大断面岩巷底鼓机理分析与控制技术研究_李宝龙.pdf
煤矿现代化2019 年第 5 期总第 152 期 0引言 底鼓是深部巷道经常发生的现象之一, 据有关现 场调查表明,我国煤矿开采在底板无支护的情况下, 底鼓占巷道顶底板的移近量的 2/3~3/4,巷道底鼓的 维修量占维修总量的 50[1]。国内外学者对巷道底鼓 原理以及控制技术方面进行了大量的研究,如姜耀 东、 赵毅鑫等[2]认为对于深部软岩和中硬岩石巷道发 生的为挠曲褶皱型底鼓, 这种底鼓的机理是底板岩层 在平行于层理方向的压力即底板水平应力的作用下 向临空方向挠曲褶皱失稳, 从而致使巷道底鼓; 康红 普院士[3]把巷道的底鼓分为 两帮挤压引起的底鼓、 岩 石扩容引起的底鼓、 岩石膨胀引起的底鼓, 三种类型 的底鼓类型分别适用与不同岩性的底板;陈宗基、 李 国富等[4,5]通过对复杂条件下软岩巷道围岩的变形进 行研究分析, 得出影响巷道顶底板稳定性的主要因素 为水平构造应力, 并同时建立了力学模型分析了顶底 板的应力分布特征。 本文只要对大断面岩巷底鼓机理 进行分析,并针对 540m 电机车辅助运输大巷底鼓 问题提出三种治理办法,通过数值模拟分析比较效 果, 得出卸压槽 注浆锚索控制底板效果最好, 并实 际运用于电机车辅助运输大巷取得良好工程效果。 1巷道底鼓机理及底板稳定性分析 1.1巷道底鼓机理分析 在煤矿巷道中, 底板岩层以层状赋存为主, 如图 1 所示, 底板各岩层的稳定性及位移量是影响巷道底 鼓的主要因素, 首先分析 m1岩层的稳定性及位移。 图 1巷道底板分层 在岩体内开掘巷道后, 巷道围岩会出现应力重新 分布, 巷道底板岩层将承受支承压力传递下来的轴向 压力 N 的作用,同时在轴向压力的作用下会在梁的 各截面上产生分布弯矩 Wn会进一步加剧底板岩层 弯曲变形, 当岩层承受的轴向压力超过其极限强度时 岩层便会失稳, 底板岩层破坏力学模型如图 2 所示。 大断面岩巷底鼓机理分析与控制技术研究 李 宝 龙 (山西宏厦第一建设有限责任公司 , 山西 阳泉 045008 ) 摘要 本文针对大断面岩巷底鼓问题,通过力学模型研究分析得出底板岩层发生失稳破坏时挠度 的临界解析解和最小轴向力; 同时以 540m 电机车辅助运输大巷底鼓问题为研究背景, 提出三种治 理底鼓的方法并通过数值模拟分析对比其效果, 得出底板卸压槽 注浆锚索治理巷道底鼓问题能够 较好的控制巷道变形, 通过工业性试验, 巷道治理效果明显。 关键词 底鼓 ; 卸压槽 ; 围岩控制 中图分类号 TD353文献标识码 A文章编号 1009- 0797 (2019 ) 05- 0071- 04 Mechanism analysis and control technology research of rock roadway floor heave with large section LI Baolong (Shanxi Hongsha No.1 Construction CompanyLimited , Shanxi Yangquan 045008 ) Abstract This paper is aimed at the bottom drum oflarge section rock roadway, the critical analytical solution and the minimumaxial force of the deflection were obtained by the study of the mechanical model, and the analysis of the buckling failure of the floor strata was carried out. At the same time, based on the research background of 540m motor vehicle Auxiliary transportation, the paper puts forward