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回采巷道復(fù)合頂板破壞機理與支護技術(shù)
摘要:隨著開采深度的增加,頂板條件漸漸由堅硬頂板向復(fù)合型頂板變化,以往在堅硬頂板條件下采用的單純錨栓支護方式已顯得不適應(yīng),曾發(fā)生過多起冒頂事故,安全生產(chǎn)沒有保證。為此,本文分析復(fù)合頂板下的回采巷道圍巖的應(yīng)力分布狀態(tài),變形特征;研究復(fù)合頂板在各種錨桿支護方案下的變形、破壞機理;分析復(fù)合頂板回采巷道的錨桿支護機理以及合理的控制技術(shù)與措施。
關(guān)鍵詞:復(fù)合頂板;聯(lián)合支護;高預(yù)緊(應(yīng))力錨桿
1 引言
我國國有大中型煤礦煤層巷道應(yīng)用越來越多,回采巷道布置在煤系巖層中,受力情況較復(fù)雜,受采動影響較大,是煤礦巷道圍巖控制的難點,當圍巖強度及其穩(wěn)定性較差時,部分回采巷道會發(fā)生大范圍的支護失效和頂板冒落現(xiàn)象,不僅給井下作業(yè)人員人身安全帶來威脅,而且導(dǎo)致礦上企業(yè)巨大的經(jīng)濟損失。復(fù)合頂板巷道在煤礦中有廣泛的分布,復(fù)合頂板的支護是國內(nèi)外巷道支護的難題之一。由于煤系地層為層狀沉積巖層,因而復(fù)合頂板是一種較常見的巖層賦存形態(tài)。復(fù)合頂板極軟煤層巷道圍巖為差異性很大的非均質(zhì)層狀賦存,在圍巖應(yīng)力作用下表現(xiàn)為頂板極易離層、冒落,難以形成承載結(jié)構(gòu),強烈的兩幫移近、片幫及整體下沉,導(dǎo)致復(fù)合頂板下沉而離層破壞,頂板、兩幫變形相互作用,形成惡性循環(huán)。該類回采巷道采用傳統(tǒng)支護方式如工字鋼支架、U型鋼可縮支架支護時不僅在掘進影響期間圍巖變形劇烈,而且在掘后較長時間內(nèi)難以趨于穩(wěn)定、變形量大,在服務(wù)期間需多次返修,巷道維護極為困難。隨著采深的增加,這類巷道的維護問題將越來越突出,因此,尋求一種有效的支護方法具有重要的現(xiàn)實意義。在此,對回采巷道復(fù)合頂板破壞機理與支護技術(shù)的研究與探討,為煤礦企業(yè)在復(fù)雜地質(zhì)條件下的高產(chǎn)、高效安全生產(chǎn)起到了積極促進作用。
2 復(fù)合頂板巷道變形破壞機理
2.1 復(fù)合頂板的概念及特點
所謂復(fù)合頂板,其實質(zhì)就是離層型頂板。即煤層上面有總厚0.3~3m易與上部巖層離層的頂板。這種頂板巖層的巖性主要是頁巖、砂質(zhì)頁巖和薄層細砂巖,同時往往夾有薄層煤層、炭質(zhì)頁巖、泥質(zhì)巖、植物化石碎屑和鏡煤條帶等。復(fù)合頂板由下軟上硬巖層構(gòu)成。下部軟巖層可能是一個整層,也可能是由幾個巖層組成的巖層組。這里的軟巖層與硬巖層只是一個形象的說法,實際上是指:采動后下部巖層或因巖石強度低,或因分層薄,其撓度比上部巖層大,向下彎曲的多,而上、下部巖層間又沒有多大的粘接力,因此下部巖層與上部巖層形成離層;從外表看,似乎下部巖層較軟,上部巖層較硬。
典型的復(fù)合頂板有“軟”、“弱”、“薄”三個特點:
1)煤層頂板由下軟上硬的不同巖性的巖層所組成;
2)軟、硬巖層間夾有煤線或薄層軟弱巖層,易離合,差異較大;
3)下部軟巖層的厚度一般較薄,通常情況下不小于0.5 m,且不大于3.0 m,冒落后不能充滿采空區(qū)。
除此之外,當偽頂厚度超過0.5 m時(超過0.5 m厚的隨采隨冒的軟弱巖層不能叫偽頂),現(xiàn)場往往采用“托偽頂”開采。在這種情況下,煤層的頂板就是復(fù)合頂板。
應(yīng)用留煤皮方法采煤時,如果煤皮厚度在0.5~3.0 m之間,而煤皮與頂板又易分離或煤層有偽頂,則采煤工作面也處在復(fù)合頂板之下。
厚煤層應(yīng)用傾斜分層下行垮落開采時,第二分層以及以下分層可能處在再生頂板之下。如果再生頂板的厚度在0.5~3.0 m,其上為較硬巖層或咬合住的斷裂巖塊,再生頂板與它又沒有多大的粘接力,則在回采第二分層及以下分層時,該分層也處在再生的復(fù)合頂板之下。
復(fù)合頂板下部巖層與上部巖層在力學特性方面的主要差別是他們之間的厚度(包括互層中的分層厚度)、變形模量、泊松比及內(nèi)摩擦角、黏聚力等方面相差較大。
2.2 復(fù)合頂板的巖性及結(jié)構(gòu)
復(fù)合頂板的一半特性是下軟上硬,容易發(fā)生離層。在軟硬頂板之間存在有薄弱面和光滑面,軟硬巖層之間的粘接力很小,極易分離。當采掘工作進行后,松軟頂板的下沉與堅硬頂板的下沉不同步,因而兩層見發(fā)生了離層,尤其在錨桿預(yù)應(yīng)力很小時,離層現(xiàn)象更加突出,其巷道頂板巖層的層間離層如圖1所示。
