超大斷面硐室圍巖變形破壞機(jī)理及控制

肖同強(qiáng),李化敏,楊建立,蔣紹永

(1.河南理工大學(xué)能源科學(xué)與工程學(xué)院,河南焦作 454000;2.山西潞安環(huán)能股份公司王莊煤礦,山西長治 046031)

超大斷面硐室圍巖變形破壞機(jī)理及控制

肖同強(qiáng)1,李化敏1,楊建立2,蔣紹永1

(1.河南理工大學(xué)能源科學(xué)與工程學(xué)院,河南焦作 454000;2.山西潞安環(huán)能股份公司王莊煤礦,山西長治 046031)

針對(duì)斷面面積近100 m2的大采高支架換裝硐室,采用現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè)、數(shù)值模擬等方法分析其變形破壞機(jī)理:硐室斷面增大致使圍巖破碎區(qū)、塑性區(qū)增大,超大斷面硐室塑性區(qū)半徑達(dá)到普通斷面硐室的2.2倍;斷面增大引起掘進(jìn)擾動(dòng)應(yīng)力增高,而錨桿加固厚度小、初期支護(hù)阻力小致使軟弱圍巖嚴(yán)重變形破壞。針對(duì)支架換裝硐室0～2.5 m的破碎區(qū)、2.5～8.0 m的塑性區(qū),提出了分區(qū)耦合支護(hù)圍巖穩(wěn)定控制原理:硐室圍巖由淺至深破壞程度逐漸減小,達(dá)到穩(wěn)定所需支護(hù)強(qiáng)度逐漸減小,采用高強(qiáng)高預(yù)緊力“錨桿、注漿錨索、錨索”支護(hù)及“分區(qū)注漿加固”技術(shù),可形成針對(duì)破碎區(qū)、塑性區(qū)和彈性區(qū)的3個(gè)相互聯(lián)系的承載圈,從而滿足各個(gè)分區(qū)支護(hù)強(qiáng)度需要,實(shí)現(xiàn)支護(hù)結(jié)構(gòu)和圍巖共同承載,保證圍巖穩(wěn)定。

超大斷面;軟弱圍巖;變形破壞機(jī)理;分區(qū)耦合支護(hù)

厚煤層是我國實(shí)現(xiàn)高產(chǎn)高效開采的主力煤層[1－3]。大采高綜采技術(shù)生產(chǎn)效率高、資源采出率高,是5～7 m厚煤層開采的發(fā)展方向[4－6]。隨著大采高綜采技術(shù)的發(fā)展及煤礦大型裝備的應(yīng)用,井下硐室斷面越來越大,一些硐室的寬度、高度達(dá)到8～10 m,斷面積達(dá)到70～100 m2[7－9]。硐室斷面的顯著增大致使硐室圍巖變形破壞嚴(yán)重,極易發(fā)生冒頂事故。因此,亟需解決大斷面硐室支護(hù)難題。

對(duì)于硐室圍巖穩(wěn)定控制,目前主要采用錨桿錨索、鋼筋混凝土砌碹、注漿等支護(hù)加固形式,通過錨桿錨索主動(dòng)支護(hù)與高承載能力被動(dòng)支護(hù)的聯(lián)合支護(hù),有效減小了圍巖的變形破壞,保證了圍巖的穩(wěn)定[7－9]。但對(duì)于70～100 m2的超大斷面硐室,因其斷面大、埋深大,圍巖破碎區(qū)、塑性區(qū)顯著增大,破碎區(qū)、塑性區(qū)往往超出了傳統(tǒng)的錨桿錨索加固范圍,傳統(tǒng)支護(hù)技術(shù)難以滿足硐室圍巖穩(wěn)定需要。為此,本文針對(duì)王莊煤礦斷面面積近100 m2的大采高支架換裝硐室,開展了超大斷面硐室圍巖變形破壞機(jī)理及穩(wěn)定控制研究。

