爆破卸压法改进高应力软岩巷道支护条件.pdf

文章编号1001 - 4373200104 - 0070 - 04 爆破卸压法改进高应力软岩巷道支护条件 Ξ 谢 飞 鸿 兰州铁道学院 土木建筑学院,甘肃 兰州 730070 摘 要井巷、 隧道硐室或导硐工程的施工,若开挖区周围一定范围内遇到软弱岩石夹层,对井、 洞壁的稳定产生不 利影响,特别是像页岩、 泥岩极易吸湿或遇水膨胀的岩石,围岩应力分布处于动态变化状态.变化剧烈时,井巷、 隧 道将产生变形破坏,影响其正常使用甚至报废.本文以甘肃华亭矿务局杨家沟煤矿24215溜子道治理为例,分析了 引起软岩巷道变形破坏的原因,提出了各种改进支护条件的办法及效果,介绍了爆破卸压法改进高应力软岩巷道 支护的方法. 关键词爆破;卸压槽;支护条件 中图分类号 TD235. 3 文献标识码A 1 概况 1. 1 地质条件 23223回风巷和24215运输顺槽分属两个区段 的两个工作面,在同一煤层煤二层中布置.煤二层 厚度4. 12～5. 87 m ,平均4. 76 m ,黑色块状、 半亮型 煤,结构复杂,含三层以上夹矸砂质泥岩 . 伪顶为 0.1～0. 2 m的灰白色～灰色泥岩,其结构松散.直 接顶为灰～浅灰色砂岩,成分以石英岩为主,粘土次 之,块状、 致密、 较坚硬,平均厚度7. 08 m. 煤二层底板为灰色～黑色页岩 泥岩,层状结 构,水平层理,遇水极易膨胀,厚度0. 76～0. 82 m , 其下为煤一层. 23223回风巷为三采区巷道距地表 平均深度219 m. 1. 2 巷道断面及支护 23223回风巷和24215溜子道掘进断面为梯 形,掘进断面面积5. 4 m2,净断面面积3. 9 m2,净上 宽1. 6 m ,净下宽2. 3 m ,净高2. 0 m.采用园木支架 支护,木梯支架一般由木梁、 木腿组合形成.圆木直 径18 cm以上,支架间距0. 7 m. 1. 3 23223回风巷变形情况 根据该矿井总体工作安排,23223回风巷掘进 了65 m后停止掘进,34天后在恢复施工时63 m巷 道内的木支架绝大部分已损坏,其中断柱126根,断 梁18根.巷道净高由掘进时的2. 0 m变形为1. 63 m.巷道内铺设的轨道歪斜已不能正常使用. 经过对巷道设置观测点进行变形观测,巷道高 度减小的主要原因是由于巷道底板的变形引起的. 底板鼓起量达0. 23 m ,变形速度7 mm/ d.而巷道顶 板及木顶梁的移动量相对较小.由于地板的膨胀作 用,柱腿下端受到向上的挤压力其压应力超过木支 架的抗弯强度发生断裂. 针对变形的原因,在维修加固已掘63 m巷道及 以后巷道掘进中采用了加密支架和下底梁的方法控 制底鼓.支架间距由原设计的0. 7 m缩小至0. 5 m. 底梁用直径18 cm ,长度2. 5～2. 6 m长的优质园 木,两端加工亲口并组合在支架柱腿下,形成联合支 架,间距1. 5 m.见图1. 图1 巷道关系图 维修结束后转入正常掘进,29天后又一次因底 Ξ收稿日期2001 - 04 - 23 作者简介谢飞鸿1965 - ,男,甘肃甘谷人,硕士,兰州铁道学院工程师. 第20卷 第4期 2001年8月 兰 州 铁 道 学 院 学 报自 然 科 学 版 JOURNAL OF LANZHOU RAILWAY UNIVERSITY Natural Sciences Vol. 20 No. 4 Aug. 2001 鼓引起底梁向上隆起而断裂,重新返工拆除底梁维 修,采取边维修边掘进的方法继续施工.掘进110 m 时由于该巷道变形速度快,支架损坏量大,维护费用 太高巷道严重变形见表1 .无法满足通风、 运输、 行人的要求而报废. 表1 23223回风巷变形量及支架损坏实测数据 实测时间 天 数 / d 巷 道 变 形 长度 / m 底鼓量 / m 变形速度 / mmd- 1 底梁断 裂数量 /处 支架损坏量 梁腿 8月6日2 8月11日7110. 07091 8月16日12210. 22311216 8月22日16380. 233146313 8月28日24690. 2411023837 9月2日29780. 25710361356 1. 4 24215溜子道变化情况 24215溜子道的施工,考虑到巷道压力较大,掘 进时将巷道净高增加至2. 1 m.当溜子到第一段 90 m 施工时,先后已维修折梁断柱26付支架,施工到 位后还有8付支架需要维修,另外开口点以内46. 1 m巷道净高已不足1. 