陳四樓礦1.5Mta新井設計【含CAD圖紙+文檔】,含CAD圖紙+文檔,陳四樓礦,mta,設計,cad,圖紙,文檔 專 題 部 分 高應力大變形巷道卸壓機理及技術(shù)現(xiàn)狀 【摘 要】隨著礦山地下開采深度的增加,地壓問題對開采的影響也日趨嚴重。維護回采巷道的穩(wěn)定性是開采能否順利進行的關(guān)鍵。理論分析和工程實踐表明,在高應力區(qū)或受采動應力影響嚴重的區(qū)域,可以采用卸壓支護的方式來維護巷道的穩(wěn)定性。因此,可以采用卸壓開采的方式來降低開采區(qū)域的應力,并根據(jù)卸壓后應力降低程度選擇合理的支護形式和參數(shù),從而通過卸壓支護達到維護巷道穩(wěn)定性的目的?，F(xiàn)場工業(yè)試驗表明,采用卸壓支護技術(shù)可以有效協(xié)調(diào)巷道周圍巖體的變形,達到維護巷道的穩(wěn)定性。 【關(guān)鍵詞】 巷道；高應力;大變形; 卸壓 ;技術(shù) 1.卸壓支護現(xiàn)狀 1.1　卸壓支護原理 卸壓支護是指卸壓與支護相配合的巷道維護方法。卸壓指卸壓開采,是運用應力轉(zhuǎn)移原理將回采區(qū)的高應力通過一定的卸壓措施轉(zhuǎn)移到四周,使區(qū)內(nèi)應力降低,改善礦巖體的應力分布狀態(tài),控制由于多次采動影響而造成的應力增高帶相互重疊的程度,以實現(xiàn)順利開采。卸壓開采技術(shù)主要分垂直卸壓和水平卸壓工藝。垂直卸壓是將回采區(qū)上部覆巖壓力部分或全部轉(zhuǎn)移到四周,從而使壓力拱下的開采工程只承受礦巖自身重力,應力值顯著降低而變得易于開采。水平卸壓是將作用于開采礦體上的水平應力隔絕,形成水平應力降低區(qū),以減小水平應力對采礦工程和人員的危害。目前國內(nèi)外常用的卸壓方法主要有: ① 巷道圍巖中開槽、切縫、鉆孔或松動放炮; ② 在受保護巷道附近開掘?qū)Ｓ玫男秹合锏? ③ 從開采上進行卸壓或?qū)⑾锏啦贾迷趹档蛥^(qū)內(nèi)。 對于這3種卸壓方式,可以簡單稱為周邊卸壓、巷道卸壓和開采卸壓。 卸壓開采并不是通過開采來降低回采區(qū)域的壓力,而是通過卸壓分段的回采來改變巖體應力的區(qū)域分布特征和規(guī)律,形成新的應力分布狀態(tài),即形成應力降低區(qū)域和應力升高區(qū)域。根據(jù)回采引起的巖體應力變化規(guī)律和分布特征,通過合理的結(jié)構(gòu)參數(shù)選擇和采場結(jié)構(gòu)布置,使得卸壓分段回采后其下分段回采工程處于應力降低區(qū)域,從而保證下分段回采工程的穩(wěn)定性。而無底柱分段崩落法卸壓開采技術(shù)主要包括2方面。其一是卸壓,即通過卸壓分段的回采,在下分段形成一定范圍的應力降低區(qū)域;其二是開采,開采即包括卸壓分段的回采,也包括卸壓分段以下分段的回采。 因此,卸壓支護即首先根據(jù)卸壓開采原理進行卸壓開采,形成應力降低區(qū)域并將主要工程布置在應力降低區(qū),或通過卸壓開采將主要工程區(qū)域的應力降低,之后根據(jù)卸壓方式及效果,選擇合理的支護方式和參數(shù),從而達到共同維護巷道穩(wěn)定性的目的。 1.2　卸壓與支護關(guān)系分析 為了研究卸壓與支護之間的關(guān)系以及對巷道穩(wěn)定性的影響,本研究根據(jù)卸壓開采和不卸壓開采時巖體應力場的變化情況,設計了不同的數(shù)值計算方案,分析錨桿支護機理以及錨桿支護參數(shù)與卸壓開采之間的關(guān)系,為錨桿支護參數(shù)的選取及確定提供相應的理論依據(jù)。設計的錨桿支護數(shù)值計算方案見表1。 不同計算條件下的最大下降位移、測點最大位移以及錨桿最大軸力見表2。從表2可以看出,在相同應力條件下,不同錨桿支護參數(shù)下的巷道變形量相差較小。這表明錨桿支護并不能有效控制巷道頂板圍巖的變形程度,也就是說,以錨桿支護為主的巷道支護手段,并不能有效地控制巷道的變形,其對巷道的支護作用不在于對巷道變形的控制,而在于協(xié)調(diào)巷道周圍巖體的變形。 表1　錨桿支護數(shù)值計算方案　m 開采方式 不支護 支護 卸　壓 0.6×0.6 0.8×0.8 0.6×0.6 0.8×0.8 0.6×0.6 0.8×0.8 不卸壓 0.6×0.6 0.8×0.8 0.6×0.6 0.8×0.8 0.6×0.6 0.8×0.8 表2　不同方案計算結(jié)果對比 計算項目 不　卸　壓 卸　　壓 0.6×0.6 0.8×0.8 1.0×1.0 不支護 0.6×0.6 0.8×0.8 1.0×1.0 不支護 最大下降位移/mm 3.780 4.150 4.180 4.120 2.480 2.710 2.730 2.740 拱頂測點/mm 3.120 3.231 3.290 3.701 2.073 2.155 2.195 2.469 拱角測點/mm 2.376 2.335 2.518 2.695 1.586 1.556 1.691 1.800 兩幫測點/mm 1.214 1.238 1.319 1.397 0.785 0.808 0.871 0.923 最大軸力/MPa 3.564 3.785 4.779 - 2.605 2.725 3.540 - 　　雖然錨桿支護不能有效控制巷道頂板的圍巖變形,但是對于改善頂板部位的圍巖應力狀態(tài)卻有著明顯的效果,如圖1和圖2。