王 金,王衛(wèi)軍,彭文慶,趙建峰
(1.湖南科技大學(xué) 能源與安全工程學(xué)院,湖南 湘潭411201;2.湖南科技大學(xué) 煤礦安全開采技術(shù)湖南省
重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室,湖南 湘潭 411201)
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大斷面硐室底鼓分步控制研究
王金1,2,王衛(wèi)軍1,2,彭文慶1,2,趙建峰1,2
(1.湖南科技大學(xué)能源與安全工程學(xué)院,湖南湘潭411201;2.湖南科技大學(xué)煤礦安全開采技術(shù)湖南省
重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室,湖南湘潭411201)
摘要:以曲江高坑暗皮帶斜井機(jī)頭硐室為工程背景,采用理論分析、數(shù)值計算、現(xiàn)場試驗(yàn)等手段,研究暗皮帶斜井機(jī)頭硐室的底鼓特征與機(jī)理,分析機(jī)頭硐室底板應(yīng)力分布情況。認(rèn)為硐室底鼓及不對稱變形的主要原因是頻繁擾動影響、應(yīng)力分布不均衡及圍巖性質(zhì)差等。根據(jù)底鼓分步控制原理,提出“第一步鉆孔卸壓,第二步錨索+槽鋼+噴漿”的分步控制方式,并在該硐室實(shí)施。運(yùn)用數(shù)值模擬比較分析新方案支護(hù)前后硐室塑形區(qū)和應(yīng)力變化,工程實(shí)踐表明該支護(hù)方案對控制機(jī)頭兩端相對位移和底鼓的效果良好。
關(guān)鍵詞:底鼓;大斷面硐室;鉆孔卸壓;分步控制
硐室底鼓破壞會影響井下運(yùn)輸,進(jìn)而導(dǎo)致礦井無法正常生產(chǎn),甚至造成事故。如何采取更有效的治理措施來防治復(fù)雜條件下硐室底板遭受破壞受到業(yè)內(nèi)人士越來越多的關(guān)注[1-4]。我國對巷道底鼓控制方面的研究成果很多。許多專家學(xué)者對底板錨桿、開掘卸壓巷、全斷面錨注等底鼓治理措施進(jìn)行了深入研究。靈北煤礦曾采用爆破注漿、封閉式支架與爆破等分步控制防治軟巖巷道底鼓,取得了較好的支護(hù)效果;謝廣祥等提出了超挖錨注回填技術(shù);高明中提出帶底拱的U型鋼可縮性支架、混凝土碹和弧板等全斷面支護(hù)法,以及底板錨桿、底板注漿和錨注結(jié)合的方法治理底板;高延法研制的封閉式混凝土支架使混凝土處于三向受壓狀態(tài)控制超千米巷道底鼓;王衛(wèi)軍[8-9]提出巷道圍巖是有頂板、底板、兩幫組成的復(fù)合結(jié)構(gòu)體,加固兩幫控制深井巷道底鼓。然而,目前對大斷面硐室底板破壞機(jī)理及控制對策方面的研究仍然十分缺乏。因此,本文以江西高坑煤礦暗皮帶斜井機(jī)頭硐室為研究對象,運(yùn)用兩種力學(xué)模型分析底鼓機(jī)理,提出合理的底鼓治理方法。
1工程概況及變形特征
高坑煤礦暗皮帶斜井布置在工業(yè)廣場高一正斷層上盤掃邊槽底板中,為礦井三水平以下主要運(yùn)煤系統(tǒng)。巷道由上到下分別布置在掃邊槽底板墊底槽層位及底部礫巖層位中,暗皮帶斜井機(jī)頭位置位于-146m標(biāo)高,距地面垂直深度為350m,斷面較大,曾采用砌碹支護(hù)方式。暗皮帶斜井機(jī)頭位置圍巖中含較多的斜綠泥石和水鈣沸石,遇水后容易軟化、泥化和膨脹,影響巷道的穩(wěn)定。硐室斷面圖如圖1所示。
在現(xiàn)場共布置了6個鉆孔,分別對幫部、底板圍巖進(jìn)行了窺視。
