第45卷第21期
2019年12月
山西建筑 SHANXI ARCHITECTURE
Vol.45No.21
Dec. 2019
文章编号:1009 ̄6825(2019)21 ̄0088 ̄02
沿空巷道围岩变形破坏机理及控制研究
姚柏聪 崔莹妹
(辽宁工程技术大学土木工程学院ꎬ辽宁阜新 123000)
摘 要:回采条件下沿空留软岩巷围岩变形与破坏是目前深地资源开采中面临的主要问题ꎮ通过室内试验方法获得岩石的基本力学参数和不同围压作用下岩石的破坏特征ꎬ通过对回采巷道破坏机理和围岩的力学性质研究ꎬ提出了可靠的支护结构方案ꎮ研究成果表明:根据采空区巷道围岩的力学特性ꎬ发现了深部开采软岩巷道的破坏规律ꎻ通过采集施工现场的岩样进行室内试验研究ꎬ提出了沿空留巷的有针对性的设计方案ꎬ以锚杆和锚索为主ꎬ共同提供支护强度ꎮ关键词:巷道ꎬ围岩ꎬ支护ꎬ锚杆ꎬ锚索中图分类号:TU458
1 概述
由于我国的开采深度不停加深ꎬ支护结构发展成现在的高强度锚杆支护体系ꎬ这些研究使得沿空留巷技术得到了大量的推广应用[1]ꎮ李文培等[2]通过采用连续函数描述了沿空留巷围岩位移场的分布规律ꎻYoung ̄JinShin等[3]得出了深部开采条件下围岩在渗流力作用下的破坏特征曲线ꎻ张俊文等[4]提出了“预应力锚索+锚杆承载结构”的沿空留巷道围岩支护技术ꎻ谢生荣等[5]通过精确的计算分析提出在开挖通过空巷合理的时空节点上C等ꎻJohan[6]对松动圈做研究ꎬ提出加强对碎胀力的研究和巷道支护时对松动圈的影响较小ꎻRamamurthy等[7]提出了深浅孔交错注浆和对穿锚索的巷道加固方法ꎻ康红普等[8]对动压影响下巷道出现大变形进行研究提出了锚网索+注浆+底板锚索的围岩支护方案ꎮ
本文分析了在回采影响下的巷道围岩变形破坏机理及控制方法ꎬ通过理论结合实际工程进行分析总结了回采巷道破坏机理ꎬ经过室内试验原理获得围岩的基本力学参数和不同围压影响下岩石的破坏特点ꎬ通过对回采巷道破坏机理和围岩的力学性质研究ꎬ提出了可靠的支护结构设计ꎮ
2 回采巷道破坏机理
原岩应力由初始状态向新的平衡状态转化ꎬ对于煤层的开采过程ꎬ当没有空留巷道时ꎬ煤层主要采用自由塌落的形式ꎬ此时在顶板的前方的应力集中区域会大面积的产生ꎬ而当开采过程中工作面需要进行开切眼和采掘回风巷道时ꎬ此时由于巷道已经建成ꎬ当进行回采的过程中ꎬ集中应力区域会和巷道的区域进行叠加ꎬ此时巷道会受到额外较大的应力ꎬ引起巷道中应力的重新排列ꎬ对于受到采动影响的巷道ꎬ巷道经常出现破坏和失稳ꎬ除了巷道的位置因素外ꎬ工作面前推而向前挪动ꎬ当煤矿巷道开采后ꎬ采区的上覆岩层会构成矸石支撑体系并形成塌落区域ꎬ由于工作面向前挪动ꎬ作用在回采巷道前方的支持压力将逐渐增加ꎬ如图1所示是采空区应力的重新分布ꎮ
基本顶关键块A关键块B
关键块C
直接顶煤层
顶煤
未放顶煤
垮落破碎岩块
实体煤
巷道煤柱
图1采空区支承压力分布
收稿日期:2019 ̄09 ̄06
作者简介:姚柏聪(1998 ̄)ꎬ男ꎬ在读本科生
文献标识码:A
3 沿空巷道围岩力学参数研究
本次实验的岩样取自单侯矿第一工作面ꎬ这些包括煤岩ꎬ泥岩ꎬ细砂岩和粉砂岩ꎬ以上几种岩石分别进行岩石三轴压缩试验ꎬ分别获得岩样的应力应变曲线ꎬ并通过拟合方法获得岩样的物理力学参数ꎮ
砂岩等在围压条件下表现出明显的应变软化阶段和强度残余阶段ꎬ随着围压减小ꎬ煤岩及泥岩的峰值强度有所降低ꎬ其中砂岩的这种特性更加突出ꎮ
