深部动压回采巷道的矿压时空分布规律研究.pdf

深部动压回采巷道的矿压时空分布规律研究 * 刘增辉 1 , 2, 高 谦1, 华心祝2, 李英明2 1 . 北京科技大学 土木与环境工程学院, 北京100083 ; 2 . 安徽理工大学 能源与安全学院, 安徽 淮南市232001 摘 要 开采深度增加, 地质力学环境比浅部复杂, 深部动压 回采巷道仍沿用浅中部的超前加强支护范围已不能有效控 制动压巷道围岩变形。针对埋深 762 m的某矿回采工作面 顺槽的支护和超前加强支护范围, 分析得出 回采和掘巷期 间围岩变形不同, 掘巷期间以底臌为主, 而回采期间以顶板 下沉为主; 深部动压回采巷道超前支承压力影响范围明显增 大, 加强支护范围应大于采动剧烈影响区 5 10m。 关键词 深部巷道; 动压回采; 锚网索梁支护; 支承压力; 数值 计算 中图分类号 TD353 文献标识码 A 文章编号 1005- 2763 2010 02- 0037- 04 Research on Temporal- SpatialDistribution Laws of SurroundingRock Pressure of DeepM ining Roadway under Dynam ic Pressure Liu Zenghui1, 2, Gao Q ian1, HuaXinzhu2, Li Yingming2 1. School of Civil 2. School ofEnergy and Safety , AuhuiUniversity of Science 安徽理工大学青年科学研究基金资助 2005QJ030. 作者简介 刘增辉 1975- , 男, 山西芮城人, 博士研究生, 讲师, 从事岩石力学与采矿工程的研究, Emai l liuzenghuiliu yahoo . com. cn 。 走向长度为 1480m, 倾斜长度为 200m, 煤层总厚度 为 3. 15 4 . 43 m, 平均厚度为 3 . 82m, 该块段煤层 的产状为 196 , ∀ 6 15 , 平均 10 , 呈单斜构造形 态。煤体为粉末 块状, 半亮 暗淡型。煤层的泥 岩夹矸厚为 0 . 1 0 . 3 m, 部分地段尖灭, 煤层结构 复杂。煤层直接顶为泥岩和 13- 2煤组成复合顶 板, 厚度 4 . 88 m, 其中泥岩为灰色, 裂隙、 节理较发 育和破碎, 厚度为 3 . 88 m, 13- 2煤厚度为 1 . 0 m; 老顶为中细砂岩, 厚度为 5 . 23m, 灰白色 白色, 致 密、 坚硬; 直接底板为泥岩, 厚度为 3 . 89m, 灰色, 遇 水膨胀, 含植化碎片; 老底为泥岩, 厚度为 4. 70 m, 灰色, 遇水膨胀, 含植化碎片。 1 . 2 支护设计及施工 上顺槽断面为矩形 高 宽为 3200 mm 5000 mm, 支护形式为锚网梁索支护。基本支护参数为 顶板锚杆 20mm 2500 mm, 间排 距为 700 mm 800mm; 下帮锚杆为 20 mm 2500mm, 间排距为 800mm 800 mm; 上帮锚杆为 20mm 2500 mm, 间排距为 700 mm 800 mm; 10 铁丝编织的金属网 1000mm 2800 mm; 顶板钢梁 14 槽钢, 长度为 2000mm; 锚索 18 mm 6300 mm, 间排距为 2000 mm 1600 mm, 初锚力为 12 , t 锚索托盘下垫 200 mm 200 mm 50 mm 木垫板和 120 mm 120 mm 18mm铁垫板。 锚索网支护施工工艺, 顶部锚杆支护紧跟迎头, 顶部锚索支护可以滞后迎头 2排, 两帮锚杆支护可 以滞后迎头 4排。掘进方式采用综掘机落煤、 装货。 综掘机最大循环进尺 1600 mm, 最小循环进尺 800 mm。 2 顺槽变形机制分析 2 . 1 掘巷期间变形破坏特征 从上顺槽围岩变形时间上 图 1 图 2看, 在 上顺槽开挖初期变形量大, 表现为上顺槽表面位移 变形量明显大; 当顺槽开挖 6 40 d时, 围岩变形明 显相对减缓; 超过 40 d围岩变形处于相对稳定状 态。掘巷期间顺槽不同部位变形有所差别, 顶底板 移近量明显大于两帮, 而顶底板的变形量又是以底 臌量为主。