在暗皮帶斜井機(jī)頭硐室?guī)筒繃鷰r中,裂隙最為發(fā)育位置在2.4m以內(nèi);在3.2~3.8m的位置較為松散?,F(xiàn)場調(diào)查可知,暗皮帶斜井機(jī)頭自受采動影響以來,由于高地應(yīng)力、圍巖巖性差等各種原因,使硐室變形十分嚴(yán)重,呈現(xiàn)出以下特征:
(1)幫變形嚴(yán)重:兩幫變形量突出且明顯,左幫變形尤為明顯,變形量已達(dá)150mm。
(2)變形持續(xù)時間長:根據(jù)窺視結(jié)果分析,由于井筒破碎最為嚴(yán)重的應(yīng)該在2.0~2.4m,3.5m左右的范圍出現(xiàn)少量裂隙,所以硐室?guī)筒康拇笞冃螒?yīng)是長期持續(xù)的結(jié)果。
(3)不對稱底鼓明顯:由于幫部破壞比較嚴(yán)重、支護(hù)初期忽略巷道底板控制的重要性及底板施工困難,導(dǎo)致硐室底板出現(xiàn)不對稱底鼓,表現(xiàn)為硐室左半部底鼓大于右半部,因不對稱底鼓量嚴(yán)重致使皮帶運(yùn)輸機(jī)機(jī)頭不能正常運(yùn)行。
2圍巖底鼓與圍巖破壞
研究表明,該硐室圍巖破壞是圍巖底鼓導(dǎo)致的結(jié)果,硐室底板受到動壓擾動影響而變形破壞,嚴(yán)重影響巷道圍巖穩(wěn)定性。因此,有必要從理論計算和數(shù)值模擬兩方面來分析底鼓與巷道圍巖變形破壞的關(guān)系。
目前,為了分析底鼓機(jī)理,常用的計算方法有板狀及松散狀巖體兩種模型,由本文的鉆孔窺視可知,宜采用松散巖體模型進(jìn)行分析。由于影響底鼓的因素很多,概括起來有兩個主要方面,即:巷道周圍過高的應(yīng)力以及底板松軟的巖層,兩個因素相結(jié)合導(dǎo)致了底板巖層擴(kuò)容并向巷道內(nèi)撓曲、流變等[10]。朱川曲[11]將巷道圍巖的應(yīng)力環(huán)境簡化后建立力學(xué)模型,作用在巷道兩側(cè)支承壓力被簡化為兩個集中力,作用點(diǎn)在支承壓力峰值點(diǎn)。在不考慮遇水膨脹性底鼓時,引入郎肯土壓力理論來分析軟巖巷道底鼓的原因[12]。為便于分析,假設(shè)底板兩側(cè)所承受的載荷為均布荷載p。如圖2所示,取右側(cè)底板分析。假定cj為擋土墻,根據(jù)郎肯土壓力理論,cj各點(diǎn)上所受的主動壓力強(qiáng)度和被動壓力強(qiáng)度為[13]:
式中,φ-松散巖體的折算摩擦角(參照類似礦井取值為50°)。cj范圍內(nèi):σ1=(q+γy)Ka,σ2=λyKp;j點(diǎn)以上,σ1>σ2,巖體處于塑形狀態(tài);j點(diǎn)處,σ1=σ2,巖體處于極限平衡;j點(diǎn)以下,σ1<σ2,巖體處于彈性狀態(tài);式中,γ-上覆巖層的平均容重;q-均布荷載,kPa。右側(cè)底板極限破壞深度y1:
(1)
由(1)式可知,y1以下的底板巖體向上鼓起,y1以下將不會出現(xiàn)移動。
p=p1-p2
(2)
將p分解為法線和切線方向:
(3)
沿mj的有效滑動力:
t1=t-ntanφ
(4)
(5)
以暗斜井機(jī)頭硐室原支護(hù)方案及其對應(yīng)的地質(zhì)資料為依據(jù),建立計算模型。模型尺寸:50m×50m×20m;巷道尺寸:4.0m×4.0m。分別模擬巷道斷面的應(yīng)力及位移分布云圖,具體見圖3。
由圖3可知,最大垂直位移在巷道中央底板位置,巷道最大水平位移在靠近左幫底角處。由本文2.1節(jié)力學(xué)分析可得底板第一分層水平應(yīng)力臨界載荷為2.47MPa,小于作用在其兩端的水平應(yīng)力,說明已經(jīng)發(fā)生破斷而產(chǎn)生底鼓量;而第二分層的臨界載荷為19.76MPa,遠(yuǎn)大于數(shù)值模擬的最大水平應(yīng)力值11.1MPa,說明底板第二分層沒有發(fā)生破斷。