如圖1的情況是普遍常見的結(jié)構(gòu)。還有一些特殊的形成狀態(tài),如沖刷造成的頂板由一種巖性,分成兩種不同的巖性。兩層的層理分明、中間夾有薄弱煤巖或光滑面,使非復(fù)合型頂板,變?yōu)閺?fù)合型頂板。如圖2所示。
在實際生產(chǎn)工作中,因地質(zhì)情況調(diào)查不清楚,而未能采區(qū)相應(yīng)措施,出現(xiàn)大型的冒頂事故。
在一些傾角較小,而水平斷距又很大的各類斷層的作用下,也會出現(xiàn)不同類型的復(fù)合型頂板。如圖3所示。
此外,在近距離煤層群中,上一層煤的采厚由可采變?yōu)椴豢刹桑以搶拥闹苯禹敱容^硬,下一層的頂板比較軟,使得下層的頂板與上層煤層共同構(gòu)成了復(fù)合型頂板。如圖4所示。
圖1 巷道頂板巖層的層間離層
圖2 由非復(fù)合型頂板變?yōu)閺?fù)合型頂板
圖3 由不同類型斷層形成的復(fù)合型頂板
圖4 下煤層的頂板與煤層構(gòu)成為復(fù)合型頂板
2.3 復(fù)合型頂板的礦壓顯現(xiàn)特點
巷道開挖后,巖層抗水平應(yīng)力的截面減少,在水平應(yīng)力作用下煤層沿水平層理面向巷道擠入,致使巷道幫頂受水平應(yīng)力作用而破壞;圍巖中節(jié)理構(gòu)造面的存在對圍巖的承載能力及其穩(wěn)定性影響很大,尤其是節(jié)理面與最大主應(yīng)力方向斜交時,巖體最容易沿節(jié)理弱面破壞而失穩(wěn);巷道開挖后,圍巖受力狀態(tài)由三軸應(yīng)力變?yōu)閱屋S壓應(yīng)力狀態(tài),由于巖石單軸抗壓強度低,致使圍巖產(chǎn)生塑性破壞或沿節(jié)理弱面破壞、隨著錨固巖體的變形、離層和彎曲,巷道中部的錨桿始終受力,若錨桿的長度、剛性越大,會使之受力越大,錨桿受力即可達到強度極限而破壞,則巖層發(fā)生破壞。
復(fù)合型頂板礦壓顯現(xiàn)特點可總結(jié)如下:
1、頂板變形量大。由于復(fù)合頂板由松軟巖層組成,巖層的彈性模量低,在長期的地層壓力作用下,巖層內(nèi)積聚了大量的彈性變形能。巷道開掘后,巷道表面圍巖應(yīng)力解除,巖層內(nèi)積聚的彈性變形能釋放,從而產(chǎn)生變形。巖層愈軟,變形量愈大;地層壓力愈大,變形量愈大。復(fù)合頂板的變形量可達200~400mm。
2、頂板變形時間長。巷道掘出后,巷道表層或淺層的彈性變形能會迅速釋放,表現(xiàn)為巷道開掘初期變形速度快。巷道圍巖彈性變形能的釋放,是由淺而深逐漸發(fā)展的,圍巖的變形會由快變慢、長期發(fā)展,但不會像堅硬巖層巷道那樣停止變形,圍巖的變形范圍會越來越大。巖層愈軟,巷道變形延續(xù)的時間愈長,圍巖變形的范圍愈大。復(fù)合頂板的變形范圍可達5~8m以上。
3、頂板壓力大。必須對頂板巖層內(nèi)大量的彈性變形能的釋放予以控制。過度的釋放會導(dǎo)致頂板巖層的離層和破壞,而釋放不足則會極大地增加頂板的支護壓力。在不采取任何措施的情況下,錨索支護屬于剛性支護。錨索支護系統(tǒng)的剛性系數(shù)大,只允許頂板有很小的變形。當頂板巖層內(nèi)的彈性變形能得不到適當?shù)尼尫牛敯鍓毫絹碓酱?,直至錨索被破壞。這種大變形的頂板礦壓顯現(xiàn)特性與錨索的支護特性顯然不相協(xié)調(diào)。
2.4 復(fù)合型頂板的變形破壞特征
復(fù)合頂板具有雙重力學屬性,在外載作用下,隨其自身狀態(tài)不同呈現(xiàn)兩種變形特征,即相對完整狀態(tài)與類似散體軟巖狀態(tài)。
2.4.1 相對完整狀態(tài)的復(fù)合頂板變形移動規(guī)律
所謂相對完整狀態(tài),是指煤層頂板的變形移動發(fā)生在頂板組成分層之間,而頂板巖層分層自身則保持完整的穩(wěn)定狀態(tài)。此時,頂板巖層是由層狀巖體組成的復(fù)合頂板。
層狀巖體屬于典型的橫觀各向同性體,分層層面是其主要弱面。層狀巖體的分層層面屬閉合節(jié)理,根據(jù)剪切試驗,在順層理方向剪切下,閉合節(jié)理表現(xiàn)有峰值和殘值,即層狀巖體的分層層面有一定的剪切強度,且在分層之間發(fā)生滑移錯動后,同樣保持微小的殘余強度。部分煤系巖層層面的力學參數(shù)見表1。
表1 部分煤系巖層層面的力學參數(shù)
層面兩側(cè)巖石
切向剛度系數(shù)
KS/MPa
切向剛度系數(shù)
Kn/MPa
黏結(jié)系數(shù)
C/MPa
內(nèi)摩擦角
φ/(°)