在相同的應力條件下,不支護時巷道拱頂部位的垂向應力降低范圍和降低幅度最大,在采用不同錨桿支護參數(shù)后拱頂部位的垂向應力降低范圍和降低幅度都有所減小,而且支護參數(shù)越小降低范圍和降低幅度越小,這就說明巷道頂板部位錨桿參數(shù)越小,錨桿越密集,其頂板應力變化就越小。可見,錨桿支護可以改善巷道拱頂部位巖體應力場的狀態(tài)。 表3是卸壓前后不支護和相同錨桿支護參數(shù)下的頂板最大下降位移、測點位移和錨桿最大軸力的變化率。從表中的變化率可以看出,在卸壓30%條件下,卸壓后位移變化率基本在33%~35%之間,錨桿所受的最大軸力變化率在25%~28%之間。由此可見,卸壓程度影響著巷道變形幅度及錨桿支護效果,巷道變形幅度和錨桿支護效果基本和卸壓程度成正比關(guān)系,因此,卸壓程度越高越有利于維護巷道穩(wěn)定性。將卸壓前后在相同支護參數(shù)條件下的計算結(jié)果變化率和相同圍壓條件下的不同支護參數(shù)所引起的計算結(jié)果的變化率進行對比可以看出,卸壓所引起的巷道變形率和塑性區(qū)分布大小比改變支護參數(shù)所引起的巷道變形率和塑性區(qū)分布大小要大。這說明在一定條件下,卸壓對于維護巷道穩(wěn)定性的效果要優(yōu)于改變支護參數(shù)對巷道穩(wěn)定性的維護效果。 圖1　不支護后時垂向應力分布 圖2　支護后時垂向應力分布 表3　卸壓前后錨桿支護計算結(jié)果變化率對比　% 計算對象 0.6×0.6 0.8×0.8 1.0×1.0 不支護 最大下降位移 34.39 34.69 34.69 33.50 拱頂測點位移 33.56 33.30 33.28 33.29 拱角測點位移 33.25 33.36 32.84 33.21 兩幫測點位移 35.34 34.73 33.97 33.93 錨桿最大軸力 26.91 28.01 25.93 - 數(shù)值分析結(jié)果表明,錨桿支護巷道并不在于控制巷道的變形大小,而在于協(xié)調(diào)巷道周圍巖體的變形,并改善巷道拱頂部位巖體應力場的狀態(tài),從而最大限度地利用巖體自身的穩(wěn)定能力。雖然卸壓開采對于維護巷道穩(wěn)定性有著重要的影響,但并不能忽視支護的作用,而應是卸壓與支護協(xié)調(diào)并重來維護巷道的穩(wěn)定性。 2.深井高應力巷道卸壓法防治底臌技術(shù)分析 深埋巷道底臌現(xiàn)象是目前煤礦深部開采所面臨的主要難題之一。大量的實際資料表明,在底板不支護的深部開采中,巷道底臌量約占巷道變形量(頂?shù)装褰咏?的70%左右,巷道維護工作量中有50%是用于防治底臌。因此,長期以來防治巷道底臌一直是礦井巷道維護的重大問題之一。目前,防治底臌的方法有支護加固法和卸壓法兩類?，F(xiàn)有研究多數(shù)是關(guān)注巷道的底板支護加固措施,但這種被動的防治方法在深井高應力軟巖條件下往往花費巨大且效果不好,其主要原因是圍巖自身不穩(wěn)固,形不成自穩(wěn)結(jié)構(gòu)。 卸壓法的實質(zhì)是采用一些人為的措施改變巷道圍巖的應力狀態(tài),使底板巖層處于應力降低區(qū),從而保證底板巖層的穩(wěn)定狀態(tài),是一種抑制底臌的主動防治措施,特別適用于控制高地應力的巷道底臌。本文結(jié)合鞏義某煤礦的實際進行了數(shù)值模擬試驗,對卸壓法防治巷道底臌的機理及其參數(shù)的選擇進行了研究。結(jié)果表明,卸壓方法可以改善圍巖的受力狀態(tài),促進圍巖形成自穩(wěn)結(jié)構(gòu),從而抑制或延遲底臌的發(fā)生,有助于選擇最佳支護時間,為后期的巷道支護加固提供有利條件。 2.1　數(shù)值模型的建立 2.1.1　巷道工程地質(zhì)條件 鞏義某煤礦開采二1煤層,21采區(qū)軌道上山布置在距煤層底板20m的砂質(zhì)泥巖中,巷道頂板為石灰?guī)r,兩幫及底板為砂質(zhì)泥巖,圍巖的力學參數(shù)見表1。巷道原設計為錨網(wǎng)噴支護,關(guān)鍵部位加U型鋼支架。軌道上山開掘后,底臌現(xiàn)象比較嚴重,最大處底臌量達到1m以上,經(jīng)過幾次落底后底臌現(xiàn)象仍然明顯。 2.1.2　數(shù)值模型 模型尺寸為20m×20m,劃分成200×200個單元,每個單元格代表0.01m2的巖體,巷道斷面為直墻半圓拱形(寬3.7m,高3.2m)。采用修正的庫侖判據(jù)(可考慮拉伸破壞)作為單元破壞準則。以該煤礦地質(zhì)資料為基礎(chǔ)建立上山巷道模型,模型兩側(cè)施加水平約束,垂直方向上施加上覆巖層重力γH(H=750mm)。 2.2　巷道圍巖變形分析 2.2.1　軌道上山變形及應力分布數(shù)值模擬結(jié)果 軌道上山巷道幫、頂錨噴網(wǎng)支護而底版無支護條件下的圍巖剪應力分布見圖3。由于巷道底板巖層較為軟弱,巷道底板最先破壞,而且破壞情況較為嚴重,應力向底板深處轉(zhuǎn)移,造成巷道底板臌起。巷道底板強度較低,影響了圍巖的整體結(jié)構(gòu),造成巷道兩幫漸漸出現(xiàn)破壞,引起整個巷道變形量較大,圍巖松動圈范圍變大。圖4為巷道底板在第2步開挖后和最終平衡(第22步)時的位移情況(垂直向下為正),可以看出,由于底板無支護,巷道開挖后迅速底臌,底板最大位移達到30mm左右;巷道在最終計算到平衡狀態(tài)時,仍是底板位移量最大,達到了60mm左右。