1 工程概況

王莊煤礦+540 m水平支架換裝硐室主要用于起吊、組裝、維護(hù)7.0 m高的大采高支架。該硐室采用直墻半圓拱形斷面,掘進(jìn)斷面寬×高為9 800 mm× 10 810 mm,荒斷面積96 m2。該硐室埋深440 m,位于輔助運(yùn)輸大巷東側(cè),3號(hào)煤層底板巖層內(nèi)。支架換裝硐室圍巖中軟弱巖層較厚,硐室所在層位如圖1所示。支架換裝硐室頂板為砂質(zhì)泥巖,依次往上為泥巖、細(xì)粒砂巖、泥巖、細(xì)粒砂巖、泥巖、煤層等;兩幫為泥巖、煤線;底板為砂質(zhì)泥巖,依次往下為灰?guī)r、煤線、泥巖等。臨近無采區(qū),不受工作面采動(dòng)影響。

圖1 支架換裝硐室圍巖狀況Fig.1 Surrounding rock condition of support reloading chamber

支架換裝硐室掘進(jìn)初期,采用錨網(wǎng)索噴支護(hù),錨桿、注漿錨索、頂板錨索、兩幫錨索規(guī)格分別為?22 mm×2 500 mm,?22 mm×8 300 mm,?22 mm× 15 000 mm,?22 mm×8 300 mm,三者間隔布置,間排距分別為700 mm×700 mm,1 600 mm×1 600 mm, 1 600 mm×1 600 mm。在前期施工中,硐室頂板、兩幫出現(xiàn)嚴(yán)重變形破壞,圍巖控制難題亟需解決。

2 超大斷面硐室圍巖變形破壞機(jī)理

2.1 變形破壞特征

支架換裝硐室掘進(jìn)初期,采用原支護(hù)方案掘出后2～3個(gè)月,圍巖出現(xiàn)嚴(yán)重變形,噴層大面積開裂、鋼筋網(wǎng)撕裂,兩幫移近量達(dá)1 000 mm以上,頂板最大下沉量達(dá)300 mm以上,不得不擴(kuò)幫挑頂進(jìn)行修巷。

(1)圍巖破壞形式。

結(jié)合現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè)及圍巖鉆孔窺視結(jié)果,按照支架大換裝硐室圍巖破壞形態(tài)、破壞過程及其成因,其破壞類型可劃分為松動(dòng)破壞、拉破壞、剪破壞、巖爆破壞和膨脹變形破壞,如圖2所示。①在圍巖壓力及爆破施工的影響下,圍巖出現(xiàn)松動(dòng),并沿著層理、節(jié)理等弱面滑移(圖2(a));②由于硐室跨度大,在頂板壓力作用下,硐室表面噴層張拉破壞明顯,在拱頂和兩個(gè)拱肩出現(xiàn)了拉破壞區(qū)域(圖2(b),(c)),并沿著硐室走向延伸;③圍巖內(nèi)部則在三向應(yīng)力作用下發(fā)生剪切破壞;④在大斷面硐室開挖引起的集中應(yīng)力作用下,頂板脆性巖石有時(shí)會(huì)發(fā)生巖爆;⑤局部淋水區(qū)域,泥質(zhì)巖石遇水發(fā)生膨脹變形破壞(圖2(d))。

圖2 支架換裝硐室圍巖破壞形式Fig.2 Surrounding rock failure form of support reloading chamber

(2)圍巖破壞深度。

破碎區(qū)、塑性區(qū)大小是硐室支護(hù)設(shè)計(jì)的重要依據(jù),通過鉆孔窺視、理論計(jì)算及數(shù)值計(jì)算,確定了破碎區(qū)、塑性區(qū)的大小。通過圍巖鉆孔窺視,得到不同深度圍巖變形破壞狀況,如圖3所示。由圖3可以看出,0～2.5 m內(nèi),圍巖較破碎、裂隙發(fā)育;2.5～8.0 m內(nèi),圍巖裂隙逐漸減少;8.0 m以深,圍巖較完整,裂隙不發(fā)育。

圖3 原支護(hù)方案硐室不同深度圍巖裂隙發(fā)育狀況Fig.3 Surrounding rock fracture development in different depth in the original plan