石灰?guī)r與煤層
24.5
981
0.2
35
煤層與頁巖交互層
14.7
588
0.1
25
頁巖互層與砂巖
14.7
588
0.1
25
此時頂板層狀巖體的強度可表示為:
τ = σ×tanφr+Cr (2-1)
式中 Cr————層面處的黏結(jié)系數(shù);
φr————層面處的內(nèi)摩擦角。
當頂板層狀巖體在外載作用下,層面處的法向應(yīng)力σ與層面的剪切應(yīng)力τ滿足式2-1時,頂板將沿分層層面發(fā)生剪切破壞,相鄰的分層沿層面相對滑移。
因此作為回采巷道頂板,在無支護條件下,其移動破壞可分為一下幾個階段。
1)沿層面的分層相對滑移階段
巷道開掘后,巖體內(nèi)原有平衡狀態(tài)被打破,巷道頂板最初以整體巖體承擔上覆巖層的重力載荷。在原巖應(yīng)力及掘巷集中應(yīng)力的作用下,巷道頂板巖體發(fā)生變形,同時內(nèi)力增加,當層面處的內(nèi)應(yīng)力σ、τ滿足式2-1時,巖體發(fā)生剪切破壞,產(chǎn)生層間滑動,由于分層層間滑動,使層面的力學參數(shù)進一步減小,整體強度降低。
層面滑動范圍與掘巷前的應(yīng)力場及開掘巷道的斷面形狀有關(guān)。當巷道跨度L與頂板分層厚度h之比較小時,即在分層厚度相對較大的情況下,只會在巷道兩側(cè)的頂板支撐區(qū)產(chǎn)生層間滑動,在巖體中表現(xiàn)為與層理近乎垂直的張開裂隙,如圖5所示。當巷道跨度L與頂板分層厚度h之比較大時,即在分層厚度相對較小的情況下,滑動區(qū)可能波及整個跨度內(nèi)的直接頂板巖層,此時下位巖層在中心處與其上位巖層有脫開而離層的趨勢。
2)分層層間離層階段
頂板分層沿層面的相對滑動,將改變其自身的應(yīng)力狀態(tài)。若此時變形后的圍巖體與上覆巖層形成的載荷仍不能取得力學平衡,則直接位于巷道上方巖層的變形將繼續(xù)發(fā)展,縱向變形(下沉)增大。
由于下位巖層的下沉速度大于上位巖層的下沉速度,變形發(fā)展到一定程度,即形成巷道頂板巖層的層間離層,離層范圍及離層巖層數(shù)也逐漸增加。
3)頂板巖層逐層彎曲折斷階段
隨著離層范圍的增加,與上位巖層離層的巖層必須單獨承擔自身的全部重量。當巖層懸空跨度達到極限跨距,巖層內(nèi)最大拉應(yīng)力達到巖石的抗拉強度時,巖層將會發(fā)生彎曲張拉破壞。斷裂后的巖塊若不能形成橫向作用力下的鉸接平衡,便從巷道頂板垮落下來。離層巖層的這一活動過程可以按均布載荷作用下的固定梁或簡支梁變形破壞過程的分析加以說明。
由于離層區(qū)域自下而上減小,則巷道頂板巖層各分層可能出現(xiàn)的懸空跨距也自下而上減小。當頂板下位巖層強度較低、分層厚度較小時,頂板巖層從裸露在外的第一層開始,向上逐層垮落,如圖6所示。
2.4.2 類似散體軟巖狀態(tài)的復(fù)合頂板變形移動規(guī)律
煤層頂板整體性破壞后(如出現(xiàn)局部冒落),頂板破壞急劇發(fā)展呈現(xiàn)類似散體的破碎狀態(tài),其變形移動過程可分為如下幾個階段。
1)水平移動并形成大量超薄子分層
頂板冒落空間形成后,空間四周各分層巖層向冒落空間水平移動。各分層巖層在水平移動過程中,其內(nèi)部含超薄復(fù)合分層產(chǎn)生滑移錯動,形成了數(shù)目眾多、厚度極?。ㄐ∮?0 mm)的子分層,使薄層復(fù)合頂板下位分層成為具有工程意義的軟巖。
2)下位軟巖持續(xù)水平移動
冒落空間周圍大范圍的下位軟巖,向冒落空間擠出與彎曲,形成較大的破碎變形壓力。
3)薄層子分層隨著頂板分層水平移動,因其自身強度低而形成類似散體的破壞。
圖5 沿層面的滑動
圖6 巷道層狀巖層頂板冒落形狀
2.4.3 無支護條件下巷道頂?shù)装鍖訝顜r體垮落高度的估算
根據(jù)A·鮑里索夫的建議,開掘在層狀巖層的巷道,在長期無支護情況下,其頂板巖層的垮落高度H為
H=(L-ζ×(0.04×σk×hk/nγk)1/2)×tanδ/2 (2-2)
式中 ζ————壓縮蠕變系數(shù),取0.5~0.7;
hk————直接位于冒落空洞之上的第k層巖層分層厚度;
σk、γk————第k層巖層的順層抗拉強度和巖石重力密度;
δ————垮落梯形的邊界腰線與層面間的夾角,參照軟弱巖層的破斷 角,其值可取60°~80°;
n————承載能力安全系數(shù),可取n=4。
其中,可按下述步驟確定冒落空間上方裸露分層的層位k:
1)確定巷道頂板各分層因其下分層垮落形成的懸空跨距Li。對巷道頂板巖層各分層自下而上編號,即巷道直接頂板由第i=1,2,3,…,k,…,n層巖層組成,第i分層層厚為hi,巷道頂板各分層因其下分層垮落形成的懸空垮落步距Li為