three kinds of s to control the bottom drum and compares the It is concluded that the problem of controlling roadway bottom drum by unloading groove of bottom plate and grouting anchor rope can control roadway deation better, and the effect of tunnel treatment is obvious through industrial test. Key words Floor heave ; Pressure reliefgroove ; The surroundingrock control 71 ChaoXing 煤矿现代化2019 年第 5 期总第 152 期 图 2底板岩层破坏力学模型 底板岩层在轴向力 N 和重力 q 的作用下会产生 弯曲变形, 弯曲方程为 d2ω dx2 Mx EI Mx- NAxMA 1 2 qx2N ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ω (1 ) 式中 qm1γ, I m 3 1 12 l, l 为巷道跨度; I 为组合梁 抗弯截面模量; m1为组合梁上部抗弯层厚度; W为弯 曲变形量; E 为抗剪层剪切模量。对上式进行整理变 形, 并令 kN/EI, 则有 d2ω dx2 k2 qk2 2N x2- lxl 2 6 N(2 ) 再根据边界条件W x00, dω dx xl/2 0,能够得 出 ωC1coskxC2sinkx- C3 (3 ) 其中 C1 q N l2 12 - 1 k2 , C2 q N l2 12 - 1 k2 tan kl 2 , C3 q 2N x2- lx l2 12 - 2 k2 , 对式 (1- 3 ) 求极值与边界点 进行对比得出 w在 xl/2 处取得最大值,其表达式 为 ωmax q Nk2 1- k2l2 12 sec kl 2 k2l2 24 () 1 [] (4 ) 当 sec kl/2→∞ 时, ωmax→∞, 这时岩梁便会在轴 压力 N 的作用下发生屈服破坏,即当 kl/2π/2nπ n0, 1, 2L, L 时有梁发生失稳破坏的最小轴向力为 NcrEIπ2 /l 2。 以上对 m1岩层的稳定性及压曲位移进行了分 析, 运用同样的方法能对其余岩层进行分析计算。底 板底鼓主要时因为底板各岩层相继失稳破坏所导致, 即当 m1岩层达到极限强度失稳破坏后,在两帮岩体 的挤压下会向巷道内弯曲变形, 对于其余岩层的破坏 特征与 m1岩层相似,底板会在支承压力作用下一直 破坏到稳定岩层才会稳定[6]。 1.2巷道底板稳定性分析 根据上述推导得出的底板岩层失稳破坏临界轴 向力 Ncr 的计算表达式, 假设底板岩层的侧压系数为 λ, 巷道围岩所受到的最大支承压力为 K 1γ H, 则能够 得出底板岩层受到的水平力 NλK 1γ H, 故当底板岩层 受到的最大水平力 N≥Ncr时,岩层便会发生失稳破 坏, 表达式如下 K1H Em 3 1 ≥ π2 12γλ (5 ) 由式 (5 ) 能够分析得出影响巷道底板岩层稳定性 的因素主要为 岩层厚度、 压力集中系数、 跨度。由表 达式能够得出岩层厚度 m 越大,岩层抵抗弯曲变形 能力越强, 越不容易变形失稳; 随着巷道压力集中系 数的增大,底板岩层所受到的轴向力 N 也会逐渐增 大, 这便会导致岩层更容易失稳破坏; 在巷道埋深和 围岩条件确定后, 岩层跨度也会对岩层的稳定性产生 明显影响, 维护已掘巷道两帮煤 (岩) 体的稳定性, 将 围岩应力向深部转移能够有效的控制围岩变形。 2巷道底鼓控制技术模拟分析 2.1工程概况与计算模型 540m 水平电机车辅助运输大巷平均埋深为 450m, 巷道断面为直墙半圆拱形, 净高度为 5.5m, 拱 矢高为 3m, 净宽度为 6m, 该巷道直接顶为 2.9m的砂 质泥岩, 该巷道底板岩层有泥岩、 细粒砂岩、 煤、 砂质 泥岩, 该巷道在掘进过程中出现底鼓现象, 平均顶底 板移近量为 0.48m。