因此,深井高應力軟巖條件下,巷道開挖后底板變形很快,而一般情況下支護措施相對滯后,即使采用底板加固措施,也會因為巷道圍巖完整性已受到破壞而導致支護效果較差。 圖3　噴錨網(wǎng)支護下巷道圍巖的剪應力分布 圖4　巷道底板巖層位移曲線 2.2.2　采用卸壓措施后巷道的變形及應力分布 巷道掘進過程中在其底部開槽(槽深800mm)卸壓條件的圍巖應力分布見圖5。剛開挖時(第2步)和模型平衡時巷道底板巖層Y方向位移曲線見圖6。巷道底部開槽使底板應力轉(zhuǎn)移到圍巖深部,讓底板淺部巖層處于低應力區(qū),同時,底板的卸壓槽能夠吸收大部分的巷道變形量,所以剛開挖后巷道底板Y方向位移量較小,只有4mm左右,在巷道模型計算平衡后,底臌量也只有10mm左右。巷道掘進時底部開卸壓槽能夠顯著的抑制底臌,使底板處于應力降低區(qū),從而保護底板巖層不受更大程度破壞。但是,與不開槽時(見圖1)相比,巷道兩幫圍巖的應力集中程度較高,因此,巷道開挖后應及時對兩幫及頂板進行有效支護。 圖5　底部開槽卸壓的巷道圍巖應力分布 圖7和圖8是兩側(cè)開槽時巷道圍巖的應力分布及底板位移曲線。由于巷道兩幫開側(cè)卸壓槽,使兩幫的高應力向兩側(cè)圍巖深處轉(zhuǎn)移,巷道表面附近的圍巖處于低應力區(qū),底板巖層的受應力狀態(tài)與不開卸壓槽時(見圖1)相比,變化不大。由于卸壓槽的存在,能夠吸收大部分的圍巖變形,因此,巷道底臌量也得到了明顯抑制,底板最大位移量約12mm。但是,巷道兩幫開槽后破壞了兩幫圍巖的完整性,不利于后期對巷道進行支護加固。 圖6　開底板切槽的巷道底板巖層位移 圖7　兩側(cè)開槽卸壓的巷道圍巖應力分布 圖8　兩幫開切槽的巷道底板巖層位移 3　底部開槽深度對巷道底板位移量的影響 由前述模擬結(jié)果可知,巷道掘進時底部切槽與兩幫切槽都能顯著的抑制底臌。底部切槽施工方便,工程量較小,更為重要的是,兩幫切槽對巷道圍巖的完整性破壞較嚴重,不利于后期對巷道進行支護加固。因此,在相同條件下建議優(yōu)先采用底部切槽的卸壓措施。切槽的參數(shù)也是影響卸壓效果的重要因素,一般情況下根據(jù)實際情況切槽寬度應在500~600mm范圍內(nèi)。切槽深度與底臌量的關(guān)系見圖9,在切槽深度小于1200mm時,巷道底板位移量隨著切槽深度的增大而減少,當超過1200mm后,巷道底板位移量切槽深度增大的變化不明顯?？梢?底板切槽深度對卸壓效果有很大的影響,存在能夠最大程度的抑制底臌并且開挖工程量最小的最佳切槽深度。切槽的最佳深度又受到巷道底板寬度的影響,根據(jù)模擬結(jié)果及現(xiàn)場實踐,當切槽深度小于巷道底板寬度的一半時,切槽抑制底臌的效果不明顯,一般切槽寬度應盡量大于底板寬度的一半。對于盛鑫煤礦的軌道上山而言,最佳底板切槽深度為1200mm左右,此時,其底板巖層的位移模擬結(jié)果見圖10。 圖9　巷道底臌量與底部卸壓槽深度的關(guān)系 圖10　底板切槽深1200mm的巷道底板巖層位移 3.薄煤層作為保護層開采的卸壓機理 參考七臺河新興煤礦地質(zhì)條件,運用理論分析和數(shù)值模擬方法,對薄煤層作為保護層開采時,其圍巖應力變化和被保護層的應力分布特征、卸壓范圍等進行分析。研究結(jié)果表明,隨著上保護層開采范圍的增大,采空區(qū)下的煤巖應力急劇下降,被保護層達到安全開采的區(qū)域范圍也不斷增加,卸壓效果相當顯著。 開采保護層可以有效地防治沖擊礦壓和煤與瓦斯突出等動力災害。我國《沖擊地壓煤層安全開采暫行規(guī)定》第十五條明確指出,對沖擊礦壓礦井進行開采設計時,應首先開采解放層。而薄煤層作為保護層進行開采的先例,在我國并不多見,研究文獻也相對較少。本文通過理論分析和數(shù)值模擬方法,并結(jié)合七臺河新興煤礦的實際條件,對開采薄煤層作為保護層的卸壓機理進行分析。 3.1保護層的卸壓機理 3.1.1技術(shù)原理 保護層先行開采之后,周圍煤巖層向采空區(qū)方向移動、變形,其范圍可由巖石冒落角和移動角限定,隨著層間距加大,巖層移動和變形減弱。在巖層移動直接影響的區(qū)域,應力降低,巖體卸載膨脹,在垂直煤層層面方向呈現(xiàn)膨脹變形,不僅產(chǎn)生大量裂隙,也使得原有裂隙張開擴大,從而導致煤巖結(jié)構(gòu)的變化,裂隙度增加,進而消除或減緩了沖擊礦壓和瓦斯突出的危險。 3.1.2卸壓范圍判定 在卸壓帶范圍內(nèi),卸載作用隨著向上或向下遠離保護層而衰減,所以層間距大的煤層雖然處于卸壓帶范圍,開采時也無法保證沒有沖擊礦壓發(fā)生。只有在卸壓帶的某些范圍內(nèi),應力降低到一定程度時,開采工作才會免遭沖擊礦壓的危害。一般情況下,認為當被釋放的煤層應力降低到小于γH時,即處于安全范圍,其中H為該煤層發(fā)生沖擊礦壓的起始深度。垂直于保護層方向上的最大卸壓距離取決于開采深度、采空區(qū)處理方式和圍巖種類等,如果煤層間存在較硬巖層時,會起到一定的隔離作用。在平行于保護層方向上的最大卸壓距離取決于采空區(qū)的形狀、煤層傾角和卸壓角。 3.1.3保護作用時間 保護層停采后,巖層和煤層的移動與變形在一定時間內(nèi)是持續(xù)的,因此,保護帶可得到部分擴展。但是保護層開采后,垮落巖石在上覆應力作用下逐漸壓實,應力逐漸恢復,卸壓作用和效果隨時間的延長而減小。