依據(jù)地應(yīng)力、巖石力學(xué)性質(zhì)測(cè)試及支護(hù)狀況等條件,通過極限平衡理論計(jì)算式(1)[10],得到硐室圍巖塑性區(qū)半徑Rp為7.9 m。

其中,R0為硐室半徑,取5.0 m;P為原巖應(yīng)力,取8.0 MPa;Pi為支護(hù)阻力,取0.2 MPa;c為黏結(jié)力,取1.0 MPa;φ為內(nèi)摩擦角,取30°。依據(jù)鉆孔窺視得到的圍巖裂隙發(fā)育狀況(圖3)并結(jié)合理論計(jì)算結(jié)果(式(1))及數(shù)值模擬結(jié)果(圖4),可推斷出支架換裝硐室圍巖破碎區(qū)、塑性區(qū)和彈性區(qū)的大致范圍:0～2.5 m為破碎區(qū);2.5～8.0 m為塑性區(qū);8.0 m以深為彈性區(qū)。

圖4 大斷面硐室塑性區(qū)分布Fig.4 Plastic zone distribution of large section chamber

2.2 變形破壞機(jī)理

(1)硐室斷面大。

斷面尺寸是影響硐室穩(wěn)定性的重要因素,隨著斷面尺寸變化,圍巖穩(wěn)定性呈現(xiàn)一定規(guī)律性。采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件,建立5個(gè)不同拱形斷面尺寸的模型,硐室寬度和高度分別為2,4,6,8,10 m,硐室斷面面積分別為3.57,14.28,32.13,57.12, 89.25 m2。通過數(shù)值模擬分析,揭示斷面尺寸對(duì)圍巖位移、塑性區(qū)、應(yīng)力場(chǎng)分布的影響規(guī)律。

斷面尺寸對(duì)硐室變形量的影響(圖5(a)):隨著硐室斷面增大,頂板下沉量、兩幫移近量呈快速增長趨勢(shì),而對(duì)于底臌,斷面積小于60 m2,隨著斷面增大,底臌量迅速增大,而當(dāng)斷面積大于60 m2以后,即當(dāng)硐室寬度、高度超過8.0 m后,隨著斷面的增大,底臌量增長趨緩。

斷面尺寸對(duì)圍巖塑性區(qū)分布的影響(圖4, 5(b)):隨著硐室斷面的增大,頂板及兩幫塑性區(qū)半徑出現(xiàn)較大增長,而底板在斷面積超過60 m2后,塑性區(qū)半徑增長趨緩,這與硐室變形量的變化趨勢(shì)一致;硐室寬度和高度為10 m時(shí),頂板、兩幫及底板的塑性區(qū)半徑為8～10 m,這與鉆孔窺視結(jié)果及經(jīng)驗(yàn)公式計(jì)算結(jié)果一致。超大斷面硐室(以“斷面寬、高為10 m”為例)塑性區(qū)半徑是普通斷面硐室塑性區(qū)半徑(以“斷面寬、高為6 m”為例)的2.2倍。由塑性破壞形態(tài)來看,硐室表面出現(xiàn)了拉破壞,而圍巖內(nèi)部則為剪破壞。

圖5 硐室斷面面積對(duì)其變形破壞的影響Fig.5 Effects of basal area on chamber deformation and failure

斷面尺寸對(duì)圍巖應(yīng)力分布的影響(圖6):隨硐室寬度、高度及斷面面積的增大,圍巖應(yīng)力降低區(qū)范圍增大,表明圍巖破壞深度增大;頂板、兩幫、底板應(yīng)力集中系數(shù)增大,兩幫垂直應(yīng)力集中系數(shù)增大尤為明顯,由斷面面積3.57 m2時(shí)的1.68增至斷面面積89.25 m2的2.26,應(yīng)力明顯增長,且應(yīng)力峰值深度向深部轉(zhuǎn)移,表明隨硐室斷面增大,圍巖塑性區(qū)半徑逐漸增大。

圖6 硐室斷面對(duì)圍巖應(yīng)力集中系數(shù)的影響Fig.6 Effects of chamber basal area on chamber stress concentration coefficient of surrounding rock