根据煤矿中的大量工程实践表明ꎬ对于回采巷道围岩支护工程来讲ꎬ软弱的围岩所受到的围压一般都远远低于岩石的脆性破坏临界点ꎬ因此ꎬ深部回采巷道在采用扰动下的围岩变形仍表现出明显的脆性破坏ꎬ并伴随着大变形特性ꎬ实验岩体在卸载过程中主要破坏特征是应变软化ꎮ这使得深部巷道围岩在峰后行为表现的更加复杂ꎬ所以在深部巷道中进行支护结构设计ꎬ还要充分考虑岩石表现出的脆性和塑性破坏的多种因素影响ꎬ通过岩石2实验的测试所示ꎮ
ꎬ破坏后的岩石试样在不同围压作用下破坏特征如图
图2破坏后的岩石试样图3矩形巷道支护原理图
4 沿空巷道围岩变形控制方法4.1 沿空巷道围岩支护原理
通过图3可知ꎬ矩形巷道在受力过程中ꎬ顶板最容易出现塌落的部分ꎬ实际工程中要保证巷道围岩更可靠ꎬ巷道支护过程中采用的支护方法是锚杆配合锚索加固巷道的顶板ꎬ主要是锚索或者锚杆悬把上方的岩体吊在上部安全的岩层上ꎮ
4.2 1)支护参数的确定
根据悬吊理论及经典的塌落拱理论计算顶部锚索长度的确定ꎮ
ꎬ即:
L=L其中ꎬL1+L2+L3=3.49m
度ꎬ对顶板而言1为锚索的外露长度ꎬ取0.2mꎻLꎬL2为垮落带(或离层)的高度ꎬ2为锚索的有效长
(1)
通过理论计算和数
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姚柏聪等:沿空巷道围岩变形破坏机理及控制研究
D20×2400mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆钢绞线17.8×5000mm排距1000m间距3000m间距1000m排距2000m15°15°4001000×489
据拟合的方法取1.49mꎻL3为锚索的锚固长度ꎬ取1.8mꎮ为加强支护效果ꎬ结合经验取L=5.0mꎮ
2)顶部锚杆长度的确定ꎮ
若把锚杆打在巷道顶部最中心位置则锚杆长度的最小值为:
L′=L′1+L′2+L′3=2.24m
度ꎬ对顶板而言ꎬL′2为垮落带(或离层)的高度ꎻL′3为锚杆的锚固长度ꎬ取0.6mꎮ为加强支护效果取锚杆长度为2.4mꎮ
3)帮部锚杆长度的确定ꎮ
图4其中ꎬL′1为锚杆的外露长度ꎬ取0.15mꎻL′2为锚杆的有效长
39504800(2)
100015°145010005002400D20×2400mm玻璃钢锚杆排距1000mm间距1500mm巷道断面锚杆和锚索的设计15°若把锚杆打在帮部最顶端ꎬ则锚杆长度的最小值为:
L″=L″1+b′+L″3=2.51m
4)锚索排距的确定ꎮ
L3=
而实际打锚杆应在帮部顶端以下ꎬ取实际锚杆长度为2.4mꎮ
nF2
=2.58m
[BHγ-2(F1sinθ)/L1]
W=50160kNꎮ
每100m巷道ꎬ锚索与锚杆的锚固力总共为:
F=53200kNꎮ
F≥Wꎬ所以布置锚杆满足要求ꎮ
考虑每根锚杆承载能力与垮落带内岩石重量相等ꎬ即:
S≤
P=1.03mkahγ
(5)(4)
(3)
5 结语
全面的调查研究ꎬ得出了沿空留巷的围岩受力特征ꎬ通过分析可知ꎬ巷道的失稳破坏主要受软岩地质条件的影响ꎬ巷道出现了大范围的顶板下沉断裂ꎬ说明矿压的分布及软岩的力学特性导致沿空留巷围岩的大变形失稳ꎮ
2)根据采空区围岩的力学特性和沿空巷道的力学特性ꎬ提出1)根据现场实际情况ꎬ对深部回采巷道围岩变形特征进行了
根据经验每隔3m打两根锚索ꎬ验算如下:每100m巷道上部岩体的重量为:
了支护设计方案ꎮ其中ꎬ主要利用锚杆和锚索提供支护强度ꎬ通过锚杆来加固围岩的塑性松动圈ꎬ通过锚索来控制松动范围的继续扩大ꎮ参考文献:
[1] 张国华.主动支护下沿空留巷顶板破碎原因分析[J].煤炭
学报ꎬ2005ꎬ30(4):429 ̄432.