因此,開采保護層的間隔時間不能太久,一般卸壓有效期為:用全部垮落法開采保護層時為3a;用全部充填法時為2a。 3.1.4開采保護層的技術(shù)原則 在開采保護層時,應合理安排開采順序,避免形成應力集中,在保護層內(nèi)保證整個塊段采凈,避免留設煤柱。開采煤層群時,應首先選擇無沖擊危險煤層作為保護層開采。當沖擊危險煤層上下方向都有保護層時,應首先開采上保護層。 3.2.1模型的建立 選取新興煤礦的65煤層作為研究對象,通過開采上方的63煤層來達到保護65煤層的作用。新興煤礦63煤層平均厚度約為1m,距離65煤層約為35m。模型中,煤巖層傾角平均26°。模型共模擬了12層煤巖,其中包括63煤、65煤頂?shù)装?模型高度確定為110m。模型劃分為58676個單元和58104個節(jié)點。煤層與巖層之間和巖層與巖層之間的層理均用FLAC3D提供的INTERFACE單元進行模擬。工作面模型和煤柱模型均按工作面實際開采深度模擬,模擬采深平均為600m,等效載荷施加到模型頂端。模型四端固定水平運動,底端固定垂直運動。模型模擬的煤巖層物理力學參數(shù)基本是按巖石力學試驗測定數(shù)據(jù)確定的,無法得到的煤巖參數(shù)按統(tǒng)計平均數(shù)據(jù)確定。 3.2.2模擬結(jié)果分析 分別對上保護層推進8m,20m,60m,100m,140m和180m的情況進行分析。所采保護層的煤層頂?shù)装鍛Ψ植记闆r如圖11所示。 圖11隨著保護層開采其頂?shù)装宓膽Ψ植? (1)63煤推進8m時,煤層的頂?shù)装逯挥星醒鄹浇霈F(xiàn)了應力減小區(qū)域,工作面前方2m左右的位置出現(xiàn)了應力集中,最大應力達到28·9MPa,前方6m范圍之外大部分仍保持原巖應力狀態(tài),煤層上下受采動影響范圍都較小。65煤尚未達到卸壓效果。 (2)當煤層推進20m時,煤層頂?shù)装宓男秹悍秶杂袛U大,工作面前方的應力集中程度也略有增加,為31·5MPa。保護層下方的65煤層仍然處在原巖應力狀態(tài),并沒有達到卸壓的效果。 (3)煤層推進60m時,在采空區(qū)下方已經(jīng)形成了一定區(qū)域的應力降低區(qū),應力降低區(qū)發(fā)展的趨勢基本對稱,呈50°左右向下發(fā)展。采空區(qū)下的被保護層也出現(xiàn)了一定的應力減小區(qū)域。 (4)隨著煤層推進距離的增大,煤層頂?shù)装宓男秹悍秶苍谶M一步擴大,而采空區(qū)前后的應力峰值也在進一步增加,當工作面推進140m時,工作面前方應力值近40MPa。而對于被保護層其卸壓效果也是比較明顯的,其卸壓范圍也隨著工作面的 推進而不斷擴大,但在工作面后方也存在著一定的應力集中,因此,在65煤進行開采過程中,要盡量避開應力集中區(qū),在卸壓范圍內(nèi)進行開采。 為了更好地研究保護層的卸壓效果,對被保護的65煤層進行了應力分析。在數(shù)值模擬過程中,提取不同推進情況下的65煤體內(nèi)的應力值,通過數(shù)據(jù)處理,得到如圖12所示的應力分布曲線圖。 圖12煤層推進過程中被保護層的應力變化曲線 從圖12中可以看出: (1)當保護層推進20m時,65煤的應力分布無明顯變化,其值都在16·9MPa左右,仍處于原巖應力狀態(tài),即65煤沒有受到保護層開采的影響。 (2)當上保護層推進60m時,在采空區(qū)下方的煤層出現(xiàn)了應力減小區(qū),最小值為11·2MPa。由于沖擊礦壓的臨界深度為400m,即應力值在10MPa以下時,沖擊危險方能解除。因此,65煤層雖然處于應力減小區(qū),但仍然具有沖擊危險性。 (3)當上保護層推進100m時,在距切眼10~70m的范圍內(nèi),65煤的應力值處于10MPa以下,達到了安全開采的要求,由此推斷出63煤層的卸 壓角在50°左右,另外在采空區(qū)后方,65煤存在一定的應力升高區(qū),最高應力約為18·2MPa。 (4)隨著上保護層的進一步開采,采空區(qū)下的煤巖應力急劇下降,65煤達到安全開采的范圍也不斷增加,卸壓效果非常顯著。當保護層推進180m左右時,65煤的有效卸壓范圍10~150m,滯后63煤層工作面30m左右。 3.3技術(shù)分析 (1)保護層的卸壓效果與其開采范圍有關(guān),其開采范圍越大,被保護層的卸壓效果就越好。當保護層開采至180m時,被保護層的充分卸壓范圍約為140m,卸壓保護角在50°左右。 (2)由于保護層的開采,在采空區(qū)的前后兩端開采應力集中區(qū),并影響到被保護層的應力分布,因此,在對被保護層開采時,應盡量避開應力集中區(qū)域,如無法避開,應采取措施,加強沖擊礦壓的防治措施。 (3)薄煤層作為保護層進行開采能夠達到理想的卸壓效果,另外,薄煤層的開采本身安全性也要高于中厚煤層。在對保護層進行開采時,一定要避免留設煤柱或煤垛,以免形成新的應力集中,增加沖擊危險性。 4.軟巖大變形巷道卸壓與可控大變形支架支護技術(shù)現(xiàn)狀 4.1礦井概況 　　新安煤礦位于甘肅省,目前處于礦井建設后期。礦井井底車場巷道群埋深750~900m,所處地層為中生代侏羅紀,受地面山區(qū)地形工業(yè)廣場建設的位置制約,礦井井底車場和軌道石門、運輸石門等主要巷道布置于井田內(nèi)向斜軸部附近,煤巖層傾角由10°向38°過渡,變化急劇。 　　