80 m.用J2经纬仪建立变形 观测站,观测后发现巷道顶板下沉量仅0. 083 m ,底 板的鼓起量达0. 274 m ,变形速度11 mm/ d.见表2. 表2 24215溜子道巷道变形观测数据 观测 长度 / m 巷道高度变化/ mm 变化前变化后变形量 顶 板 下沉量 / mm 底板鼓 起 量 / mm 底板变 形速度 / mm 602 0501 6713599226814 302 0401 7003408725313 182 1001 8222786421411 222 0801 906194818610 在维修完90 m巷道内的所有断梁折柱后,清理 巷道底板,使巷道高度达到2. 05 m后,继而掘进溜 子道第二段,共掘进溜子道165 m ,其中130 m巷道 高度、 支架已不同程度地减小和损坏.实测最大变形 量0. 38 m ,平均加权平均计算底板鼓起量0. 267 m ,变形速度15 mm/ d ,损坏支架87付,占支架总数 量的37 . 2 巷道变形原因分析 原始围岩经开掘巷道后,巷道周围岩体中原岩 应力的平衡状态遭破坏,引起应力重新分布,在巷道 周边围岩中出现应力集中区.当巷道周围岩体中的 应力分布超过了岩石的屈服强度就会产生塑性变 形,形成塑性变形区. 煤二层底板岩石性质及构造特征是影响煤二层 内巷道底鼓的主要因素.煤二层底板为泥岩,强度极 小,结构为层状水平层理较平直且光滑,粘性摩擦力 小,易破碎. 巷道开掘后一方面矿井空气湿度很大湿度一 般为86 ～93 ,而且页岩、 泥岩易吸湿分化膨 胀,另一方面煤二层上覆岩层的含水通过次生裂隙 渗入巷道内,局部巷道由于水的作用促进了煤二层 底板岩石的软化、 膨胀,从而加剧巷道底板产生剧烈 的塑性变形,导致巷道底板膨胀破裂、 隆起. 由于巷道的开掘,煤二层顶、 底板及煤二、 煤一 层原岩应力平衡状态遭受破坏,引起应力重新分布, 底板岩石强度较小,从围岩应力分布上来说是一个 弱面.因此,在其巷道周边形成高应力区,产生塑性 变形,区内的煤体产生大量的裂隙,逐步松软,承载 能力降低.另一方面巷道的开掘给煤二层底板膨胀 和释放上覆岩层内部应力创造了条件,两者的相互 作用加剧了煤二层底板的变形破坏. 巷道底部留有的底煤、 泥岩其抗弯、 抗剪性能 差.因此泥岩膨胀受到的约束力小,进而向巷道内鼓 胀,巷道断面减小,支架断裂损坏.其次,由于巷道底 部的三角煤整体抗弯强度性能差,用木梁加强支护 后,对其稳定性有所改善,但具有局限性.两底梁之 间的煤体受膨胀作用后仍向上隆起.加设木底梁的 作用就是用其本身的抗弯强度来控制巷道底板的变 形,由于园木的横向抗压弯强度很小,仅是顺向抗 压强度的0. 1～0. 3倍,仅有关资料介绍,硬杂木的 抗弯强度只有62 kN左右,小于煤二层底板的膨胀 应力.因此,在使用中木底梁仍向上弯曲并断裂. 3 卸压支护在24215溜子道的应用 从23223回风巷、24215溜子道的变形参数可 以看出,该巷道属严重底鼓变形巷道,主要是由于巷 道底部压力显现引起的.因此支护方法应从卸压方 面着手,而不宜采取加强支护的方法进行加强支护 控制,在分析国内外各种卸压方法的可行性及施工 的难易程度的基础上,充分地利用煤体的抗剪强度 17 第4期谢飞鸿爆破卸压法改进高应力软岩巷道支护条件 大于所能承受弯曲应力的抗拉强度这一特性,在 24215溜子道内采用爆破开掘卸压槽的方法对底压 进行释放. 3. 1 卸压槽参数的确定 卸压槽参数包括槽宽H和槽深L ,主要是确定 槽深L .它直接影响着卸压的效果,也是影响巷道底 板稳定性的关键参数. 若L过浅,开掘的卸压槽将起不到消除应力的 作用,而且泥岩抗弯强度进一步减小,吸湿膨胀后更 易变形破坏,起不到卸压作用. 德国埃森采矿研究中心[1]通过大量的试验得 出了以下关系式 A/ L 1 其中, A为卸压槽边缘到巷帮的间距; L为卸压槽深 度. 巷道底部宽度仅为2.3 m,因此槽宽H不易过 大也不能太小. H过大,底板实体煤经爆破震动后 松散,支架柱腿落在浮煤上,承受侧压能力降低,影 响支架的稳定性和巷道的安全使用; H过小,则卸 压效果不理想.在实际使用时H选取0.8 m.也就是 开掘的卸压槽边距离巷帮保证0.7 m以上.以确保 支架腿支设稳定. 根据式A/ L1可以计算出槽深L应大于 0.8 m;考虑煤、 岩层覆存条件及炮孔爆破的底部夹 制作用的因素,为了保证软弱岩层充分切割,槽深L 确定为1.5 m. 3. 