Li= Li-1-2h i-1 cotδ (2-3)
顯然,L1=L,即第一分層的懸空跨距等于巷道斷面上方的橫向尺寸。
2)計算巷道頂板巖層各分層的極限跨距Lji。設(shè)巷道頂板巖層各分層的順層抗拉強度及重力密度分別為σi、γi(i=1,2,3,…,k,…,n),則每一分層巖層在長期無支護情況下,保持自身平衡而不冒落的極限跨距為
Lji=ζ×(0.04×σk×hk/nγk)1/2 (2-4)
3)求k值。依次比較Li與Lji(i=1,2,3,…,k,…,n),若Lji<Li,則該分層將發(fā)生垮落,直到某一分層i時Lji≥Li,則該分層將不冒落,其所在層位序號i即是所求的k值,即該分層是冒落空間上方懸露的頂板分層。
2.5 復(fù)合頂板變形破壞機理
最大水平主應(yīng)力理論認為,圍巖層狀特征比較突出的回采巷道開挖后引起應(yīng)力重新分布時,垂直應(yīng)力向兩幫轉(zhuǎn)移,水平應(yīng)力向頂?shù)装遛D(zhuǎn)移,從而引起水平、垂直應(yīng)力的相互轉(zhuǎn)換疊加,引起應(yīng)力集中,引起頂板離層、底板鼓起及兩幫外移。
圖7為開掘巷道后巖體的受力情況,N為垂直應(yīng)力,F(xiàn)為原水平應(yīng)力。
巷道開挖后,巷道的頂板變?yōu)橐浑p支梁,開挖段的壓力向兩幫轉(zhuǎn)移,造成兩幫壓力增大,引起兩幫的水平應(yīng)力F'與原F疊加造成水平應(yīng)力集中,導(dǎo)致兩幫煤體的向里位移。巷道的水平應(yīng)力,由于頂、底、煤體的層理作用,煤體向里位移,層面間就產(chǎn)生剪切力(摩擦力)F″,剪切力隨著頂?shù)装宓募雍穸鴾p小,剪切力F″與原F疊加,從而造成頂、底板水平應(yīng)力集中,特別是與煤層接觸的一層頂、底板水平應(yīng)力最大,從而引起頂、底板彎曲,即頂板下沉,底鼓。嚴重者造成巷道破壞。
復(fù)合頂板巷道的變形主要是頂板的撓曲下沉與底板的鼓起,巷道兩幫的位移量相比頂?shù)装宓奈灰屏枯^小。巷道頂?shù)装灞砻娑加休^大的位移量,其中巷道頂板中央的位移量最大,方向垂直向下。巷道圍巖的位移由巷道的頂?shù)装灞砻嬷另數(shù)装宓纳畈恐饾u減小。
圖7 巷道圍巖受力情況
由于巷道可以簡化為為平面應(yīng)變模型,用FLAC數(shù)值模擬軟件中的彈性模型模擬了翟鎮(zhèn)煤礦3416面軌巷的應(yīng)力分布情況,如圖8所示。其應(yīng)力在平面內(nèi)存在水平應(yīng)力、垂直應(yīng)力及剪應(yīng)力。因而可以將巷道內(nèi)各單元的應(yīng)力轉(zhuǎn)化為最大主應(yīng)力(拉應(yīng)力)與最小主應(yīng)力(壓應(yīng)力)。由彈性力學的知識可知,最大主應(yīng)力與最小主應(yīng)力的方向是
相互垂直的,如圖中所示。在巷道的幫角處,受較大的剪應(yīng)力作用。巷道圍巖中的最大拉應(yīng)力為2.1 MPa,最大壓應(yīng)力為25.3 MPa。在巷道頂?shù)装逯谐霈F(xiàn)拉主應(yīng)力的絕對值大于壓主應(yīng)力的情況,并且部分單元的拉主應(yīng)力的方向是水平的,根據(jù)抗拉強度遠小于抗壓強度,巖體中一旦出現(xiàn)拉應(yīng)力區(qū),該區(qū)域往往會最先破壞的原則,說明巷道頂?shù)装逯胁糠謪^(qū)域的破壞將是拉應(yīng)力破壞。
巷道幫角處出現(xiàn)了較大的應(yīng)力集中,觀察到巷道幫角處的主應(yīng)力的方向為x軸與y軸成45°或135°的方向上。根據(jù)最大與最小的切應(yīng)力其值為,±(σ1-σ2)/2發(fā)生在與x軸及y軸成45°的斜面上,可以斷定在巷道的幫角處的最大主應(yīng)力即為剪應(yīng)力,所以巷道的幫角處容易發(fā)生剪切破壞。
如圖9所示,巷道頂?shù)装逯谐霈F(xiàn)了范圍較大的卸壓區(qū)(應(yīng)力降低區(qū)),巷道頂?shù)装灞砻娴拇怪睉?yīng)力降到了上覆巖層應(yīng)力的1/4左右,由頂板表面向上及由底板向下垂直應(yīng)力降低程度都逐漸減小,直至恢復(fù)到上覆巖層應(yīng)力水平。巷道兩幫為應(yīng)力增高區(qū),應(yīng)力集中程度最大達到2.25倍,在巷道兩幫大約1/2巷寬,即1.7 m左右范圍內(nèi),應(yīng)力集中系數(shù)仍達到了1.25。側(cè)壓系數(shù)人對圍巖的應(yīng)力分布影響較大,λ<1時,巷道兩幫是應(yīng)力增高區(qū)。在模擬中λ=0.3所模擬出的結(jié)果符合以上所述的規(guī)律。巷道兩幫在高集中應(yīng)力的作用下,容易產(chǎn)生較大的塑性區(qū),產(chǎn)生較大的移近量,甚至兩幫的片幫。在巷道幫角處都出現(xiàn)了剪應(yīng)力,容易出現(xiàn)剪切破壞。