綜上所述,隨著硐室斷面增大,圍巖應(yīng)力集中程度增加,破碎區(qū)、塑性區(qū)增大,易出現(xiàn)頂板垮冒、兩幫大量移近、底臌等劇烈礦壓顯現(xiàn)。

(2)應(yīng)力高而圍巖強(qiáng)度小。

圍巖應(yīng)力、圍巖強(qiáng)度是影響硐室穩(wěn)定性的重要因素。圍巖應(yīng)力與地應(yīng)力、開挖引起的擾動(dòng)應(yīng)力密切相關(guān)。支架換裝硐室埋深為440 m,地應(yīng)力實(shí)測(cè)結(jié)果表明,硐室所處巖層初始垂直應(yīng)力達(dá)到8～10 MPa,最大水平應(yīng)力達(dá)到10～12 MPa,地應(yīng)力不高,但由于硐室開挖斷面大(斷面面積接近100 m2),應(yīng)力集中系數(shù)較大,圍巖最大主應(yīng)力達(dá)20～25 MPa,相當(dāng)于800～1 000 m埋深地層的垂直應(yīng)力。硐室圍巖中泥巖、砂質(zhì)泥巖等軟弱巖層較多(圖1),加上巖層層面、節(jié)理、裂隙等軟弱結(jié)構(gòu)面的影響,圍巖強(qiáng)度較小。超大斷面硐室開挖所引起的二次擾動(dòng)應(yīng)力高,而圍巖強(qiáng)度較小,必然造成軟弱圍巖出現(xiàn)嚴(yán)重的變形破壞(圖2)。

(3)支護(hù)不合理。

支護(hù)方式及參數(shù)選擇對(duì)硐室穩(wěn)定性影響較大。硐室掘進(jìn)初期,原支護(hù)方案存在以下問題:2.5 m長的錨桿錨固在破碎區(qū),錨固力及工作阻力均較小,不能充分發(fā)揮錨桿的作用效能;?22 mm高強(qiáng)錨桿預(yù)緊扭矩為350 N·m,預(yù)緊力偏低,與桿體屈服強(qiáng)度500 MPa不匹配,削弱了高強(qiáng)錨桿的主動(dòng)及時(shí)支護(hù)作用,并影響了其工作阻力的發(fā)揮(預(yù)緊力越高,工作阻力越高);錨桿與注漿錨索、錨索的間排距分別為700 mm×700 mm,1 600 mm×1 600 mm,1 600 mm× 1 600 mm,間排距不匹配,支護(hù)密度不均勻,易于產(chǎn)生局部應(yīng)力集中而造成圍巖或噴層開裂;硐室斷面大、成型差,爆破后圍巖表面凸凹不平,易產(chǎn)生應(yīng)力集中;錨網(wǎng)索施工質(zhì)量較差,影響整體支護(hù)效果的充分發(fā)揮。

3 超大斷面硐室圍巖穩(wěn)定原理及控制

針對(duì)支架換裝硐室斷面大、應(yīng)力高而圍巖強(qiáng)度小、支護(hù)不合理等引起的破碎區(qū)大(0～2.5 m)、塑性區(qū)大(2.5～8.0 m)、應(yīng)力集中程度高(應(yīng)力集中系數(shù)2.0～2.5)等變形破壞特征,提出超大斷面硐室分區(qū)耦合支護(hù)圍巖穩(wěn)定控制原理及技術(shù)。

3.1 分區(qū)耦合支護(hù)圍巖穩(wěn)定原理

破碎區(qū)、塑性區(qū)和彈性區(qū)圍巖力學(xué)特性不同,所需支護(hù)強(qiáng)度亦不同。支護(hù)與圍巖力學(xué)特性相耦合,才能有效控制圍巖變形破壞。據(jù)此提出超大斷面硐室分區(qū)耦合支護(hù)圍巖穩(wěn)定控制原理:

