分,使围岩与构筑物的支护结构共同形 成坚固的支承环[32 ,33]。 日本山地宏和樱井春辅提出了围岩支护的应变控制理论。该理论认为,隧道围岩的 应变随支护结构的增加而减小,而容许应变则随支护结构的增加而增大。因此,通过增 加支护结构,能较容易地将围岩应变控制在容许应变范围之内。支护结构的设计原则是 在由工程测量结果确定了对应于应变的支护工程的感应系数后确定的。 20 世纪 70 年代, M.D.Salamon 等人又提出了能量支护理论。该理论认为,支护结构与围岩相互作用、共 同变形,在变形过程中,围岩释放一部分能量,支护结构吸收一部分能量,但总的能量 没有变化[34]。因而,主张利用支护结构的特点,使支架自动调整围岩释放的能量和支护 体吸收的能量,支护结构具有自动释放多余能量的功能。 锚杆支护与传统的支护有着根本的不同,传统支护常常是被动的承受破坏岩体所产 生的载荷,而锚杆可以主动的加固围岩土体,有效地控制其变形,防止岩土体坍塌破坏 的发生。锚杆支护理论发展到现在,归纳起来有以 Louis A.Panek[35]、T.L.V.Rabcewicz[36] 和 T.A.Lang[37]为代表的支撑理论,以美国 P.P.Oreste 为代表的加固理论,以南非 M.D.Salamon 为代表的能量学理论,目前,国外锚固技术以澳大利亚、美国发展最为迅 速, 两国锚杆支护比重已接近 100%。 , 其锚固技术水平居于世界前列[38]。 瑞典 C.L (1999 年)针对锚杆安装在均匀变形岩体中、受拉拔力的作用和节理的张开作用三种情况,分 别提出了相应的锚杆分析模型,并探讨了锚杆在三种情况下的应力分布和变性特点[39]。 从上个世纪 20 年代以来,国内外岩体锚固技术无论在理论研究、技术创新或工程 应用方面都得到了突飞猛进发展。岩体锚固技术除了在地下工程、边坡工程、结构抗浮 等工程中继续保持着良好的发展势头外,在坝基加固、桥梁工程以及抗震工程中有着长 足的进展。 三峡工程双线五级永久船闸的直立高边坡及薄衬砌墙稳定加固中, 使用了 17 万根锚杆,对提高边坡的整体稳定性发挥了重要作用[40]。小浪底水利枢纽工程主厂房宽 26.2m,长 251.5m,最大高度为 61.44m,其顶拱采用设计拉力值为 1500kN,长 25m、 间距 4.5m 6.0m 的预应力锚杆与长 68m、 间距为 3.0m 3.0m 的系统张拉锚杆进行加固, 取得了良好的效果[41]。 我国独创的契管式锚杆[42], 这种锚杆在被强制推压入钻孔中时立 西安科技大学硕士学位论文 4 即对周围岩体施加径向和轴向预压力,其延性好,随时间推移在经受爆破震动或岩体发 生变形之后锚固力会大幅地增长。针对大变形和受采动作用的矿山巷洞工程,发展了可 伸缩式锚杆(或称屈服锚杆、卸压锚杆) (Telescopicanchor bolts)[43]。锚网喷支护软岩 巷道的锚固区围岩承载稳定性和良好的抗流变特性是巷道稳定的关键,充分调动了围岩 的承载能力,使巷道变形速率逐步向较低变形速率状态转化。若刚度较高,二次支护应 力重新分配后,巷道锚固区外的围岩体切向应力值降低,利于巷道趋于稳定;若刚度较 低,二次支护后巷道的后续变形引起的围岩应力重新分配,导致锚固区外的周边岩体切 向应力值升高,不利于巷道围岩快速趋于稳定状态。同时,锚网索支护巷道出现较大变 形,会导致巷道表面围岩体破坏,锚杆承载能力难以发挥,甚至降低、丧失;及锚固区 岩体的整体性遭到削弱、破坏,围岩稳定性下降。 我国在松碎软岩巷道的支护设计等方面的研究工作起始于 1958 年, 但是直到 80 年 代才取得较大的发展。 