由上述理論分析、數(shù)值模擬及現(xiàn)場調(diào)查情況可得出:暗斜井機(jī)頭段發(fā)生嚴(yán)重支護(hù)失效的原因有以下4個方面:
(1)擾動影響多、應(yīng)力水平高且應(yīng)力場極不均衡。上覆煤層采動影響及機(jī)械運(yùn)轉(zhuǎn)擾動對機(jī)頭硐室影響明顯。機(jī)頭硐室巷道圍巖的高應(yīng)力是導(dǎo)致巷道圍巖進(jìn)入塑性且發(fā)生大變形的主要原因。由數(shù)值模擬結(jié)果顯示硐室處于不對稱應(yīng)力環(huán)境中,巷道圍巖塑性區(qū)容易擴(kuò)展、支護(hù)結(jié)構(gòu)破壞嚴(yán)重,最終將逐步出現(xiàn)不對稱變形、底鼓嚴(yán)重情形。
(2)原支護(hù)方案針對性差。原支護(hù)方案采用“砌碹結(jié)構(gòu)”支護(hù)形式,該支護(hù)形式用于控制高應(yīng)力擾動有著很多不足。首先,支護(hù)強(qiáng)度不夠,“砌碹結(jié)構(gòu)”支護(hù)結(jié)構(gòu)提供的支護(hù)阻力十分有限,不足以對抗該環(huán)境中的高應(yīng)力;其次,頻繁的應(yīng)力擾動對砌碹結(jié)構(gòu)也是一種嚴(yán)重的威脅。由上述分析可知,原支護(hù)方案對不對稱應(yīng)力不具有針對性,對高應(yīng)力分布的區(qū)域沒有重點(diǎn)加強(qiáng)支護(hù),因而,對巷道圍巖的變形破壞限制作用十分有限,從而導(dǎo)致其在采動和構(gòu)造應(yīng)力作用下劇烈變形。
(3)巷道圍巖巖性差。由機(jī)頭硐室下段的斜井巷道圍巖內(nèi)節(jié)理裂隙發(fā)育情況可以推測,隨著裸露時間延長,節(jié)理裂隙被侵蝕嚴(yán)重,由x衍射圖譜分析可知圍巖內(nèi)部含有膨脹礦物的粘土,此類巖體遇水膨脹,整體強(qiáng)度表現(xiàn)的極低,在高應(yīng)力作用下,塑性區(qū)極易形成。
(4)構(gòu)造應(yīng)力的影響。該段巖層內(nèi)部存在的地質(zhì)構(gòu)造有DF4、DF5、DF9和BF1等正斷層,構(gòu)造應(yīng)力加劇了巷道圍巖應(yīng)力場的不均衡。
3暗斜井機(jī)頭分步控制
從該硐室圍巖變形過程可知,硐室圍巖變形右半部分明顯大于左半部分,尤其是底鼓此類現(xiàn)象更加明顯,故而導(dǎo)致皮帶運(yùn)輸機(jī)頭傳動軸受力極不均衡。因而,針對這種變形特征,應(yīng)采取卸壓與“錨索+槽鋼+噴漿”分步的控制方法進(jìn)行控制。卸壓針對其高應(yīng)力集中明顯區(qū)域進(jìn)行,“錨索+槽鋼+噴漿”針對卸壓后的巷道圍巖進(jìn)行全面補(bǔ)強(qiáng)加固。只有通過兩者相互配合的方法,才能讓巷道圍巖變形趨于穩(wěn)定,最大限度的消減不對稱變形,巷道圍巖穩(wěn)定控制得以實(shí)現(xiàn)。
鉆孔卸壓的設(shè)計思想是為了減小巷道圍巖變形、降低支護(hù)壓力,每個鉆孔形成一定的破碎區(qū),當(dāng)破碎區(qū)互相接近后,便能使圍巖起到卸壓的作用。此次通過鉆孔窺視得知機(jī)頭硐室兩幫4m內(nèi)圍巖較為破碎,因此采用大孔徑深孔卸壓方式。對鉆孔卸壓時間應(yīng)做合理安排,既要保證鉆孔卸壓充分,又要保證卸壓時間不能過長,消減卸壓作用。
主要通過高強(qiáng)支護(hù)來減少圍巖強(qiáng)度損失。巷道圍巖是一個復(fù)合結(jié)構(gòu)體,加固兩幫可有效控制巷道底鼓。由鉆孔窺視、數(shù)值模擬計算結(jié)果及力學(xué)模型分析,在機(jī)頭硐室的二次支護(hù)方案中支護(hù)重點(diǎn)在巷道左幫和靠左底板位置。