根据生产地质资料, 建立计算模 型, 模型中各岩层的物理力学参数见表 1。 表 1巷道围岩计算力学参数 巷道支护参数为锚杆采用 φ202400mm, 间 排距为 800mm800mm,锚索选用 φ18.96mm 8300mm, 间排距为 1600mm1600mm, , 锚索预紧力 为 200kN, 锚杆锚固力为 70kN。 根据上述条件进行模 拟分析巷道底板在无支护状态下围岩 Z 位移云图如 图 3 所示。 岩层 体积模量 GPa 剪切模量 GPa 摩擦角 / 密度 Kg/m3 粘结力 /MPa 抗拉强度 MPa 砂质泥岩2.51.127.522102.30.54 泥岩0.650.52522000.620.3 细砂岩3.51.53225106.01.8 煤0.90.53513108.52.7 砂质泥岩2.31.12926502.70.6 细粒砂岩3.51.63025216.01.8 72 ChaoXing 煤矿现代化2019 年第 5 期总第 152 期 图 3底板未支护时 Z 方向的位移 通过对底鼓机理的分析能够得出引起巷道底鼓 的主要原因为底板岩性较弱, 在支承压力作用下底板 软弱岩层挤压流动到巷道内部, 故现有控制底鼓的方 法主要为三种 底板锚杆、 锚索加固, 巷道中部开设卸 压槽, 卸压槽和注浆锚索联合支护。下面分别通过这 三种方式对底板进行处理后进行出图分析。 1 ) 通过在巷道底板与左帮、 右帮距离 0.5m 的位 置处与垂直方向成 30打设长为 2.4m 的锚杆, 底板 锚杆的排距为 0.8m,对底板运用锚杆进行加固支护 后, 巷道围岩在 Z方向的位移云图如图 4 所示。 图 4底角锚杆支护后围岩 Z 方向位移云图 2 ) 通过在巷道中部切深度为 2.0m, 宽度为 0.5m 的卸压槽方案对巷道底鼓现象进行治理时, 巷道围岩 在 Z方向上的位移云图如图 5 所示。 图 5巷道中部切卸压槽后围岩在 Z 方向的位移云图 3 ) 为了加强治理巷道底鼓的效果, 对底板采用卸 压槽 注浆锚索的处理方案, 该方案为在巷道中部切 深度为 2.0m, 宽度为 0.5m 卸压槽的基础上配合底板 注浆锚索对巷道底板进行加固。 底板锚索距帮部 1m, 垂直于底板进行打设, 间排距为 40001600mm。采 用联合支护方案后巷道围岩 Z 方向的位移云图如图 6 所示。 图 6联合支护后巷道围岩 Z 方向的位移云图 通过对三种方案处理巷道底鼓问题进行数值模 拟, 能够得出底板锚杆在固定到泥岩时并不能很好的 控制底鼓现象;在巷道中部切宽为 0.5m,深为 2.0m 的卸压槽能够减小巷道的底鼓量, 但会使得巷道破坏 深度及破坏区域增大; 采用联合支护法时能够有效的 控制巷道底鼓, 并且能够使得巷道底板的破坏区域减 小、 卸压槽的闭合程度减弱。 3大断面底鼓控制技术实践 3.1巷道底鼓控制方案 针对 540m电机车辅助运输大巷在掘进过程中 遇到的底鼓问题, 根据上述数值模拟的结果, 采用的 方案为在原有支护的基础上配合底板切卸压槽 注 浆锚索来控制底板的弯曲变形, 底板注浆锚索距帮部 的距离为 1m, 间排距为 40001600mm, 垂直于底板 打设, 采用联合支护后的巷道断面图如图 7 所示。 图 7联合支护法巷道断面示意图 3.2工业性试验效果 (下转第 77 页) 73 ChaoXing (上接第 73 页) 在 540m电机车辅助运输大巷未采用联合支护 方案时巷道顶底板的移近量为 0.48m, 两帮移近量为 0.31m; 在采用了卸压槽 注浆锚索联合支护方案后, 顶底板变形在 15 天左右后趋于稳定,巷道的顶底板 移近量仅为 0.04m, 两帮变形量在 18 天后趋于稳定, 两帮移近量为 0.02m, 这说明采用卸压槽 注浆锚索 对巷道底板进行处理后有效的控制了围岩变形, 卸压 槽 注浆锚索能够有效控制巷道底鼓问题。 