礦井主要巷道斷面為直墻半圓拱形,采用錨噴支護。錨桿間排距為700mm×700mm,錨索排距2·1m,每排布置3根。錨桿為直徑22mm,長度為2400mm的左旋無縱筋螺紋鋼等強錨桿,錨索直徑18·9mm,長度6·2~7·4m。巷道表層為φ6mm鋼筋網(wǎng)。巷道爆破后及時初噴厚度為50mm的混凝土,采用錨桿、錨索支護施工巷道30m后,再集中對巷道表層復噴厚度為100mm的混凝土。 　　采用錨桿、錨索支護方式對受壓破壞的失修巷道進行修護,對巷道進行挖底、挑頂、擴幫后,提高錨桿、錨索支護密度以對巷道重新支護。但修復1~2次后的巷道支護仍不能保持圍巖穩(wěn)定,巷道繼續(xù)出現(xiàn)拱頂下沉、底鼓等破壞現(xiàn)象。 　　由于采用大直徑錨桿和高密度錨桿支護方式不能阻止巷道快速變形,后期采用了錨網(wǎng)噴+全封閉格柵拱架鋼筋高強混凝土+底板錨桿修護的方式對50周廷振等:軟巖大變形巷道卸壓與可控大變形支架支護技術(shù)2010年第8期主要巷道進行再次返修。由于施工工序復雜,進度十分緩慢,維修巷道月進尺不足20m;同時成本較高,每米支護材料費用高達3·5萬元,但是修復后的巷道在6個月后相繼出現(xiàn)多處幫體開裂現(xiàn)象。礦井煤巷施工時采用了與巖巷支護強度等同或更高的錨桿、錨索支護方式,并套設架棚加固巷道,但是也難以控制巷幫收縮和劇烈的底鼓。 　　由于巷道支護難度大、井巷反復修護,雖然投入巨資,礦井預期投產(chǎn)期還要推遲1·5年以上。 4.2大變形軟巖巷道破壞特征 　　1)巷道周邊圍巖大變形,巷道表層支護體失效。軟巖錨噴支護巷道變形以底鼓為主,同時巷道兩幫向自由空間擠壓,巷道收縮呈現(xiàn)不對稱變形,斷面收縮率高達50%~80%,巷道表面支護體均松散失效。巷道表層支護體破壞情況如圖13所示。 圖13　礦井巷道表層支護破壞情況 2)來壓快、初期變形量大、持續(xù)變形時間長。軟巖井巷施工后穩(wěn)定性極差,持續(xù)出現(xiàn)拱頂下沉、底鼓和兩幫內(nèi)擠等現(xiàn)象?，F(xiàn)場布置測點的觀測結(jié)果表明,在巷道施工的1~10d,平均收斂變形為14~16mm/d;在11~50d的平均收斂變形為3·3~4·2mm/d;50d后巷道仍然持續(xù)收斂變形。一般巷道施工3個月后,必須強制采取挖底措施,5個月內(nèi)斷面收縮60%左右,需要進行挑頂修復,表現(xiàn)為錨桿、錨索斷裂、底鼓嚴重,巷道表層支護體失效。巷道錨索斷裂與底鼓情況如圖14所示。 圖14　巷道錨索斷裂與底鼓情況 　　3)圍巖易風化,接觸空氣潮解,強度急劇降低。巷道掘進爆破巖石初期尚有一定的強度,圍巖接觸空氣2h后,穩(wěn)定性急劇下降。對圍巖礦物成分及其含量、圍巖的物理力學參數(shù)進行了測試,其泥巖中的伊蒙混層黏土礦物的質(zhì)量分數(shù)高達33%~44%,具有較強的膨脹性和吸水性。 4.3大變形軟巖巷道支護難點分析 　　目前對極軟巖巷道支護尚沒有完善的手段,多數(shù)支護方法尚處于探索階段。常采用提高錨桿支護強度和密度控制軟巖巷道變形,或者采用加大巷道掘進斷面的措施為圍巖內(nèi)移、讓壓留有空間,延長巷道斷面收縮變化至滿足生產(chǎn)要求的時間。此外,部分礦井采用了錨桿支護與高強度U型鋼拱形支架聯(lián)合支護方法。上述對策雖然短期內(nèi)可以起到一定效果,但是仍不能滿足要求,受軟巖大變形特殊性因素的影響,井巷仍然需要不斷修護[1]。 　　1)支護手段難以控制軟巖巷道松動圈的不斷向深部發(fā)展。目前以錨桿支護為主的支護手段難以阻止圍巖松動圈發(fā)展,且軟巖巷道的松動圈會隨巷道的破壞—修護—破壞不斷向更深的區(qū)域發(fā)展。 　　2)錨桿支護強度難以控制軟巖巷道圍巖碎脹應力的影響。采用錨桿支護的目的是在巷道圍巖周邊錨固體內(nèi)形成維持自身穩(wěn)定的錨固平衡拱來保持圍巖的穩(wěn)定性。但是由于軟巖巷道圍巖碎脹應力的作用,導致錨桿桿體的強度、延展性均不能滿足支護要求,支護強度不夠,難以滿足巷道整體穩(wěn)定支護的條件。 　　3)現(xiàn)有機具對支護技術(shù)有所限制?？刂粕畈寇泿r巷道變形的措施之一是在巷道底角或巷道底板采用錨桿支護控制底鼓,但是由于底角和底板錨桿孔施工的排渣問題仍然未得到有效解決,限制了該項技術(shù)的應用。 　　4)經(jīng)濟成本過高。多數(shù)軟巖巷道采用錨網(wǎng)梁索支護后,再增設全封閉的拱形支架,在可縮性拱形架棚周邊外側(cè)預留安設空間,增大了巷道的實際斷面,增加了支護成本。有些礦井已經(jīng)采用高強度混凝土外層保護體,限制軟巖膨脹變形,但其施工難度大,成本居高不下,同時施工速度緩慢,難以在現(xiàn)場廣泛應用。 4.4巷道卸壓與可控大變形支架支護技術(shù) 　　軟巖巷道大變形的主要原因是巷道表層的圍巖膨脹破壞,因此探討一種對巷道圍巖進行卸壓、降低井巷圍巖風化的方法很有必要。采用高延伸性錨桿進行初次支護后,在巷道表層開挖卸壓槽,并配合大變形讓壓支架支護是很有效的控制手段。 巷道圍巖卸壓是在巷道底部和側(cè)幫開挖卸壓槽,在巷道周圍預先形成人為弱化區(qū),使巷道在開挖初期處于一個低地應力區(qū),使支承壓力峰值向巷道圍巖深部有效地轉(zhuǎn)移,從而減小巷道圍巖表面變形。 