圖8 巷道圍巖主應(yīng)力分布矢量圖(據(jù)楊峰,2006)
圖9 復(fù)合頂板巷道垂直應(yīng)力分布等值云圖(據(jù)楊峰,2006)
根據(jù)模擬厚層復(fù)合頂板在無支護情況下,頂板發(fā)生大的撓曲下沉,在所給定的巖性條件下,復(fù)合頂板表面的下沉大于125 mm,最大達到142 mm,導(dǎo)致復(fù)合頂板呈梯形冒落。復(fù)合頂板矩形巷道的底板發(fā)生底鼓,底鼓量大于50 mm。而兩幫的位移相對于頂?shù)装宓奈灰戚^小。
巷道頂板的塑性區(qū)范圍較大,在頂板巖層中第一個層理以下的巷道上方均出現(xiàn)了塑性區(qū),頂板巖層中的薄煤層煤4上也大部分呈現(xiàn)屈服狀態(tài)。在巷道的兩幫表面單元部分出現(xiàn)塑性區(qū),由于煤層較硬,所以兩幫的變形較小,塑性區(qū)也較小,底板中基本沒有出現(xiàn)塑性區(qū)。
復(fù)合頂板巷道在彈塑性數(shù)值模擬時,巷道的應(yīng)力分布規(guī)律與彈性分析時相似,巷道的拉應(yīng)力區(qū)的范圍稍有擴大,拉應(yīng)力的最大值有所增大。巷道的頂?shù)装逋瑯映霈F(xiàn)垂直應(yīng)力卸載區(qū),而兩幫成為垂直應(yīng)力集中區(qū),由于煤層較硬,所以兩幫的變形較小,塑性區(qū)也較小。巷道的幫角處為剪應(yīng)力區(qū),幫角處最大主應(yīng)力即為剪應(yīng)力,容易發(fā)生剪切破壞。
巷道開掘后,頂板中部分區(qū)域中的垂直應(yīng)力降低,部分垂直壓力轉(zhuǎn)移到巷道兩幫形成垂直應(yīng)力集中。復(fù)合頂板在水平應(yīng)力、垂直應(yīng)力和自重應(yīng)力的作用下,產(chǎn)生撓曲下沉,各巖層之間離層,如圖10所示。
圖10中位移不連續(xù)處即為頂板離層發(fā)生處,由于復(fù)合頂板中各薄巖層節(jié)理、裂隙發(fā)育,在大變形(離層、下沉)下,逐漸破碎冒落,導(dǎo)致復(fù)合頂板各巖層由下至上分層垮落。
圖10 巷道垂直位移分布云圖(據(jù)楊峰,2006)
3 復(fù)合頂板巷道控制理論
3.1 巷道錨桿支護理論基礎(chǔ)
傳統(tǒng)的懸吊、組合梁、組合拱等錨桿支護理論是根據(jù)處于彈性狀態(tài)的完整巖體提出的,而且只適用于特定的條件,對于圍巖處于峰后強度和殘余強度的破裂巖體。上述理論不能解釋錨桿支護的作用機理。近期國內(nèi)外一些學者研究了錨桿支護對巖石力學性質(zhì)的改善,但僅限于巖石處于峰前彈性狀態(tài)下對內(nèi)聚力C、內(nèi)摩擦角、彈性模量E的作用,未涉及巖石處于峰后的情況。圍巖強度強化理論認為:
1)巷道錨桿支護的實質(zhì)是錨桿和錨固區(qū)域的巖體相互作用形成統(tǒng)一的承載機構(gòu)。
2)巷道錨桿支護可提高錨固體的力學參數(shù)()改善被錨固巖體的力學性能。
3)巷道圍巖存在破碎區(qū)、塑性區(qū)和彈性區(qū),錨桿錨固區(qū)的巖體則處于破碎區(qū)或處于上述2~3個區(qū)域中,相應(yīng)錨固區(qū)的巖石強度處于峰后強度或殘余強度。錨桿支護使巷道圍巖特別是處于峰后區(qū)圍巖強度得到強化,提高峰值強度和殘余強度。
4)煤巷錨桿支護可以改變圍巖的應(yīng)力狀態(tài),增加圍壓,從而提高圍巖的承載能力。
5)巷道圍巖錨固體強度提高以后,可減少巷道周圍破碎區(qū)、塑性區(qū)的范圍和巷道的表面位移,控制圍巖破碎區(qū)、塑性區(qū)的發(fā)展,從而有利于保持巷道圍巖的穩(wěn)定。
運用極限平衡理論,在各向等壓的情況下,圓形巷道的塑性區(qū)半徑和周邊位移的計算式為:
(3-1)
(3-2)
式中:u——巷道周邊位移;
R——塑性區(qū)半徑;
p——原巖應(yīng)力;
pi——支護阻力;
a——圓形巷道半徑;
——圍巖內(nèi)摩擦角;
——圍巖的粘聚力;
——剪切彈性模量。
由式3-1和式3-2可知,巷道的穩(wěn)定性和周邊位移主要取決于巖層的原巖應(yīng)力,反映巖石強度性質(zhì)的內(nèi)摩擦角和粘聚力。再因在給定巷道條件下,原巖應(yīng)力是定值,內(nèi)摩擦角和粘聚力愈小,也就是圍巖強度愈低,則周邊位移值顯著增大。
