软弱厚煤层大断面开切眼围岩变形破坏特征

时间：2024-07-28

任浩

(霍州煤电集团吕梁山煤电有限公司方山木瓜煤矿，山西方山 033100)

1 前言

随着现代综合机械化开采技术的发展，中厚煤层一次采全厚开采方法得到大面积推广使用[1]。为满足大型综采设备运输安装需求，人工进出和煤炭运输的需要以及通风安全的要求，开切眼断面不断增大，逐渐形成24m2以上的大型断面[2]。然而断面增大将使得巷道围岩破坏范围增大、稳定性降低，尤其煤岩层软弱时巷道变形量持续增大[3-4]，此时开切眼支护常因支护强度不够不能阻止围岩变形，而使其在松动稳定态下出现阶段性恶化，迫使工作面空间反复维修，造成支护成本上升，影响综采设备的安装[5]。鉴于此，本文数值模拟研究在赵庄煤矿地质条件下不同锚固支护方案下开切眼围岩的力学效应，探究围岩位移变形规律及破坏区分布形态，分析开切眼模型的稳定性差异，为合理优化支护参数、提高支护强度、有效控制围岩提供参考。

2 工程概况

赵庄煤矿3号煤层埋藏平均深度737.12m，煤层平均厚度4.69m，倾角为1°～7°，属于缓倾斜煤层。煤层结构较简单，含有两至三层夹矸，夹矸多是砂质泥岩，厚度为0.20～0.35m。煤层层理发育，各分层煤体力学参数差异较大，节理有一定发育。煤层直接顶多为砂质泥岩或泥岩，局部地段为粉砂岩或细粒砂岩，从直接顶到基本顶为软弱—坚硬型，再向上也是软弱—坚硬相间的平行复合结构。直接底多为砂质泥岩或炭质泥岩，局部地段为粉砂岩或细粒砂岩。3号煤层顶底板较平整，裂隙不发育，管理较为容易。3号煤层顶底板条件属I类型不稳定顶底板，物理力学参数见表1。

表1 煤层及顶底板物理力学参数

3 开切眼数值模型

采用FLAC2D进行数值模拟，根据工作面的煤层赋存特征，假定岩层为水平分布的，各层的岩性各向同性的、连续的，岩体中的裂隙、断层暂不考虑[6]，岩体中的破断符合Mohr- Coulom准则。数值模拟岩体的力学参数见表1，模型长度按5倍巷道宽度再加上巷宽共计50m，模型高度取20m，开切眼的断面尺寸为宽×高=8.5m×3.0m。在模型顶部施加18.4MPa的均布载荷，左右两侧设置水平位移约束，底部设置垂直和水平位移约束。数值模拟主要研究不同支护方案下开切眼稳定性规律，共提3个方案，方案一：顶板锚杆直径20mm，长2 200mm，间排距900mm；两帮锚杆直径20mm，长1 800mm，间距800mm,排距900mm；方案二：锚杆支护参数同方案一，顶板增加锚索，其直径18.5mm，长7 200mm，每排布置两根，间距3 700mm，单根距最近帮2 400mm；方案三：锚杆支护参数同方案一，加喷30mm厚砂浆。

4 模拟结果分析

4.1 开切眼围岩水平位移分布

无支护和各支护方案下开切眼围岩水平位移如图1至图4所示。由于不考虑水平构造应力，顶板不产生水平位移，水平位移主要位于开切眼帮部，并呈弧形分布，即位移在帮中部最大，沿顶底板方向逐渐减小。无支护时开切眼帮中上部内移最大，为125mm；采用锚杆支护后，右帮最大内移量减小为100mm，减小了20%，左帮无明显变化，说明单纯锚杆支护对软弱围岩变形的控制作用十分有限，这主要是因为围岩软弱破碎区范围大于锚杆锚固范围，导致锚杆锚固段无法附着在围岩的稳定部位，即使有锚杆外露端托盘的径向约束也不能阻止锚杆随弱岩一同向开切眼内移动变形，从而致使锚杆支护效果不佳。所以，必须采取联合支护方式来控制开切眼变形。支护方案二是在顶板增设两排锚索，锚索将顶板的软弱岩层悬吊于稳定的基本顶上，使顶板组合梁抗弯性能进一步提高，顶板作用在开切眼帮上的侧压降低，令帮部最大移近量的分布范围有所减小。支护方案三是在锚杆支护的基础上又进行了喷浆补强，喷将后帮最大位移减小至50mm，较无支护时降幅达60%。可见，喷浆起到了及时支撑围岩的作用，使围岩因掘进而引起的压力松弛带不致有过大的发展，并对围岩裂隙、节理、凹穴进行了填补，完善了围岩的整体性，提升了围岩的强度，进而对围岩变形起到有效控制。