依據(jù)分步控制原理,結(jié)合現(xiàn)場工程地質(zhì)條件,提出對巷道右半部高應(yīng)力區(qū)域進(jìn)行鉆孔卸壓,改善圍巖的應(yīng)力狀態(tài),使其應(yīng)力向深部轉(zhuǎn)移。對兩幫及底板采用“錨索+槽鋼+噴漿”整體加固圍巖,從而使巷道圍巖不均衡應(yīng)力對巷道圍巖的破壞得以控制,如圖4所示。
結(jié)合巷道圍巖條件,借助正交實(shí)驗(yàn)、FLAC3D數(shù)值仿真程序分別對錨桿(索)的排距、間距、長度及直徑等參數(shù)進(jìn)行模擬優(yōu)化,得出的支護(hù)參數(shù)如下:
(1)錨桿參數(shù)。錨桿:Ф22mm,L=2500mm左旋無縱筋普通螺紋鋼錨桿,錨桿間排距為800mm×800mm,每根錨桿3卷K2350樹脂錨固劑。
(2)錨索支護(hù)。錨索:Ф17.8mm,L=7.3m的鋼絞線,間排距為1600mm×1600mm。樹脂端部錨固,錨固長度2000mm。
(3)噴網(wǎng):金屬網(wǎng)Ф6mm,網(wǎng)格100mm×100mm,尺寸1000mm×800mm。噴射混凝土層厚100~120mm。
(4)底板錨索:底板錨索:Ф17.8mm,L=4.3m,間排距:2400mm×2400mm。每兩根錨索采用高強(qiáng)度剛帶或梯子梁連接起來,形成一體。
(5)局部注漿方案:注漿孔深3.5m,排距均為2m。
依據(jù)圖5(a)的巷道模型,運(yùn)用FLAC軟件建立新支護(hù)計算模型如圖5所示,計算新支護(hù)方案的應(yīng)力與位移云圖,如圖6所示。
結(jié)果顯示:采用新的支護(hù)方案后的塑性區(qū)范圍減小為0.5m,左右的塑性環(huán)均勻分布在巷道四周,塑性區(qū)被控制在了“塑性環(huán)”大致均勻緩慢擴(kuò)展階段,頂板塑性區(qū)最大值1.0m,兩幫均為0.5m。巷道兩幫最大移近量為30.27mm,頂?shù)装逡平繛?8.09mm,底鼓量僅為54.39mm。新支護(hù)方案圍巖塑性區(qū)發(fā)展進(jìn)程控制曲線如圖6所示。因此,采用“錨網(wǎng)索噴+局部注漿加強(qiáng)”的支護(hù)方案,可有效阻止圍巖塑性區(qū)的惡性擴(kuò)展,保持巷道在服務(wù)年限中正常使用。
4工程檢測與效果分析
在機(jī)頭硐室試驗(yàn)段設(shè)置了四個相對位移檢測點(diǎn)對機(jī)頭兩端和皮帶兩端進(jìn)行了一個月的觀測和記錄。機(jī)頭兩端的相對位移量會影響煤礦正常運(yùn)輸;皮帶兩端檢測點(diǎn)分別位于硐室?guī)湍_和中間,所測的相對位移可近似等同于硐室的底鼓量。
如圖7所示,皮帶和機(jī)頭兩端相對位移的增量逐漸降低說明鉆孔卸壓對壓力釋放效果較好,有效的限制了硐室底鼓量和機(jī)頭兩端的相對位移。在鉆孔卸壓后將進(jìn)一步對底板進(jìn)行“錨索+槽鋼+噴漿支護(hù)”分步控制,提高底板巷道圍巖的整體性和強(qiáng)度。
5結(jié)論
依據(jù)塑性區(qū)控制原理,提出了“錨網(wǎng)索噴+局部注漿加強(qiáng)”的支護(hù)形式。數(shù)值計算與現(xiàn)場實(shí)踐表明:敏感部位的塑性區(qū)局部畸變被較好地控制,塑性區(qū)總體均勻變化,圍巖變形在可控范圍之內(nèi),保證了巷道的正常使用。
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(責(zé)任編輯王利君)
Researchonlargesectioncavefloorheavestepscontrol
WANGJin1,2,WANGWei-jun1,2,PENGWen-qing1,2,ZHAOJian-feng1,2