中科院地质研究所王思敬[44]为代表的突破点理论。 巧妙利用了预应力钢材的高抗拉 强度提高了岩土体自身的强度及自稳能力[45],充分挖掘了岩土体的潜能,成为提高岩土 工程稳定性和解决复杂困难工程问题的最经济最有效的方法之一。由于锚索(杆)工程 具有不开挖滑体、能机械化施工、降低工程造价等优点,所以被广泛应用[46]。20 世纪 80 年代后,我国开始研究和在实际工程中对锚杆(索)钢筋施加预应力,岩体锚固技术 逐渐步入高强度预应力锚杆体系阶段。 国内李家峡电站在对滑坡体的加固[47]中应用到的 预应力锚杆的承载力设计值达到了 10000kN,我国高承载力锚固体系的设计和施工开始 进入世界先进行列。在锚杆作用机制的研究中,许多学者利用各种力学理论进行了解析 分析。在推导过程中,中科院武汉岩土力学研究所的张玉军(1994 年)利用了各向异性 弹性力学理论[48]。在锚杆支护参数的设计方面,除了可以利用许多力学理论以外,在工 程实践中主要采用经验法、 工程类比法以及现场监测法。 随着锚杆支护技术的推广应用, 也发展了许多新的锚杆支护设计理论,北京科技大学的高谦(1997 年)提出了可靠度分 析法,太原理工大学的韩凤山(1998 年)利用了神经网络技术,淮南工业大学的孟祥瑞 提出了专家决策支持系统[49]。 (1)轴变理论和系统开挖理论 由于学馥等人(1981 年)提出的“轴变理论”和“系统开挖控制理论”,认为巷道围 岩破坏是由于应力超过岩体强度极限所致,坍塌是改变巷道轴比,导致应力重新分布, 高应力下降低应力上升,直至自稳平衡,应力均匀分布的轴比是巷道最稳定的轴比,其 形状为椭圆形[50]。而开挖系统控制理论认为是开挖扰动了岩体的平衡,这个不平衡系统 具有自组织功能,可以自行稳定[51]。 (2)联合支护理论 郑雨天、冯豫、陆家梁、朱效嘉教授等提出了在新奥法的基础上发展起来的联合支 1 绪论 5 护技术认为对于软岩巷道支护,要“先柔后刚、先挖后让、柔让适度、稳定支护”,并 由此发展起来了锚网喷技术、锚网喷架支护技术、锚带网架、锚带喷架等联合支护技术 [52]。 (3)关键部位耦合组合支护理论 由何满潮教授提出的关键部位耦合组合支护理论认为巷道支护破坏大多是由于支 护体与围岩体在强度、刚度、结构等方面存在不耦合造成的[53]。要采取适当的支护转化 技术,使其相互耦合,复杂巷道支护要分为两次支护,第一次是柔性的面支护,第二次 是关键部位的点支护。 (4)锚喷弧板支护理论 孙钧、郑雨天和朱效嘉等提出的锚喷弧板支护理论是对联合支护理论的发展。 该理论的要点是对软岩总是强调放压是不行的,放压到一定程度后,要坚决顶住,即 采用高标号、高强度钢筋混凝土弧板作为联合支护理论,先柔后刚的刚性支护形式,坚 决限制和顶住围岩向中空位移[54]。 (5)围岩松动圈理论 中国矿业大学董方庭教授提出松动圈理论认为巷道支护的对象为松动圈围岩自重 和深部围岩的部分弹塑性变形及松动围岩的碎胀变形,而围岩松动圈是围岩应力和围岩 强度的函数,它反映了巷道稳定程度[55]。凡是裸体巷道,其围岩松动圈都接近于零,此 时巷道围岩的弹塑性变形虽然存在,但并不需要支护;松动圈越大,收敛变形越大,巷 道就越难支护。因此,松动圈理论认为,支护的目的就在于防止围岩松动圈发展过程中 所产生的有害变形。在此基础上,可按松动圈进行巷道稳定分类并选择相应的支护形式 [56,57,58]。 (6)定量控制分析理论 定量支护理论研究的历史实质上是围岩力学模型的研究历史。目前,流变力学、断 裂力学