4结论 1 ) 通过建立巷道底板力学模型,分析计算得出 底板岩层失稳破坏的挠度临界解析解及最小轴向力。 2 ) 通过对三种治理底鼓的方法进行数值模拟得 出使用卸压槽 注浆锚索控制巷道底鼓效果最好, 能 够有效的控制底板鼓起量、 减小巷道底板的破坏。 3 ) 针对 540m电机车辅助运输大巷底鼓问题, 采用卸压槽 注浆锚索方案控制底鼓, 该方案实施后 两帮移近量约为 0.02m, 顶底板移近量为 0.04m, 围岩 控制效果显著。 参考文献 [1] 姜耀东,赵毅鑫,刘文岗等.深部开采中巷道底鼓问题的研 究[J].岩石力学与工程学报,2004 (14) 2396- 2401. [2] 李国富. 高应力软岩巷道变形破坏机理与控制技术研究 [J].矿山压力与顶板管理,2003 (2) 50- 52. [3] 李宝富,魏向志,任永康等.煤层巷道底板动态破坏机理及 控制技术[J].煤炭科学技术,2013 (10) 34- 37. 作者简介 李宝龙 (1989-) , 山西临县人, 2010 年 7 月毕业于大同 大学工学院 (大同煤校) 工程地址勘察专业, 现为助理工程 师。 (收稿日期 2018- 8- 30) 计算获得职工住宅小区区域已完成的地表沉降量 在 0~5000mm 之间。 最大残余地表移动变形量为 最 大 下 沉 量 约 为 162mm, 最 大 倾 斜 量 约 为 0.850mm/m, 最大曲率值约为 0.004mm/m2, 最大压缩 变 形 值 约 为 0.25mm/m, 最 大 拉 伸 变 形 值 约 为 0.40mm/m。 4)通过残余变形对建筑物影响分析、 建 (构) 筑 物载荷影响深度计算分析、 地下水与地震活动的影 响分析, 职工住宅小区处于稳沉区域, 可以其上方 进行职工住宅建设。 5)针对该区域地质采矿、 工程地质情况, 提出 了设置变形缝、 调整建筑物位置、 地基处理等抗变 形保护措施,并对地基处理方法 - - 强夯法的作业 工艺、 夯击能量、 夯击点布置、 处理范围、 强夯施工 及褥垫层施工要求进行了分析设计。 参考文献 [1] 郭广礼, 何国清, 崔曙光.部分开采在老采空区覆岩稳定 性分析[J].矿山压力与顶板管理, 200370-73. [2] 丁陈建等.神经网络法的采空区地基稳定性评价[J].采 矿与安全工程学报, 2009, 26 (2) 208- 211. [3] 孙雅洁, 孙占法, 张永波.荷载作用下老采空区上方地表 移动规律的数值模拟研究 [J]. 华北科技学院学报, 2006,3 (2) 9- 1. [4] 邓喀中, 周鸣, 谭志祥等.采动岩体破裂规律的试验研究 [J].中国矿业大学学报, 1998 (3) 261-264. [5] 熊彩霞等.煤矿采空区建筑场地地基适宜性分析[J].采 矿与安全工程学报, 2010, 27 (1) 100- 105. [6] 张宏贞.长壁老采空区稳定性分析与应用研究[D]. 徐 州 中国矿业大学, 2005. [7] 凌赓娣、王世范. 建筑物下采煤几个主要技术参数的计 算[J]. 江苏煤炭, 1987 (1) , 11- 15. [8] 谢和平, 彭苏萍, 何满潮. 深部开采基础理论与工程实践 [M].北京 科学出版社, 2006. [9] 谭志祥, 邓喀中. 采动区建筑物地基、 基础和结构协同作 用模型[J]. 中国矿业大学学报, 2004, 333) 264~267. [10] 李培现, 谭志祥.FLAC 在老采空区地基稳定性评价中 的应用研究[J].煤矿安全, 2009,(419) 11- 14. [11] 范洪冬, 张宏贞, 邓喀中.老采空区残余沉降预测参数 研究[J].金属矿山, 2009, 391) 30- 32. 作者简介 郑辉 (1971-) , 工程技术应用研究员, 兖州煤业股份有 限公司地质测量部工作, 长期从事矿山测量、“三下” 采煤 技 术管理及研究。 (收稿日期 2018- 11- 26) 煤矿现代化2019 年第 5 期总第 152 期 77 ChaoXing