針對巷道圍巖中等穩(wěn)定的條件,根據(jù)理論研究、計算和相似材料模擬試驗,得到了以下認識:
1)錨固體破壞前后的內(nèi)聚力、內(nèi)摩擦角、錨固體極限強度、殘余強度隨錨桿支護強度增加而提高,破壞后的較破壞前的提高更顯著,因此錨桿可以增強巷道圍巖的穩(wěn)定性,控制巷道的周邊位移。見表2、表3。
2)破裂巖體中布置的錨桿強化了巖體的和,的強化大于的強化,與的強化比值為1.06~1.13,這對破裂巖體的穩(wěn)定十分有利。
3)破裂巖體的和隨的增加而不斷強化,達到一定程度就能保持圍巖的穩(wěn)定,見圖11。這就是錨桿支護設(shè)計、支護參數(shù)研究的基本依據(jù)。
表2 不同錨桿支護強度下錨固體破壞前C、α值
錨桿支護強度σt/MPa
0
0.06
0.08
0.11
0.14
0.17
0.22
等效內(nèi)聚力C/MPa
0.347
0.357
0.363
0.368
0.383
0.377
0.387
等效內(nèi)摩擦角α/(°)
31.51
31.53
33.51
35.37
37.14
38.80
40.40
表3 不同錨桿支護強度下錨固體破壞后C*、值
錨桿支護強度σt/MPa
0
0.06
0.08
0.11
0.14
0.17
0.22
等效內(nèi)聚力C/MPa
0.0168
0.0182
0.0183
0.0184
0.0186
0.0194
0.021
等效內(nèi)摩擦角α/(°)
31.51
31.53
33.51
35.37
37.24
40.40
40.40
3.2 復(fù)合頂板巷道錨網(wǎng)索聯(lián)合支護原理
3.2.1 錨網(wǎng)索聯(lián)合支護概念、特征
錨網(wǎng)索聯(lián)合支護是一種十分先進的支護方式,在軟巖巷道支護中具有廣闊的發(fā)展前景。聯(lián)合支護并非是各種支護構(gòu)件的簡單疊加,而是應(yīng)該適應(yīng)巷道圍巖非線性大變形的特點,充分發(fā)揮錨桿、錨索的支護能力,保證巷道圍巖的穩(wěn)定,其實質(zhì)就是對巷道實現(xiàn)錨網(wǎng)索聯(lián)合支護。
圖11 錨固體應(yīng)力應(yīng)變曲線
錨網(wǎng)索聯(lián)合支護就是針對巷道圍巖由于塑性大變形而產(chǎn)生的大變形不協(xié)調(diào)部位,通過錨網(wǎng)—圍巖以及錨索—關(guān)鍵部位的耦合而使其變形協(xié)調(diào),從而限制圍巖產(chǎn)生有害的變形損傷,實現(xiàn)支護一體化、載荷均勻化,達到巷道穩(wěn)定的目的。
在整個支護體系中,錨桿通過與圍巖的相互作用,起著主導(dǎo)承載作用,同時能夠防治圍巖的松動破壞,并有一定的伸縮性,可隨巷道的變形,而不失去支護能力。錨網(wǎng)的主要作用是防止錨桿間的松軟巖石垮落,提高支護的整體性。錨索作為一種新型的加強支護形式,由于錨固深度大,可將下部不穩(wěn)定的巖層錨固在上部穩(wěn)定巖層中,同時可施加預(yù)緊力,主動支護圍巖,能夠充分調(diào)動巷道深部圍巖的強度。
根據(jù)巷道圍巖變形的破壞機理,巷道實現(xiàn)聯(lián)合支護的基本特征是:強度耦合、剛度耦合和結(jié)構(gòu)耦合。
強度耦合能夠充分釋放膨脹能等非線性能量,最大限度的保護圍巖的承載能力;剛度達到耦合,可實現(xiàn)支護體與圍巖的一體化、載荷的均勻化;結(jié)構(gòu)耦合可使支護體對圍巖結(jié)構(gòu)面不連續(xù)變形部位進行加強支護,以防止圍巖個別部位發(fā)生有害的變形損傷。支護體與圍巖的耦合,及時限制圍巖塑性大變形產(chǎn)生變形不協(xié)調(diào)部位,實現(xiàn)巷道穩(wěn)定。
3.2.2 錨網(wǎng)索聯(lián)合支護原理
根據(jù)巷道聯(lián)合支護的特征,巷道聯(lián)合支護的遠離包括錨桿與圍巖之間的耦合。錨網(wǎng)與圍巖之間的耦合以及錨索關(guān)鍵部位的耦合。
1)錨桿與圍巖耦合支護原理
(1) 錨桿與圍巖相互作用機理。巷道開挖后,圍巖的受力狀態(tài)發(fā)生改變。不同部位的巖體,由于受力狀態(tài)不同,所表現(xiàn)的強度特征頁各不相同,如圖12所示。對巷道的頂板和底板的A點和C點,處于受拉狀態(tài),而巖石的抗拉強度相對較低,因此極易發(fā)生破壞。對于巷道幫部的B點,處于受壓狀態(tài),因此其強度表現(xiàn)要比A點高。圍巖內(nèi)部的D點,仍處于三向狀態(tài),因此其強度變現(xiàn)相對較高。
圖12 巷道圍巖受力分析