(1)硐室圍巖由淺至深分別為破碎區(qū)、塑性區(qū)和彈性區(qū),其破壞程度逐漸減小,達(dá)到穩(wěn)定所需的支護(hù)強(qiáng)度也逐漸減小,錨桿、注漿錨索、錨索的協(xié)調(diào)支護(hù)可滿足這種要求:在圍巖淺部,錨桿、注漿錨索、錨索的支護(hù)密度大,支護(hù)強(qiáng)度大,而在圍巖深部,支護(hù)密度依次減小,支護(hù)強(qiáng)度相應(yīng)減小。通過這種分區(qū)加固,可以形成與圍巖相吻合的穩(wěn)定承載圈。針對(duì)0～2.5 m的破碎區(qū)、3～8 m的塑性區(qū)及8 m以深的彈性區(qū),采用3 m長的錨桿、8 m長的注漿錨索、15 m長的錨索協(xié)調(diào)支護(hù),將破碎區(qū)、塑性區(qū)和彈性區(qū)有機(jī)聯(lián)系起來,3者間隔布置,由淺至深形成0～3,3～8,8～15 m三個(gè)穩(wěn)定的承載圈。

(2)高強(qiáng)高預(yù)緊力錨網(wǎng)索支護(hù),充分發(fā)揮錨桿錨索支護(hù)作用及圍巖自身承載能力。超大斷面硐掘出后,初期變形速度快。高預(yù)應(yīng)力錨桿錨索支護(hù)不僅可提供較大的初始支護(hù)阻力,而且具有良好的增阻性能,使破碎區(qū)、塑性區(qū)及彈性區(qū)的巖層之間鎖緊為一個(gè)整體,提高錨固范圍內(nèi)巖層的內(nèi)摩擦角和內(nèi)聚力,從而實(shí)現(xiàn)主動(dòng)及時(shí)支護(hù),有效限制圍巖有害變形破壞的發(fā)展,并能提高巖層整體承載性能[11－14]。對(duì)大斷面硐室的大跨度懸露頂板而言,錨索具有減跨作用,可有效減小頂板的拉破壞,并減小頂板向兩幫轉(zhuǎn)移的壓力[14]。錨網(wǎng)索支護(hù)在提供高支護(hù)阻力的同時(shí),還能適應(yīng)圍巖的變形(具有一定的可縮性),有助于釋放一定的圍巖壓力。

(3)分區(qū)注漿加固圍巖,改善圍巖力學(xué)性能,提高其穩(wěn)定性。在高強(qiáng)、高預(yù)緊力錨網(wǎng)索支護(hù)作用下,實(shí)現(xiàn)圍巖有控制的變形,但圍巖內(nèi)部原生裂隙和新生裂隙都會(huì)有一定程度的擴(kuò)展,要實(shí)現(xiàn)圍巖長期穩(wěn)定,仍需通過注漿方式提高圍巖強(qiáng)度。分區(qū)注漿加固即對(duì)0～2.5 m的破碎區(qū)和2.5～8.0 m的塑性區(qū)分別進(jìn)行注漿加固。首先對(duì)破碎區(qū)采用淺孔低壓注漿措施,然后對(duì)塑性區(qū)圍巖進(jìn)行深孔高壓注漿。通過深孔、淺孔注漿相結(jié)合可有效提高注漿效果。注漿后,錨桿、注漿錨索、錨索的錨固效果及支護(hù)剛度得到進(jìn)一步加強(qiáng),圍巖穩(wěn)定性進(jìn)一步提高。

綜上所述,針對(duì)超大斷面硐室較大的破碎區(qū)和塑性區(qū),由錨桿、錨索、注漿錨索及注漿加固,形成3個(gè)有機(jī)聯(lián)系的承載圈:第1承載圈由錨桿、注漿錨索及錨索組成,主要作用是限制圍巖的軸向、徑向變形及位移,提供圍壓,改善圍巖應(yīng)力環(huán)境,提高圍巖峰值強(qiáng)度及殘余強(qiáng)度,達(dá)到加固破碎區(qū)圍巖的目的;第2承載圈由注漿錨索、錨索組成,主要作用是將破碎區(qū)、塑性區(qū)和彈性區(qū)3者聯(lián)系起來,限制破碎區(qū)和塑性區(qū)的發(fā)展;第3承載圈由錨索組成,主要作用將破碎區(qū)、塑性區(qū)等不穩(wěn)定巖層與彈性區(qū)穩(wěn)定巖層錨固在一起,充分發(fā)揮深部圍巖的承載能力。