支护能减小开切眼帮的水平变形量，但对变形的分布形态和范围不造成显著影响，原因是开切眼帮体是尚未开采的煤体，属于单边界无限大岩体，在这种岩体中掘进和支护对帮造成的扰动及约束不会受煤体尺寸的影响，而主要由煤体力学特性决定。由于力学特性是恒定的，故水平位移分布形态和范围才基本保持不变。

图1 无支护水平位移

图2 锚杆支护水平位移

图3 锚杆锚索支护水平位移

图4 锚杆喷浆支护水平位移

4.2 开切眼围岩垂直位移分布

开切眼围岩垂直位移如图5至图8所示。顶板垂直位移呈拱形分布，随支护效果的提高位移拱缩小。例如，支护方案1至方案3，150mm位移拱拱高依次为4.5m、1.5m、0m，较无支护时的6m位移量分别降低25%、75%、100%；最大下沉量依次为150mm、150mm和100mm，较无支护时的225mm下沉量分别减小33%、33%和55%。两帮垂直位移主要分布于帮上、中部，从上部往中部逐渐减小。无支护、方案1和方案2帮垂直位移均为25～100mm；方案3时垂直位移为20mm，较前两方案减小68%。可见，采用锚杆支护对顶板造成挤压加固，形成的挤压加固拱强化了浅部围岩的抗载性能，达到抑制锚固范围内岩体发生松动的效果，使顶板下沉量明显减小。当增加锚索后，虽然顶板最大下沉量并没减小，但位移拱的高度及宽度显著缩小，表明锚索锚固端深入至围岩高应力区，将顶板潜在的拱形施载体悬吊在深部稳定岩层上，使其能够充分发挥组合梁、悬吊等基本性能，强化了对深部岩体的制约作用。模拟显示锚索作为锚杆支护的补充，能进一步改善顶板的稳定性，但对开切眼帮的下沉变化却没有影响，这仍源于帮煤体的无限大特征。值得关注的是，喷浆支护对于控制顶、帮的变形最为显著，喷浆层除与围岩形成了一个共同作用的力学统一体，将围岩由施载体转化为承载体外，其还能强化锚杆外露端的约束力，从而增大锚杆周围挤压岩体的范围和强度，有助于锚杆支护效果的提升。可以看出，采取锚杆+喷浆的整体支护方式应是软弱围岩控制的首选方案。

图5 无支护垂直位移

图6 锚杆支护垂直位移

图7 锚杆锚索支护垂直位移

图8 锚杆喷浆支护垂直位移

4.3 开切眼围岩破坏形态

无支护和各支护方案下开切眼围岩破坏形态如图9至图12所示。破坏范围主要分布于开切眼顶角及两帮，呈“心”形分布，破坏形式以剪切破坏为主。无支护时顶板和两帮破坏深度分别为7m和5m，顶板表面中部有长5m、高1m的拉破坏区；锚杆支护时顶板和两帮破坏深度分别为6m和3m，顶板表面拉破坏区长度减小为3m，顶板中部出现4m2的无破坏区；增设锚索后围岩的破坏情况与支护方案2的情形类似，区别在于顶角处的破坏深度及面积大幅减少，说明被锚索悬吊后的顶板降低了其与两帮的相互作用力，改善了顶帮结合处围岩的受力状态，阻止了破坏沿顶角方向的扩展延伸；采用锚杆喷浆支护后，顶板破坏深度减小至4m、无破坏区面积增至7 m2，形成了拱形的岩体完整区，表明对于大跨度开挖空间，支护的重点应是保证顶板的稳定性，喷浆支护是较锚索支护更为有效的顶板补强支护方式。

另外，从围岩破坏形式看，软弱围岩主要出现压剪破坏，原因是弱岩体的抗剪强度往往较低，采用被动支护或主动支护力不足时无法抵御弱面上的剪应力。因此，面对岩性较弱的围岩建议采取注浆来增大岩体的内聚力和内摩擦角以提升岩体的抗剪强度，达到稳定围岩的目的。