打入錨桿后,由于錨桿與圍巖的相互作用,使巷道的圍巖受力狀態(tài)發(fā)生了改變。錨桿對圍巖的加固作用機理比較復(fù)雜,主要表現(xiàn)在:錨桿與圍巖黏結(jié)在一起,提高了巖體的整體剛度,增強了巖體的抗變形能力;由于錨桿的抗拉作用,當錨桿穿過破碎巖層深入穩(wěn)定巖層時,對不穩(wěn)定巖層起著懸吊作用;對于層狀巖體,由于錨桿的作用,對巖層離層的作用起著一定的阻礙作用,并增大了層間的摩擦力,與錨桿本身的抗剪作用阻止層間的相對滑動,從而將各個巖層夾緊形成組合梁,提高了巖層的承載能力;由于錨桿的作用,改變了邊界巖體的受力狀態(tài),使其由一維狀態(tài)轉(zhuǎn)化為三維受力狀態(tài),提高了巖體的承載能力。
在不同階段,錨桿與圍巖的相互作用有所不同。在早期階段,錨桿的主要作用是控制頂板下部巖體的錯動和離層失穩(wěn)的發(fā)生;在中期階段,巖層產(chǎn)生了一定的變形,由于巖石的流變效應(yīng),隨著時間的推移,巖層強度不斷降低,當錨桿深入穩(wěn)定的巖層時,其懸吊作用處于主要位置,同時由于錨桿的徑向和切向約束,阻止破壞區(qū)巖層擴容、離層和錯動;在后期階段,圍巖變形增大,錨桿受力增大,在設(shè)計合理的情況下,只要錨桿不產(chǎn)生破壞,圍巖的穩(wěn)定層仍在錨桿的控制范圍內(nèi),仍可起懸吊作用,若穩(wěn)定層上移,使錨桿完全處于破壞層內(nèi),則錨桿和破壞巖體仍可形成承載圈,具有一定的承載能力。
(2) 錨桿與圍巖耦合作用分析。傳統(tǒng)的組合拱設(shè)計觀點認為,巷道圍巖打入錨桿后所形成的組合拱厚度與錨桿的間排距、錨桿對巖體的控制角α有關(guān),一般α取45°。根據(jù)數(shù)值模擬的研究結(jié)果,α的取值及錨桿調(diào)動巖體的范圍應(yīng)根據(jù)錨桿與圍巖的耦合程度來確定。
由于巖體的開挖,頂部巖體要向下移動、變形,上部巖體和下部巖體的變形大小是不同的。錨桿的存在,增大了巖體的整體剛度,使巖體的變形更加協(xié)調(diào),下部巖體的變形比上部巖體的變形大得多,此時錨桿就處于一種受拉狀態(tài),當錨桿頂端深入穩(wěn)定巖體中時,錨桿對下部巖體起著懸吊作用。當單根錨桿與巖體在剛度上實現(xiàn)耦合時,即錨桿與圍巖在剛度上相差兩個數(shù)量級時,錨桿的作用范圍比通常認為的錨桿頂端沿45°向下的區(qū)域增加60%作用。若將巖體彈性模量降低到10 MPa,錨桿彈性模量為10 GPa時,通常的認識才符合事實,同時,其他部位錨桿的作用范圍也有所降低。
同樣,群錨加固巖體的影響范圍的大小并不都是錨桿頂部向下45°范圍內(nèi)。模擬結(jié)果表明,當錨桿與圍巖在剛度上達到耦合時,即錨桿彈性模量為100 GPa、巖體彈性模量為1 GPa時,群錨的范圍比此范圍增大20%左右;當巖體彈性模量為10 MPa時,才是通常認為的沿錨桿頂端向下45°的加固范圍;當巖體彈性模量為10 MPa和1 MPa之間時,群錨的加固范圍又相繼降低。
因此可以認為,在耦合條件下,即錨桿與圍巖在剛度上相差兩個數(shù)量級時,錨桿調(diào)動巖體強度范圍遠遠超過傳統(tǒng)極限。
2)錨網(wǎng)與圍巖耦合支護原理
錨網(wǎng)與圍巖的耦合作用十分重要,過強或過弱的錨網(wǎng)支護,都會引起局部應(yīng)力集中而造成巷道破壞。只要錨網(wǎng)與圍巖強度、剛度達到耦合時,變形才能相互協(xié)調(diào)。達到耦合的標志是圍巖應(yīng)力集中區(qū)在協(xié)調(diào)變形過程中,向低應(yīng)力區(qū)轉(zhuǎn)移和擴散,從而達到最佳支護效果。
(1) 圍巖集中應(yīng)力區(qū)向低應(yīng)力區(qū)轉(zhuǎn)化的現(xiàn)象。如圖13所示,數(shù)值模擬結(jié)果表明,巷道開掘初期,巷道圍巖應(yīng)力迅速集中,巷道兩幫是巷道垮落的危險區(qū)域。在實施錨網(wǎng)與圍巖耦合支護后,應(yīng)力集中區(qū)下降,而幫部低應(yīng)力區(qū)迅速升高,整個圍巖不同部位應(yīng)力狀態(tài)趨于均勻化。由此可見,錨網(wǎng)與圍巖耦合支護技術(shù),改善了圍巖應(yīng)力狀態(tài),實現(xiàn)了圍巖應(yīng)力擴散均勻化的過程。
(2) 圍巖應(yīng)力場和位移場的變化。隨著圍巖受力由集中應(yīng)力區(qū)向低應(yīng)力區(qū)轉(zhuǎn)化,錨桿受力趨于均勻化,圍巖的應(yīng)力場和位移場也趨于均勻化。
3)錨索關(guān)鍵部位耦合支護原理