3.2 圍巖穩(wěn)定控制技術(shù)

依據(jù)超大斷面硐室圍巖穩(wěn)定原理,實(shí)施“分區(qū)耦合圍巖穩(wěn)定控制技術(shù)”,支架換裝硐室支護(hù)斷面如圖7所示。掘進(jìn)時(shí)采用“錨網(wǎng)索噴”主動(dòng)支護(hù),掘巷穩(wěn)定后開始澆筑鋼筋混凝土,最后實(shí)施分區(qū)注漿加固,確保支架換裝硐室長期穩(wěn)定。

圖7 支架換裝硐室支護(hù)斷面Fig.7 Supporting section of support reloading chamber

采用錨桿、注漿錨索、錨索形成0～3,3～8,8～ 15 m三個(gè)承載圈,以實(shí)現(xiàn)破碎區(qū)、塑性區(qū)和彈性區(qū)的分區(qū)耦合穩(wěn)定控制:錨桿、注漿錨索、錨索分別為?22 mm×3 000 mm高強(qiáng)螺紋鋼錨桿、?22 mm× 8 300 mm注漿錨索、?22 mm×15 000 mm高強(qiáng)度低松弛預(yù)應(yīng)力鋼絞線錨索;錨桿、注漿錨索及錨索3者插花布置,間排距分別為700 mm×700 mm,1 400 mm× 1 400 mm和1 400 mm×1 400 mm。錨桿之間采用鋼筋梯連接,并鋪設(shè)鋼筋網(wǎng)。錨桿預(yù)緊扭矩提高至450 N·m,注漿錨索(樹脂錨固劑錨固)、錨索初始張拉力為200 kN,以實(shí)現(xiàn)高強(qiáng)高預(yù)緊力支護(hù)。錨桿、注漿錨索、錨索安裝完成后,及時(shí)噴射厚30～50 mm混凝土,起到封閉圍巖、改善硐室表面成型不好引起的應(yīng)力集中等現(xiàn)象。

掘巷后3個(gè)月,待硐室變形穩(wěn)定后,開始澆筑鋼筋混凝土,澆筑厚500 mm。澆筑鋼筋混凝土之后,實(shí)施壁后分區(qū)注漿加固。采用水泥注漿材料對(duì)0～2.5 m的破碎區(qū)和2.5～8.0 m塑性區(qū)實(shí)施注漿加固,淺孔為?42 mm×3 000 mm,注漿壓力為0.5 MPa,深孔為?42 mm×8 000 mm,注漿壓力為1.5 MPa,間排距均為3 000 mm×3 000 mm,底角鉆孔向下傾斜30°,其他鉆孔與硐室表面垂直。深孔注漿時(shí)間滯后淺孔7 d左右,使淺孔注漿固結(jié)體達(dá)到一定強(qiáng)度。

3.3 圍巖控制效果分析

支架換裝硐室實(shí)施“分區(qū)耦合穩(wěn)定控制技術(shù)”后,噴層無開裂現(xiàn)象,支護(hù)結(jié)構(gòu)無破斷或撕裂現(xiàn)象,圍巖穩(wěn)定性明顯提高。掘巷后兩個(gè)月內(nèi),圍巖變形增長較迅速,而3個(gè)月后,硐室變形基本趨于穩(wěn)定,兩幫相對(duì)移近量為100～160 mm,而頂板下沉量為70～90 mm,有效控制了硐室變形量。鉆孔窺視結(jié)果如圖8所示,圍巖的完整性明顯改善。

4 結(jié) 論

圖8 新方案圍巖鉆孔窺視結(jié)果Fig.8 Rock borehole results in the new scheme

(1)斷面尺寸對(duì)硐室圍巖穩(wěn)定性影響較大。隨著硐室斷面增大,圍巖應(yīng)力集中程度增大,圍巖破碎區(qū)、塑性區(qū)增大,硐室變形量增大,支護(hù)難度增大;硐室斷面大,掘進(jìn)擾動(dòng)應(yīng)力高,而錨桿錨固厚度小、初期支護(hù)阻力小致使支架換裝硐室軟弱圍巖出現(xiàn)嚴(yán)重變形破壞。

