軟巖巷道支護(hù)參數(shù)優(yōu)化設(shè)計

張德良

(大同煤礦集團(tuán) 同發(fā)東周窯煤業(yè)有限公司，山西 大同 037101)

·試驗(yàn)研究·

軟巖巷道支護(hù)參數(shù)優(yōu)化設(shè)計

張德良

(大同煤礦集團(tuán) 同發(fā)東周窯煤業(yè)有限公司，山西 大同 037101)

以某礦2012回采巷道為工程背景，通過巖石力學(xué)參數(shù)測試及鉆孔窺視了解巷道圍巖情況，分析了軟巖巷道支護(hù)原則，并基于極限平衡理論計算得出巷道支護(hù)參數(shù)，通過FLAC3D模擬回采期間巷道變形情況，驗(yàn)證了支護(hù)參數(shù)的可行性，并通過現(xiàn)場試驗(yàn)進(jìn)一步驗(yàn)證了所優(yōu)化設(shè)計的支護(hù)參數(shù)能夠滿足支護(hù)要求，該研究對以后軟巖巷道支護(hù)設(shè)計具有重要的指導(dǎo)意義。

軟巖巷道；巖石力學(xué)參數(shù)；支護(hù)參數(shù)；數(shù)值模擬

軟巖巷道支護(hù)是當(dāng)今世界地下工程中一項(xiàng)復(fù)雜而重要的技術(shù)難題。目前，國內(nèi)外許多專家、學(xué)者對軟巖工程的控制進(jìn)行了大量的研究和實(shí)踐[1-5]，也取得了許多可喜的成果，但就具體的實(shí)際應(yīng)用來看，還不能滿足日益增長的軟巖工程需要，軟巖工程控制等諸多問題還有待于進(jìn)一步的研究和探討。本文主要通過工程實(shí)踐對軟巖支護(hù)參數(shù)的合理性進(jìn)行研究，采用加強(qiáng)主動支護(hù)來控制軟巖巷道變形，從而保證巷道整體的安全。本研究將對煤礦軟巖巷道支護(hù)具有重要的指導(dǎo)意義。

1 工作面簡介

1.1 工作面位置

201工作面位于某礦井田范圍內(nèi)2#煤層，為該層的首采工作面，煤層埋深180～250 m，煤層厚度3.6 m. 201工作面共布置了2條回采巷道，分別為2011回風(fēng)巷，2012軌道巷，工作面布置平面圖見圖1.

圖1 工作面布置平面圖

本次以2012回采巷道為研究對象，巷道斷面設(shè)計為矩形巷道：毛斷面13.68 m2，毛寬3.8 m，毛高3.6 m；凈斷面12.6 m2，凈寬3.6 m，凈高3.5 m.

1.2 頂、底板巖性及鉆孔窺視

根據(jù)地質(zhì)資料可知，2012巷直接頂為砂質(zhì)泥巖，直接底為泥巖，均具有軟巖特性，抗采動影響能力差。另據(jù)地質(zhì)探測發(fā)現(xiàn)，巷道底板內(nèi)裂隙較為發(fā)育，圍巖完整性差。又由于該煤層中老巷、空巷較多，原巖應(yīng)力受到破壞，當(dāng)巷道掘進(jìn)時，應(yīng)力狀態(tài)再次發(fā)生改變，使應(yīng)力向深部轉(zhuǎn)移從而影響深部圍巖的穩(wěn)定[6,7].

經(jīng)過現(xiàn)場取樣及實(shí)驗(yàn)室試驗(yàn)得出，2#煤層及其頂?shù)装鍘r石參數(shù)測定結(jié)果見表1.

2012巷頂板窺視鉆孔測站布置位置及觀測結(jié)果分別見圖2，圖3.

根據(jù)鉆孔頂板窺視結(jié)果，巷道頂板上方7.702 m范圍內(nèi)為巖層，1.825～3.057 m段為煤層含夾矸較多。煤層頂板上方淺部范圍內(nèi)，巖層較為松軟，局部含有煤層，深部局部出現(xiàn)裂隙，圍巖狀態(tài)較差，不穩(wěn)定。掘進(jìn)期間巷道頂板下沉比較嚴(yán)重，頂板下沉顯現(xiàn)比較明顯，最終變形量達(dá)到200 mm以上；兩幫變形量較大，向巷道空間內(nèi)擠出，兩幫相對移近量為400～500 mm，掘進(jìn)初期圍巖變形速率達(dá)到20 mm/d以上，特別是兩幫底部較之頂部有明顯的鼓出，呈現(xiàn)出不對稱變形狀態(tài)，且兩幫均存在不同程度的片幫。常規(guī)支護(hù)不能滿足正常的生產(chǎn)安全要求，需對該條件下巷道的支護(hù)方案進(jìn)一步優(yōu)化改進(jìn)，保證工作面回采期間巷道滿足生產(chǎn)需求。

表1 煤(巖)力學(xué)參數(shù)表

圖2 頂板窺視鉆孔布置圖

圖3 2012巷頂板窺視圖

2 軟巖巷道支護(hù)參數(shù)優(yōu)化設(shè)計

2.1 軟巖巷道支護(hù)原則

1) 主動支護(hù)原則：主動支護(hù)就是在對圍巖支護(hù)后支護(hù)體立即對圍巖提供一定阻力的支護(hù)，隨著圍巖變形的增加，支護(hù)阻力會隨之繼續(xù)增加或保持恒阻發(fā)展。