顶底板的最大变形量为 440 mm, 其中底 臌量为 310mm, 顶板下沉量为 130 mm, 底臌量为顶 板下沉量的 2倍多; 两帮的最大变形量为 150 mm。 在施工过程中底板应以一定下凹来适应底臌。 图 1 1 测点围岩变形随时间变化曲线 图 2 2 测点围岩变形随时间变化曲线 2 . 2 回采期间变形破坏过程分析 从图 3可以看出, 回采期间的采动影响使回采 巷道围岩变形明显不同于掘巷, 顶底板的变形量仍 大于两帮, 但顶底板的变形量是以顶板的下沉量为 主。顶底板的最大变形量为 530 mm, 其中顶板的下 沉量为 440mm, 底臌量为 90 mm; 两帮的最大变形 量为 130mm。在掘巷和回采期间顶底板的移近总 量为 970mm, 两帮为 280mm。 图 3 巷道距工作面不同距离围岩变化曲线 深部动压影响的距离不同于浅中部埋深的煤 层, 采动影响剧烈区为 0 40 m; 超前支承压力影响 区为 40 100 m, 深部回采巷道采动影响范围明显 大于浅中埋深。由于现场超前加强支护范围 20 m小于实际动压影响范围, 巷道断面积从工作面前 方 100 m左右开始收缩变形 见图 4, 造成部分断 面不能满足安全要求, 严重影响生产的正常进行。 图 4 巷道断面积变化 38 矿 业 研 究 与 开 发 2010, 30 2 2 . 3 变形破坏原因分析 该工作面推采经过 Fs1449断层, 落差 0 5 m, 断层构造应力及其活化对回采巷道稳定具有一定影 响。工作面回采时, 其超前压力影响达工作面前方 100m, 应力集中区域大, 超前加强支护范围小于采 动影响剧烈范围围岩在加强支护之前已经变形破 坏, 自承载能力降低。该顺槽顶板为 4 . 88m泥岩和 13- 2煤组成的复合顶板, 锚杆长度为 2 . 5 m, 位于 裂隙、 节理较发育和破碎复合顶板内, 动压作用部分 锚杆失效, 围岩载荷由锚索承担, 现场观察有锚索断 裂现象。大采高对采动影响范围的增大也有一定影 响, 但主要还是因为开采深度造成超前支承压力影 响范围增大。 2 . 4 超前支承压力影响范围数值计算分析 图 5 图 6显示了该顺槽上方 1462 3工作面 的超前支承压力对顺槽造成的压力分布情况, 1位 置为剧烈影响区范围 0 35m , 2位置为影响较大 区 35 80 m , 3位置为影响区 80 120 m 。在 工作面前方超前支承应力为 35 . 2MPa, 在模拟中煤 层埋深为 762 m, 应力集中系数为 1 . 87 。距离工作 面超过 120m 不受支承压力影响。 图 5 工作面前方支承压力影响范围分区 图 6 巷道上方支承压力分布特征 图 7显示工作面前方顺槽两帮支承压力分布 情况。在工作面前方 40 m, 煤柱侧支承压力大于实 体帮, 其中应力集中系数为 1 . 62 , 而工作面前方 30 m实体帮和煤柱帮的支承压力相当; 在工作面前方 10 m煤柱支承压力降低, 而由于工作面的超前支承 压力和 1452 3采空区上覆岩层载荷的共同作用, 在实体帮的支承压力成升高趋势。 图 7 工作面前方沿空巷道两帮支承压力特征 3 支护分析及方案 3. 1 支护分析 根据顺槽顶板的地质资料, 直接顶为泥岩和 13 - 2煤, 累计厚度为 4 . 88 m, 且裂隙、 节理较发育; 老 顶为中细砂岩, 厚度为 5 . 23 m, 致密、 坚硬。结合地 质资料分析, 显示锚杆顶板锚杆长度 2 . 5 m 位于裂 隙发育复合顶板, 锚索为 2根长度 6 . 3m, 在采动影 响下锚杆部分失效, 锚索承载增加, 造成部分锚索断 裂和顶板下沉。而现场超前加强支护范围 0 20 m 小于实际超前支承压力影响范围, 在采动影响剧烈 区域, 加强支护之前支护结构部分已经失效, 仅靠超 前加强的单体支护地压。巷道底板没有采取支护措 施, 掘巷期间底臌量大于顶板下沉量。 3 . 2 支护参数设计 针对上述原因, 工作面前方 100 m以外顶板采 用长短锚索主动加强支护, 每排 5根锚索通过 14 槽 钢锚入顶板, 每排锚索布置依次为长 - 短 - 长 - 短 - 长布置, 锚索间排距为 750mm 1000 mm, 中间 3 根锚索垂直顶板安设, 高帮的锚索竖直向上安设, 低 帮的锚索与水平方向夹角为 60 。