1—拱部U型鋼;2—側(cè)拱U型鋼;3—巷幫U型鋼;4—反底 拱U型鋼;5—緩沖墊塊;6—導向槽;7—金屬卡纜; 8—巷幫卸壓槽;9—底板卸壓槽 圖15　大變形支架結(jié)構(gòu)示意 　　大變形讓壓支架是在可縮性拱形架棚節(jié)間充填一種由高分子材料加工的多孔狀可塑性緩沖墊塊,增加架棚收縮量。大變形讓壓封閉式支架由1~7節(jié)U型鋼及附件構(gòu)成,如圖15所示,在側(cè)拱U型鋼2,4(3,5)段之間放置了可塑性緩沖墊塊。除靠近巷幫側(cè),緩沖墊塊及其上下U型鋼端頭部分采用與U型鋼配套的導向槽固定。巷道圍巖的壓力經(jīng)拱部U型鋼1、側(cè)拱U型鋼2和3向下傳遞至緩沖墊塊,當壓力達到緩沖墊塊的破壞強度后,緩沖墊塊逐漸收縮變形、破碎的同時,側(cè)拱和側(cè)幫U型鋼段(U型鋼2和4,U型鋼3和5)順著2節(jié)之間導向槽內(nèi)滑移,逐漸結(jié)合(部分收縮后的殘余材料被擠至巷幫卸壓槽內(nèi)),整個支架進入新的承壓過程。 　　巷幫卸壓槽可選用液壓鏈條鋸施工,其卸壓槽成形可控,不破壞巷道幫部的穩(wěn)定性。高分子緩沖墊塊如圖3所示,其強度是U型鋼理論抗壓強度的80%~90%,緩沖墊塊在超負荷承載后會逐漸收縮破壞。它可以傳遞壓力保持支架的穩(wěn)定,維持支護至支承壓力達到支架阻力的80%~90%后,逐漸收縮被擠碎,使支架得到讓壓。同時由高分子材料配制的緩沖墊塊強度在制作過程中能夠得以調(diào)節(jié),以適應低于U型鋼支架抗壓強度的不同等級,控制支架的收縮變化速度。巷幫卸壓、架設可控大變形支架施工工藝如下所述。 　　1)按照設計斷面掘進巷道。 　　2)實施錨網(wǎng)梁索、噴混凝土支護施工。選用高強度,延伸性良好的錨桿和錨索進行支護。 　　3)開挖底板卸壓槽,底槽居于巷道底板中部,距離巷道兩幫1·5m左右;在卸壓槽內(nèi)采用破碎矸石充填后,在巷道底部鋪設100mm厚的混凝土層,減少水理作用對巷道圍巖的破壞。 　　4)在巷幫(后期架設拱形棚U型鋼2和4、U型鋼3和5段結(jié)合處)施工卸壓槽。 　　5)架設可控大變形支架,對巷道周邊空隙進行充填、穩(wěn)固支架。 　　可控大變形支架在不同階段有不同的承載壓力,承載壓力傳遞到緩沖墊塊時,巷道圍巖和支架有如下變化過程:圍巖應力重新分布—錨桿錨索承受圍巖應力—支架初步受力—緩沖墊塊承壓破壞—全閉合支架全面承載圍巖壓力,支架總體穩(wěn)定時間得到延長。 　　這種施工支護方法將為應力釋放過程中產(chǎn)生的圍巖膨脹變形提供補償空間,延緩巷道空間收縮的時間,支架也始終處于承載穩(wěn)定過程,支架服務時間得到充分延長。 4.5小 結(jié) 　　深部軟巖巷道支護問題日顯突出,合理有效的支護技術(shù)值得探討研究。在分析大變形軟巖巷道圍巖變形與破壞特征的基礎(chǔ)上,指出目前軟巖巷道支護的難點與存在的問題。在此基礎(chǔ)上提出一種新型的卸壓與可控大變形支架聯(lián)合支護方法,從支護原理上分析了這種支護方式的有效性。這種支護方式有待于在井下進行試驗和驗證。 5、軟巖巷道爆破卸壓技術(shù)分析 為了增強爆破卸壓效果,運用巖石爆破內(nèi)部作用理論,分析了軟巖巷道爆破卸壓的作用過程以及其影響因素,設計了爆破卸壓效果現(xiàn)場測試系統(tǒng).結(jié)果表明,爆破卸壓具有硬化軟巖、形成爆擴空腔和裂隙區(qū),最終形成卸壓區(qū),并使高地應力轉(zhuǎn)移到距巷幫R以遠圍巖深部的特征.適當加大炮孔直徑、提高裝藥密度、選擇爆速高的炸藥,使炮孔間距滿足,并盡可能減少炮孔深度,均可提高爆破卸壓效果. 以持續(xù)變形、流變?yōu)橹饕卣鞯能泿r巷道支護問題,是目前我國煤炭深部開采面臨的嚴重挑戰(zhàn).采深大,地應力高,是造成深部軟巖巷道穩(wěn)定性差、支護困難的根本原因.采取有效措施,減緩乃至消除巷道圍巖的高地應力,是解決深部軟巖巷道支護問題的關(guān)鍵.爆破卸壓能夠?qū)⒆饔糜谙锏乐苓叺募袘蚋邞ο驀鷰r深部轉(zhuǎn)移,從而減緩、降低巷道周邊地應力的作用水平,是深部高應力軟巖巷道支護的一種有效的輔助手段,自20世紀50年代初在南非金礦應用以來,已被國內(nèi)外的許多冶金礦山和煤礦采用[2-10].實踐表明,在采取爆破卸壓技術(shù)的巷道支護中,巷道支護的難易與爆破卸壓效果的好壞密切相關(guān)[2,5-7].由于爆破作用的復雜性,很多時候爆破不僅起不到卸壓的作用,而且會造成巷道周邊破壞的加劇,從而進一步增加了巷道支護的難度.因此,如何既使爆破卸壓的效果顯著,又不使爆破作用對巷道圍巖造成不應有的損害,或者使破壞程度最小,是應用爆破卸壓技術(shù)解決深部軟巖巷道支護問題的關(guān)鍵所在. 5.1軟巖巷道爆破卸壓的作用特征 爆破卸壓是通過爆炸加固、硬化軟巖,改變巖石的有效彈性模量、將地層應力向深部圍巖轉(zhuǎn)移,來實現(xiàn)卸壓、改善巷道支護條件的目的.常采用多炮孔柱裝藥爆破卸壓[3-8],其作用范圍通常不會波及到卸壓區(qū)域巷道、硐室的圍巖表面,即爆破卸壓不會、也不應該引起巷道巖圍巖破壞,是典型的內(nèi)部爆破作用.當在巷道一側(cè)布置多個水平炮孔實施爆破卸壓時,所產(chǎn)生的爆炸動應力與靜態(tài)地層應力之間的關(guān)系如圖1所示,其A-A視圖為爆破后形成的卸壓區(qū)(圖16).