[2] 李文培ꎬ王明洋ꎬ范鹏贤ꎬ等.深部围岩变形与破坏模型及数
1258.
值方法研究[J].岩石力学与工程学报ꎬ2011ꎬ30(6):1250 ̄
5)锚杆间排距的确定ꎮ
为了更好的控制巷道顶板在采动影响下的大变形及潜在的坍塌范围ꎬ顶板的锚杆间排距为1.2mꎬ锚杆的布置形式为梅花形ꎮ
6)锚杆直径ꎮ
在锚杆的支护结构设计中大部分使用了ϕ20mm的无纵筋螺
[3] Young ̄JinShinꎬKi ̄IlSong.Interactionbetweentunnelsupports
andgroundConvergence ̄Considerationofseepageforces[J].InternationalJournalofRockMechanicsandMiningSciencesꎬ
纹钢ꎬ经过测试得到的锚杆抗拉拔力为80kNꎬ经过计算得到锚杆杆体材料抗拉强度500MPaꎮ
d=1.13
7)锚杆的锚固力ꎮ(7)计算ꎬ即:
故锚杆直径满足要求ꎮ
锚杆的锚固力应不小于被悬吊不稳定岩层的重量ꎬ依照式
Q杆=K1L2a杆1a杆2γ=74.5kN
(7)
Tn
=0.014mσt
(6)
[4] 张俊文ꎬ袁瑞甫ꎬ李玉琳.厚泥岩复合顶板煤巷围岩控制技
术研究[J].岩石力学与工程学报ꎬ2017ꎬ36(1):152 ̄158.[5] 谢生荣ꎬ李世俊ꎬ魏 臻ꎬ等.综放工作面过空巷时支架—围
岩稳定性控制[J].煤炭学报ꎬ2015ꎬ40(3):502 ̄508.[6] JohanCꎬLars.AnexactimplementationoftheHoek ̄Browncri ̄
terionforelasto ̄plasticfiniteelementcalculations[J].Interna ̄tionalJournalofRockMechanicsandMiningSciencesꎬ2008ꎬinConfinedandUneonfinedStates.Int.J.RockMeehMin.Sei.&Geomeeh.Abstrꎬ1994(1):9 ̄22.
[J].岩石力学与工程学报ꎬ2010ꎬ4(29):649 ̄664.
2011(28):394 ̄405.
[7] RamamurthyTꎬJoraVK.StrengthPredietionsforJointedRocks
45(6):831 ̄847.
所以锚固力80kN的锚杆满足使用要求ꎮ
4.3 支护结构设计
针对3号307轨道巷结构ꎬ提出了具有针对性的支护优化设计ꎬ如图4所示ꎮ
[8] 康红普ꎬ王金华ꎬ林 健.煤矿巷道锚杆支护应用实例分析
Studyondeformationandfailure
mechanismandcontrolofsurroundingrockalongroadway
Abstract:Thedeformationandfailureofsurroundingrockinsoftrockroadwayalonggobarethemainproblemsindeepmining.Thephysicalaccordingtothemechanicalpropertiesofsurroundingrockꎬthefailurerulesofsoftrockroadwayindeepminingarefound.Throughthelaboratorytestandresearchontherocksamplescollectedfromtheworkingfaceonsiteꎬatargeteddesignschemeforretainingroadwayalonggobisputfor ̄wardꎬwhichisdominatedbyboltandcabletoprovidesupportstrengthtogether.Keywords:roadwayꎬsurroundingrockꎬsupportꎬanchorrodꎬanchorrope
(LiaoningTechnicalUniversityꎬSchoolofCivilEngineeringꎬFuxin123000ꎬChina)
YaoBaicong CuiYingmei
andmechanicalpropertiesofdifferentsurroundingrocksofworkingfaceareobtainedbymeansoflaboratorytest.Theresearchresultsshowthat
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