(1.SchoolofMiningandSafetyEngineering,HunanUniversityofScienceandTechnology,Hu’nanXiangtan
411201,China;2.HunanUniversityofScienceandTechnology,HunanKeyLaboratoryofSafeMining
TechniquesofCoalMines,HunanXiangtan411201,China)
Abstract:TakingQujiangGaoKengsubinclinedbeltshaftheadchamberastheengineeringbackground,it’sfloorheavecharacteristicsandmechanismandit’sfloorstressdistributionwereanalyzedbytheoreticalanalysis,numericalsimulation,fieldtestmethod.Themainreasonoffloorheaveandasymmetricdeformationwasfrequentdisturbed,unbalancedstressdistributionandrockpropertiesetc.Tocontrolthestabilityofsurroundingrockofthechamber,thekeymeasuresistocontroltheuniformstressdistribution,followedbycontrollingtheshallowrockstressconcentrationdegree,andfinallyimprovingtheroadwaysurroundingrock.Thesurroundingrockdeformationcanbecontrolled.Accordingtotheprincipleoffloorheavestepscontrol,"thefirststepistoboreholepressurerelief,thesecondstepistocable+channel+spray"isproposedandisputintoeffectinthattunnel.Thenewsupportingschemechamberplasticzoneandstresschangewithoriginalsupportingschemewerecomparedbyutilizingnumericalsimulation.Engineeringpracticeshowsthatthenewsupportingschemeeffectisgoodforcontrollingtherelativedisplacementofheadendsandthefloorheave,thekeymeasuresistocontroltheuniformstressdistribution
Keywords:heave;largesectioncave;boreholepressurerelief;stepscontrol
中圖分類號:TD323
文獻(xiàn)標(biāo)識碼:A
文章編號:1673-9469(2015)04-0078-06doi:10.3969/j.issn.1673-9469.2015.04.017
作者簡介:王金(1989-),男,云南曲靖人,研究生,研究方向?yàn)橄锏绹鷰r控制。
基金項(xiàng)目:國家自然科學(xué)基金資助項(xiàng)目(51434006,51374105);湖南省教育廳資助項(xiàng)目(12cy013,13C308);湖南科技大學(xué)研究生創(chuàng)新基金資助項(xiàng)目(S130003)
收稿日期:2015-06-13