2) 全斷面支護(hù)原則：對于軟巖巷道，不僅要保證全斷面支護(hù)的整體性，還要對薄弱的底板部位采取重點(diǎn)加強(qiáng)支護(hù)措施，防止巷道從薄弱的底板部位首先變形破壞而導(dǎo)致全斷面變形破壞，保證巷道的整體穩(wěn)定。

3) 可縮性支護(hù)原則：軟巖巷道支護(hù)的主要載荷是圍巖的變形壓力，在大變形壓力作用下普通剛性支護(hù)很快就會破壞，而可縮性支護(hù)通過可縮讓壓，釋放部分高壓，使圍巖發(fā)揮更大承載能力。

4) 塑性圈原則：硬巖工程支護(hù)是力求控制塑性區(qū)的產(chǎn)生，最大限度發(fā)揮圍巖自承力，而軟巖工程支護(hù)是力求有控制地產(chǎn)生一個合理厚度的塑性圈，最大限度地釋放圍巖變形能[8,9].

2.2 軟巖巷道支護(hù)參數(shù)設(shè)計

巷道支護(hù)參數(shù)設(shè)計主要基于極限平衡理論[10,11]，經(jīng)計算，頂板支護(hù)采用d20 mm、長度2 400 mm的錨桿，間排距為800 mm×800 mm；頂部采用d17.8 mm×6 300 mm錨索，每排2根，間距1 600 mm，排距1 600 mm，預(yù)緊力為150 kN；兩幫幫部采用d18 mm、長度1 800 mm的錨桿，預(yù)緊力30 kN，間排距800 mm×800 mm.

3 數(shù)值模擬

為了保證回采期間巷道的穩(wěn)定性，采用FLAC3D數(shù)值模擬[12]對回采期間2012回采巷道圍巖的應(yīng)力及位移情況進(jìn)行模擬，分別模擬了工作面距測點(diǎn)30 m、5 m時回采巷道的圍巖變形及應(yīng)力分布情況，見圖4.

圖4 工作面推進(jìn)巷道圍巖變化情況圖

隨著與工作面距離的減小，巷道頂板垂直位移由72 mm增加至104 mm，而兩幫水平位移則由74 mm增加至90 mm. 其中在距離工作面5 m處，左幫移近量為90 mm，右?guī)鸵平繛?5 mm，頂板下沉量為104 mm，底鼓量為42.7 mm，2012回采巷道圍巖整體變形屬正常變形范圍。巷道頂板垂直應(yīng)力及兩幫水平應(yīng)力有所增加其中兩幫應(yīng)力由23 kPa增加至62 kPa. 兩幫垂直應(yīng)力從巷道表面逐漸增大至峰值12 MPa，峰值點(diǎn)距巷道表面2.6 m，為原巖應(yīng)力7.18 MPa的1.67倍，說明開挖導(dǎo)致應(yīng)力峰值向深部轉(zhuǎn)移，頂板壓力在垂直壓力作用下向兩幫圍巖轉(zhuǎn)移。

4 工程實(shí)踐

采用優(yōu)化后的支護(hù)參數(shù)對巷道進(jìn)行支護(hù)，在2012巷設(shè)立巷道表面位移監(jiān)測測站，利用“十字測量法”觀測掘進(jìn)期間巷道圍巖變形情況，巷道表面移近量及變形速率見圖5.

圖5 2012回采巷道圍巖變形監(jiān)測曲線圖

由圖5可知， 2012回采巷道圍巖淺部移動規(guī)律如下：

巷道頂?shù)装遄罱K移近量為161 mm，其中，頂板下沉量為105 mm，底板上鼓量為56 mm.巷道頂板在工作面距測站17.8 m內(nèi)變形劇烈，最大下沉速率為16 mm/d；巷道底板在工作面距測站12.1 m內(nèi)變形劇烈，最大上鼓速率為45 mm/d. 巷道兩幫最終移近量為341 mm，其中，左幫(回采幫)移近量為180 mm，右?guī)?非回采幫)移近量為161 mm. 兩幫在工作面距測站12.1 m內(nèi)變形劇烈，左幫最大移近速率為77 mm/d，右?guī)妥畲笠平俾蕿?9 mm/d.通過現(xiàn)場實(shí)踐，該優(yōu)化支護(hù)參數(shù)能夠滿足支護(hù)要求。

5 結(jié) 論

針對2012回采巷道圍巖軟、變形大無法滿足生產(chǎn)需求問題，重新設(shè)計了巷道支護(hù)參數(shù)，并通過數(shù)值模擬驗(yàn)證支護(hù)參數(shù)的可行性，最后通過現(xiàn)場觀測巷道變形數(shù)據(jù)，巷道頂?shù)装遄罱K移近量為161 mm，兩幫最終移近量為341 mm，說明所設(shè)計的支護(hù)參數(shù)能夠保證巷道滿足生產(chǎn)需求。

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Optimal Design of Supporting Parameters for Soft Rock Roadway

ZHANG Deliang

Takes No.2012 mining roadway in a coal mine as the object of the study, the principle of supporting under soft rock roadway is determined by the rock mechanics parameter test and drilling. The roadway support parameters are calculated based on the maximum equilibrium theory. FLAC3D simulates technology are adopted on the deformation of the roadway during mining to verify the feasibility of the supporting parameters, Have some Guiding significance.

Soft rock roadway; Rock mechanics parameter; Supporting parameter; Numerical simulation

2017-01-04

張德良(1969—)，男，山西懷仁人，1993年畢業(yè)于山西礦業(yè)學(xué)院，高級工程師，主要從事煤礦安全生產(chǎn)技術(shù)工作(E-mail)wangzhe12123@126.com

TD353

B

1672-0652(2017)02-0019-04