2 爆破参数的确定[2] 图2 爆破卸压槽炮眼布置示意图 卸压槽布置在巷底的中部,根据其宽度和深度, 在距槽边各0. 1 m处分别布置一排眼,图2为炮眼 布置图,眼深1. 5 m ,沿巷道走向炮眼间距0. 7 m ,眼 底间距0. 7 m.与巷道走向垂直方向炮眼间距0. 7 m.使用煤矿许用安全炸药,每个炮眼装药量0. 3 kg.炮泥封孔,爆破网络采用串联,一次起爆60个炮 孔. 3. 3 开掘卸压槽后巷道变形分析 24215溜子道卸压槽开掘后,经设点观测,底板 的移动量很小,个别地段巷道最大变形量为104 mm ,巷道内支架绝大部分保持完好,支架折梁断柱 现象明显减少,到巷道报废为止使用近一年时间,只 在服务时间较长的165 m巷道内维修31付支架,占 巷道全长支架总数的4. 1 .支架损坏的原因是由 于这些支架服务时间长,距停采线较近开采工作面 超前压力的影响所致. 用加强支护的方法克服高应力软岩矿压显现, 巷道支护成本高,有时维护费用比正常掘进的延米 成本还要高,甚至高出2～3倍,围岩应力过大,致使 巷道维护困难.将无法保证正常安全使用以至报废. 而用爆破法开掘卸压槽,每米施工成本10元左右 考虑人工工资、 炸药1. 1 kg/ m ,雷管约3发/ m .通 过巷道变形观测数据可以看出见图3 .卸压槽开 掘前因巷道围岩应力重新分布,底部压力明显增加, 底板变形处于剧烈活动阶段.卸压槽开掘以后巷道 底板处于短期较剧烈的变形阶段,这是卸压槽开掘 以后引起的底板应力重新分布的结果,变形时间约 20天,其变形量是总体变形量的96 以上.最终巷 道变形量远小于加强支护巷道变形量.开掘卸压槽 20天后巷道基本处于稳定.在巷道使用过程中,观 测发现巷道底部易产生少量的浮渣.据分析这是泥 岩吸湿膨胀产生的,但没有对支架稳定性造成影响, 只是在正常使用过程中进行清理,完全可以满足正 常使用的要求. 图3 开掘、 未开掘卸压槽巷道底板变形实测数据对比图 4 结束语 该施工技术方法现已在该矿推广应用长度达 1 000米以上,从使用的效果上来看,技术上完全可 行,施工操作简单,施工费用极低,效果良好.与加强 支护维护高应力巷道的方法相比,降低了维护费用, 27 兰州铁道学院学报自然科学版第20卷 给安全生产提供了十分便利的条件.实践证明,开掘 卸压槽维护高应力软岩失修巷道是一种有效的围岩 控制支护方法,简单易行,具有很强的、 广泛的应用 价值. 参考文献 [1] 中华人民共和国煤炭工业部.支护手册[M].北京煤 炭工业出版社,1994. [2] 中国矿业大学.井巷工程[M].北京煤炭工业出版社, 1986. Blasting Cut for Improving Supporting of High - stress Tunnel in the Weak Rock XIE Fei - hong College of Civil Engineering and Architecture , Lanzhou Railway University , Lanzhou 730070 , China Abstract Weak rock stress condition lasts high at tunnel border , which certainly causes deity of tunnel be2 cause weak shale or mudstone is apt specially to absorb water. Based on the instance of 24215 - conueyance gate2 way repaired in Yangjiagou mine , Gansu Huating Coal Mining , the paper analyzed the reason for gateway defor2 mation and deterioration and pointed out and result of each adoption , among which blasting cut is introduced for improving supporting of high - stress tunnel in the weak rock. Key words blast ; release stress caving; supporting 37 第4期谢飞鸿爆破卸压法改进高应力软岩巷道支护条件