對于單個炮孔來講,當裝藥在巷幫巖體內(nèi)部爆炸時,將形成以爆點為中心的由近及遠的不同區(qū)域,分別為壓縮區(qū)、裂隙區(qū)和彈性振動區(qū),如圖17(圖2中B-B視圖)所示. 圖16爆炸動應力與地層靜應力關(guān)系 圖17爆破卸壓后形成的卸壓區(qū)(A-A視圖) 圖18爆破內(nèi)部作用示意(B-B視圖) 1)壓縮區(qū):裝藥爆炸形成的爆炸沖擊波作用在炮孔壁上,使炮孔壁周圍巖石被壓縮成致密、堅固的硬殼空腔,形成壓縮區(qū);同時由于裝藥是在巖石內(nèi)部爆炸的,所以爆炸瞬間產(chǎn)生的高溫、高壓氣體的絕熱膨脹作用會在巖體中形成空腔.硬殼的壁厚及空腔的大小與施爆點巖石性質(zhì)、地應力大小以及裝藥量有關(guān).根據(jù)文獻,爆擴空腔的最終半徑R1(圖18)為 式中:rb為炮孔半徑; 為膨脹開始時的爆生氣體壓力，耦合裝藥時，; D為炸藥的爆速; 為側(cè)向壓力系統(tǒng), ,在工程爆破加載范圍內(nèi),u=0.8u0, u0為巖石的靜態(tài)泊松比; pk為爆生氣體等熵絕熱膨脹時的臨界壓力; 爆擴過程中的圍巖壓力ps為 __D_Dd__________á???________________ 式中: Patm為大氣壓力; 為多向應力條件下巖石極限抗壓強度,; 為巖石密度; cp為巖石中的聲速; 為巖石的單軸靜態(tài)抗壓強度; rm為巖石的重度; 為抵抗線. 由圖1可知,當爆腔內(nèi)爆生氣體壓力P等于圍巖壓力時,爆擴過程結(jié)束. 2)破裂區(qū):沖擊波通過壓縮區(qū)后,繼續(xù)向外層巖石傳播,并迅速衰減為應力波,其強度已低于巖石的動態(tài)抗壓強度,雖不能直接壓碎巖石,但可使壓縮區(qū)外層的巖石遭到強烈的徑向壓縮而產(chǎn)生徑向擴張和切向拉伸應變,從而形成徑向裂隙.此時,爆生氣體滲入裂隙,以氣楔作用使這些裂隙進一步擴展,直至爆生氣體的瞬時壓力與巖體裂隙端部的應力強度因子相等時,裂隙擴張過程結(jié)束.根據(jù)文獻[13],裂隙區(qū)半徑R2(圖2)為 , (3) 式中: ,為分別為沖擊波壓力和應力波壓力衰減指數(shù),,或,; , 分別為巖石的單軸動態(tài)抗壓強度和單軸動態(tài)抗拉強度; A為與巖石性質(zhì)有關(guān)的常數(shù), ; Pd為耦合裝藥時柱狀藥包爆炸后投射入孔壁巖石的沖擊波初始壓力,其算式為, (4) 式中： 為爆轟產(chǎn)物的膨脹絕熱指數(shù),一般γ=3. 3)彈性振動區(qū):裂隙區(qū)以外的巖體中,由于應力波引起的應力狀態(tài)和爆生氣體建立的準靜態(tài)應力場不足以使巖石破壞,只能引起巖石質(zhì)點做彈性振動,直至彈性振動波的能量被巖石完全吸收為止. 從爆破卸壓的作用過程可知,軟巖巷道爆破卸壓的根本特征在于硬化爆點附近軟巖、形成爆擴空腔和裂隙區(qū),最終形成深度為R、長度為實施爆破段巷道長度的卸壓區(qū)域,并使高地應力轉(zhuǎn)移到距巷幫R以遠的圍巖深部(圖2).由圖2,3可知,卸壓區(qū)的深度(寬度)為,H為炮孔深度. 顯然,軟巖的硬化、加固,提高了巖體抵抗變形的能力;形成裂隙區(qū)(巖石的松動)的過程,是地應力釋放的過程;爆擴空腔,為地應力的釋放創(chuàng)造了變形空間.因此,爆破卸壓過程形成軟巖硬化范圍的大小、爆擴空腔以及裂隙區(qū)的大小,對能否取得好的卸壓效果至關(guān)重要. 5.2影響爆破卸壓效果因素分析 從1的分析可知,影響爆破卸壓效果的因素主要有: 1)巖石性質(zhì):對軟巖地層,爆炸沖擊波的作用是排出其中的空氣和水分,硬化、加固地層,提高巖石的變形模量.因此,爆炸強度相同時,對軟巖的加固、硬化效果更好. 2)炮孔直徑:爆擴空腔能有效釋放地應力,并使其向圍巖深部轉(zhuǎn)移.因此,爆擴空腔體積越大,卸壓和應力轉(zhuǎn)移的效果也越明顯.同時,爆破產(chǎn)生的裂隙區(qū)范圍越大,地應力的釋放也越充分.由式(1),(2)可知, , 均與成正比.因此,增大炮孔直徑,有利于增強卸壓效果.這一結(jié)論充分詮釋了實踐中采用鉆鑿卸壓孔、卸壓槽方法[4,14]釋放地應力的機理. 3)炸藥性質(zhì):由式(1)可知,提高,可增大爆擴空腔體積.而與裝藥密度、炸藥爆速D的平方成正比.因此,加大裝藥密度、選擇高爆速炸藥,特別是爆炸過程中能產(chǎn)生較大體量氣體的炸藥,對形成較大爆擴空腔有利,從而提高卸壓效果. 3)抵抗線或炮孔深度:根據(jù)式(1), 越小,爆擴空腔半徑就越大;反之,爆擴空腔半徑就會減小.由式(2)可知,在相同巖層性質(zhì)條件下, 與抵抗線W成正比,因此,要增大爆擴空腔,就必須減小W.但W過小,或者炮孔深度過淺,爆破作用就會破壞巷道圍巖,從而增大巷道支護的難度,這也是爆破卸壓過程中常常遇到的問題[3,15].因此,爆破卸壓應該存在一個合理的抵抗線,或者炮孔深度.即在確保巷道圍巖不受爆破作用破壞條件下的最小炮孔深度.炮孔深度小,鉆孔就容易,卸壓的效果也越好. 4)炮孔間距:根據(jù)2的分析,假設相鄰炮孔的炮孔參數(shù)、裝藥參數(shù)和起爆方式完全相同,如果不使一個炮孔的爆破卸壓效果(如已形成的壓縮區(qū)和爆擴空腔)被相鄰炮孔的爆破作用破壞,那么相鄰炮孔之間的最小間距應該為裂隙區(qū)半徑R2的兩倍(圖2),即 , (5) 式中　L為卸壓炮孔的間距.