(2)超大斷面硐室掘出后,圍巖形成了0～2.5 m的破碎區(qū)、2.5～8.0 m的塑性區(qū)和8.0 m以深的彈性區(qū)。硐室圍巖由淺至深達(dá)到穩(wěn)定所需支護(hù)強(qiáng)度逐漸減小,需根據(jù)每個(gè)分區(qū)圍巖不同的變形破壞特征,形成針對(duì)破碎區(qū)、塑性區(qū)和彈性區(qū)的3個(gè)相互聯(lián)系的承載圈,實(shí)現(xiàn)分區(qū)內(nèi)支護(hù)結(jié)構(gòu)和圍巖相耦合,從而保證圍巖長期穩(wěn)定。

(3)針對(duì)支架換裝硐室較大的破碎區(qū)、塑性區(qū),采用了分區(qū)耦合支護(hù)技術(shù),形成了由“錨桿、注漿錨索、錨索”、“低壓注漿加固層”及“高壓注漿加固層”組成的3個(gè)耦合承載圈,滿足了各個(gè)分區(qū)支護(hù)強(qiáng)度需要,實(shí)現(xiàn)了支護(hù)結(jié)構(gòu)和圍巖共同承載,保證了支架換裝硐室圍巖穩(wěn)定。

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Deformation and failure mechanism of surrounding rock in chamber with super large section and its control

XIAO Tong-qiang1,LI Hua-min1,YANG Jian-li2,JIANG Shao-yong1
(1.School of Energy Science and Engineering,Henan Polytechnic University,Jiaozuo 454000,China;2.Wangzhuang Coal Mine,Shanxi Lu’an Environmental Energy Development Co.,Ltd.,Changzhi 046031,China)

Based on the nearly 100 m2large section chamber for large mining height support reloading,with the site observation and numerical simulation method,surrounding rock deformation and failure mechanism was analyzed.With the increase of chamber section,the failure zone and the plastic zone increase,the plastic zone radius of super large section chamber is 2.2 times about normal section chamber.The high disturbed stress because of large section,the small thickness of anchorage body with bolt support,and the low initial support resistance resulted in serious deformation and failure of weak surrounding rock.According to the 0－2.5 m failure zone and the 2.5－8.0 m plastic zone of support reloading chamber,the stability principle of zonal control of coupling support for large cross section chamber was put forward.After chamber excavation,the failure zone,the plastic zone and the elastic zone were formed,the surrounding rock damage degree was gradually reduced from shallow to deep,and also the needed support strength to be stability decreased gradually,through the high strength and high pre-stress support with bolt,grouting cable and cable, three load bearing ring can be formed according to the failure zone,the plastic zone and the elastic zone,so that the three zones are connected organically,and the support strength for the three zones can be satisfied,and a common loading of supporting structure and surrounding rock can be ensure the stability of the surrounding rock.

super largesection;soft surrounding rock;deformation and failure mechanism;zonal control of coupling support

TD353

A

0253－9993(2014)04－0631－06

肖同強(qiáng),李化敏,楊建立,等.超大斷面硐室圍巖變形破壞機(jī)理及控制[J].煤炭學(xué)報(bào),2014,39(4):631－636.

10.13225/j.cnki.jccs.2013.1407

Xiao Tongqiang,Li Huamin,Yang Jianli,et al.Deformation and failure mechanism of surrounding rock in chamber with super large section and its control[J].Journal of China Coal Society,2014,39(4):631－636.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2013.1407

2013－09－30 責(zé)任編輯:常 琛

國家自然科學(xué)基金資助項(xiàng)目(51204167);河南理工大學(xué)博士基金資助項(xiàng)目(B2012－081)

肖同強(qiáng)(1981—),男,山東單縣人,講師,博士。E－mail:xtq2000@163.com