工作面前方 0 100 m范围超前加强支护为 DZ28- 25/100的单体 液压支柱、 HDJA- 1000金属铰接顶梁支护, 排距为 1000 mm, 从实体煤侧到沿空侧间距依次为 600 , 1800 , 600 mm, 支柱扎角均为 83 布置, 四排铰接顶 棚均为走向棚。 3 . 3 支护结构受力 在上述加强支护作用下, 通过数值模拟得出支 护结构受力情况, 锚杆最大应力 9 . 6MPa , 锚索最大 应力为 11 . 17MPa , 锚索和两帮锚杆是以受拉力为 主; 超前支护单体支柱的最大压力为 182 kN, 在低 帮单体支护受力大。 4 结 论 在超前支承压力影响范围内巷道位移量大, 在 巷道轴向方向上顶板的下沉量最大值为 225mm, 底 下转第 46页 39 刘增辉, 等 深部动压回采巷道的矿压时空分布规律研究 图 1 开挖至地表 - 10. 7 m时围护桩的力矩变化 有所回缩, 在 - 11 m以下位置位移增加, 最大值为 17. 3mm, 位于桩距地表 - 15 . 1m 处 见图 2。 图 2 桩开挖至 - 10. 7 m时的水平位移 由以上分析可以看出, 在基坑的开挖过程中, 土 体内部的应力会发生重新分布, 通过这种数值模拟 的方法可以清楚的看出变化 内支撑对减少围护基 坑侧壁变形起到很大的作用; 桩的弯矩分布规律, 调 整支撑的位置, 可以控制桩产生的最大弯矩; 在基坑 侧壁附近基坑水平位移量较大, 因此应成为水平位 移监测的重点。 3 结 论 1 H ardening- Soil本构模型可以对基坑分步 开挖和支护进行模拟, 能很好地反映土的特性, 使得 数值计算准确。 2 基坑开挖是一个卸荷的过程, 从数值模拟 的曲线可以看出, 基坑在开挖的过程中, 土体内部应 力会发生重新分布, 在采用混凝土内支撑时, 第二道 支撑受更大的轴力, 对减少桩的水平位移具有重要 作用, 随着开挖步骤的深入, 第二道支撑轴力与第一 道支撑轴力差值越来越大, 其所产生力矩也越来越 大。而调整支撑的位置, 可以控制桩产生的最大 弯矩。 3 在基坑侧壁附近基坑水平位移量较大。 参考文献 [ 1]GB50007- 2002. 建筑地基基础设计规范 [ S]. [ 2]顾晓鲁, 钱鸿缙, 刘惠珊, 等. 地基与基础 [M ]. 北京 中国建筑 工业出版社, 2003 . [ 3]严 驰, 冯海涛, 李亚坡. 深基坑开挖中坑内降承压水的有限 元模拟分析[ J]. 西安石油大学学报 自然科学版 , 2007, 22 2. [ 4]廖红建, 王铁行. 岩土工程数值分析 [M ]. 北京 机械工业出版 社, 2006 . 上接第 39页 臌量为 34mm, 从顶底板位移情况可以看出通过补 强锚索的作用发挥了深部 5 . 2 m中细砂岩的自承载 作用。该顺槽在设计加固方案条件下, 顶板的最大 下沉量为 167 mm, 工作面前方 40 m 顶板的下沉量 为 147mm, 相对加固前围岩的位移量明显降低。 分析深部动压回采巷道矿压特点及 1462 3顺 槽变形破坏的主要影响因素, 可以得出如下结论 1 深埋动压回采巷道掘巷期间底臌量大于顶 板下沉量, 而回采期间顶板下沉量大于底臌量, 在施 工过程中底板应适当下凹以防底臌; 2 深埋动压回采巷道的超前支承压力影响范 围明显增大, 超前加强支护应大于采动影响剧烈区 5 10m, 防止动压破坏围岩, 降低其自承载作用。 参考文献 [ 1]彭苏萍, 孟召平. 矿井工程地质理论与实践 [M ]. 北京 地质出 版社, 2002 . [ 2]彭苏萍, 程 桦. 煤矿安全高效开采地质保障体系 [M ]. 北京 煤炭工业出版社, 2001. [ 3]何满潮, 景海河, 孙晓明. 软岩工程力学 [M ]. 北京 科学出版 社, 2002 . [ 4]古德生. 金属矿床深部开采中的科学问题 [A ]. 香山科学会议 科学前沿与未来 第六集 [ C]. 北京 中国环境科学出版社, 2002 192 201 . [ 5]孙晓明, 杨 军, 曹伍富. 深部回采巷道锚网索耦合支护时空作 用规律研究[ J]. 岩石力学与工程学报, 2007 , 26 5 896 900. [ 6]李术才, 王汉鹏等. 深部顺槽围岩分区破裂化现象现场监测研 究 [ J]. 岩石力学与工程学报, 2008 , 27 8 1545 1553 . 46 矿 业 研 究 与 开 发 2010, 30 2