此時,2個炮孔的爆炸應力波才不會因“碰頭”而相互削弱形成裂隙區(qū)的作用. 5)相鄰炮孔的起爆時序:這一因素對爆破卸壓效果是否有不利影響,從上面的分析看出,如果按2倍的裂隙區(qū)半徑布置炮孔,那么,無論是同時還是異時起爆,卸壓的效果應該是一樣的.但這需要現(xiàn)場實驗的驗證. 6)起爆方式:柱裝藥時,通常采用正向或反向起爆方式.與正向起爆相比,反向起爆能延長應力波和爆生氣體的作用時間,可產(chǎn)生更多的裂隙,并使裂隙得到進一步的擴大和延伸[14],這正是爆破卸壓所需要的效果.但因從孔底起爆,爆炸應力波在傳播過程中將迭加成一個高應力波朝向自由面———巷道圍巖表面,在自由面附近形成強烈的拉伸應力波,從而會增加自由面附近巖石的破壞,這又是爆破卸壓所不需要的.因此,究竟哪種起爆方式對卸壓效果更有利,對巷道圍巖的破壞性最小,還需進行實驗研究.綜上,在軟巖巷道中實施爆破卸壓時,應重點考慮炸藥品種的選擇和炮孔直徑、炮孔間距、抵抗線的確定,并選擇合理的起爆方式和起爆時序. 5.3爆破卸壓效果測試系統(tǒng) 與傳統(tǒng)的支護方法相比,作為深部巷道支護的輔助手段,爆破卸壓的目的在于降低巷道圍巖的應力水平,以從根本上改善巷道圍巖的受力環(huán)境,減小深部巷道的支護難度.那么,如何監(jiān)測爆破卸壓效果的好壞,并據(jù)此修正爆破參數(shù),提高爆破卸壓的質(zhì)量,是爆破卸壓技術(shù)能夠大面積推廣應用的關(guān)鍵.為此,設計了如圖19所示的爆破卸壓效果測試系統(tǒng). 圖19　爆破卸壓效果測試系統(tǒng) 5.4巷道收斂變形觀測點 本系統(tǒng)主要完成兩方面指標的測試,一是爆破卸壓的直接效果,即爆破前后圍巖應力變化情況測試;二是爆破卸壓間接效果,即爆破前后巷道表面變形監(jiān)測. 5.4.1爆破前后巷道圍巖中的應力監(jiān)測 圖4中1,2構(gòu)成了矩形斷面巷道在兩幫實施爆破卸壓時的圍巖應力測試系統(tǒng).通過在卸壓炮孔附近布置鉆孔、安置鉆孔應力計(圖4中1),可觀測到爆破前后巷道圍巖中應力水平的變化情況 ,如式(6)所示 ,(6) 式中　,分別為爆破卸壓前后巷道圍巖中的應力.顯然, 的值越大,說明爆破卸壓效果越好,反之則差.為了準確把握爆破卸壓的效果及其圍巖應力沿炮孔深度的變化規(guī)律,測試鉆孔的深度應超過爆破鉆孔500mm,并按每米鉆孔布置一個應力計的要求安裝鉆孔應力計. 5.4.2爆破前后巷道表面變形監(jiān)測 爆破卸壓效果的好壞也可以通過巷道表面變形表現(xiàn)出來,因此,在未實施爆破卸壓的巷道段和實施了爆破卸壓的巷道段可各取2~3個斷面進行觀測,測點布置如圖4中3所示.由于巷道表面變形具有較長周期性,因此,巷道表面變形觀測的時間要比圍巖應力的觀測時間長.通過對比實施了爆破卸壓和未實施爆破卸壓段巷道表面圍巖的變形情況,如果實施了爆破卸壓的巷道表面變形小、圍巖穩(wěn)定時間長,則說明爆破卸壓的效果好. 在觀測的基礎(chǔ)上,綜合分析不同爆破參數(shù)下的變化,以及爆破卸壓前后巷道表面變形的發(fā)展情況,可獲得適合某種圍巖條件的最佳卸壓爆破參數(shù),從而為有效地實施和應用爆破卸壓技術(shù)進行深部軟巖巷道的支護提供指導. 5.5小結(jié) 1)軟巖巷道爆破卸壓的作用機理是硬化爆點附近軟巖、形成爆擴空腔和裂隙區(qū),最終形成卸壓區(qū),并使高地應力轉(zhuǎn)移到距巷幫R以遠的圍巖深部.提高爆破卸壓效果的關(guān)鍵是增大軟巖硬化區(qū)域,擴大空腔體積和裂隙區(qū)范圍. 2)爆破卸壓效果受巖石性質(zhì)、炮孔直徑、炮孔間距和抵抗線,以及炸藥性質(zhì)、起爆方式、相鄰炮孔的起爆時序等因素影響.加大炮孔直徑、提高裝藥密度、選擇高爆速炸藥,有利于形成較大的爆擴空腔和裂隙區(qū),有利于地應力的釋放和轉(zhuǎn)移. 3)相臨炮孔的最小間距應滿足,以避免相鄰炮孔間卸壓效果的相互削弱. 4)在確保不破壞巷道圍巖的條件下,應盡可能減少炮孔深度,這樣既能降低鉆孔的難度,又有利于形成較大的爆擴空腔.相鄰炮孔的起爆時序、柱狀藥包的起爆方式對卸壓效果的影響,需要通過現(xiàn)場實驗進行研究. 6總結(jié) 高應力區(qū)巷道的維護可以通過卸壓來降低其所在區(qū)域的應力大小,并通過優(yōu)化支護方式及參數(shù)來保持其穩(wěn)定性,而卸壓程度的高低則影響著巷道變形的大小。理論分析及實踐表明,采用開采卸壓來降低巷道區(qū)域的應力,并優(yōu)化支護方式及參數(shù)可以有效維護高應力區(qū)巷道的穩(wěn)定性。 對該礦軌道上山的底臌現(xiàn)象進行了數(shù)值模擬研究,并對采用巷道底板切槽、兩幫切槽進行卸壓條件下的圍巖應力分布和底板巖層位移進行了分析。卸壓法可以使巷道在開挖時就處于相對的低應力區(qū),從而保護圍巖的完整性,為后期巷道的支護加固創(chuàng)造有利條件。底板開槽時,開槽深度對卸壓效果有明顯的影響。模擬結(jié)果表明,開槽深度為底板寬度的60%左右時,卸壓效果最好且開槽的工程量最少。 參考文獻: [1] 趙生才.深部高應力下的資源開采與地下工程:香山會議第175次綜述[J],2002,17(2):295-298. 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