錨索關(guān)鍵部位耦合支護就是根據(jù)位移反分析原理,確定支護系統(tǒng)二次組合支護的最佳時間,在關(guān)鍵部位實施支護體和圍巖再次耦合,最大限度地發(fā)揮圍巖的承載能力,從而使支護體的支護抗力降到最低。
在均質(zhì)圍巖條件下,沒有錨索支護時,直墻半圓拱巷道周圍形成“雙耳”應(yīng)力集中關(guān)鍵部位,常常造成巷道兩幫剪切破壞;在應(yīng)力集中關(guān)鍵點施加錨索后,淺部圍巖剪應(yīng)力集中程度明顯減小,深部圍巖的剪應(yīng)力水平顯著增加,表明調(diào)動了深部巖體強度,控制了淺部巖體穩(wěn)定性。無錨索支護時,巷道拱頂應(yīng)力集中程度較高,施加錨索后,應(yīng)力集中程度大幅降低,同時使深部圍巖巖體Py發(fā)生集中。
圖13 圍巖頂部集中應(yīng)力區(qū)向幫部低應(yīng)力區(qū)轉(zhuǎn)換過程
1—掘進錨噴后圍巖應(yīng)力狀態(tài);2—錨網(wǎng)與圍巖耦合設(shè)計作用后應(yīng)力狀態(tài);
3—應(yīng)力轉(zhuǎn)化中性點;4—應(yīng)力變化趨勢
通過比較可以看出,施加錨索支護后與施加前巷道圍巖應(yīng)力分布具有明顯的不同,主要表現(xiàn)在施加錨索支護后,剪應(yīng)力明顯向巷道深部圍巖延伸、擴張,應(yīng)力集中程度相對減小,在巷道圍巖深部錨索頂端出現(xiàn)拉應(yīng)力集中區(qū)。在說明錨索的作用,促使巷道深部巖體也承擔惡劣淺部圍巖的支護載荷,從而減小了巷道的變形量。另外,巷道開挖后,圍巖的應(yīng)力由空區(qū)向深部逐漸增大到原巖應(yīng)力,正是由于錨索作用,調(diào)動了巷道深部圍巖強度,從而達到對巷道淺部圍巖的支護效果。
3.3 復(fù)合頂板巷道預(yù)緊(應(yīng))力支護理論基礎(chǔ)
大量的實測表明,很多礦區(qū)的錨桿支護預(yù)緊(應(yīng))力低,初錨力多在10 kN以下,大于5 kN的錨桿數(shù)量只占1/4。在多數(shù)情況使錨桿(索)初錨力很快下降,實際上成為被動支護。
20世紀80年代以前,我國只在簡單條件下使用普通圓鋼錨桿,桿體直徑一般為14 mm,16 mm,18 mm,材質(zhì)為Q235,其屈服強度為235 MPa,破斷力均在I00 kN以下;80年代中后期開始研制高強度錨桿,目前多采用材質(zhì)為20MnSi B級螺紋鋼作桿體,桿體直徑一般為18 mm,20 mm,22 mm,其屈服強度為340 Mpa,破斷力均在100 Nk以上,適用范圍擴展到很多困難、復(fù)雜條件的巷道支護。相應(yīng)地,按鋼材屈服強度大小,對錨桿進行分類:σs ≤ 340 MPa為普通錨桿;340 MPa ≤ σs ≤ 600 MPa為高強錨桿;σs ≥ 600 MPa為超高強錨桿。目前我國煤礦推廣應(yīng)用高強錨桿,多采用人工擰緊螺母的方式安裝錨桿,錨桿初錨力一般低于10 kN,和圓鋼錨桿基本維持在同一水平,屬于低初錨力支護。而煤巷復(fù)合頂板通常有1-2 m厚的軟弱巖層(頂板煤巖互層),其負荷大致為20-40 kN/m2。這種低初錨力的支護尚不足于平衡松動巖體自重,更不能有效地加固頂板、控制弱面離層,因而不能形成有效的主動支護。為改變這種高強錨桿卻不能發(fā)揮好的支護效果的窘迫局面,應(yīng)該發(fā)展煤巷高強預(yù)應(yīng)力支護。煤巷高強預(yù)應(yīng)力支護是指能夠在支護構(gòu)件和頂板間施加明顯超過松散巖體自重的預(yù)應(yīng)力,形成頂板預(yù)應(yīng)力承載結(jié)構(gòu),并有效控制頂板離層的高強錨桿支護??梢?,煤巷錨桿高強預(yù)應(yīng)力支護是有別于低強度低初錨力支護和高強度低初錨力支護的一個相對的階段性概念,是錨桿支護技術(shù)發(fā)展的一個新階段。
預(yù)緊(應(yīng))力支護的基本作用:
(1)預(yù)拉力的大小對頂板穩(wěn)定性具有決定性的作用,當預(yù)拉力達到一定程度時,可以使頂板巖層處于橫向壓縮狀態(tài),形成預(yù)應(yīng)力承載結(jié)構(gòu),從而使錨桿長度范圍內(nèi)和錨桿長度以上的頂板離層得以消除。
在高水平應(yīng)力條件下頂板表面的剪切破壞是不可避免的,但通過建立頂板預(yù)應(yīng)力結(jié)構(gòu)可提高頂板整體的抗剪強度,使其破壞不向頂板縱深方向發(fā)展。如圖14所示。
(2)在一定條件下,水平應(yīng)力的存在有利于巷道頂板的穩(wěn)定。所以,當最大水平應(yīng)力與巷道軸向垂直時,巷道不一定難以維護,通過對錨桿施加較大的預(yù)拉力可以充分利用水平應(yīng)力來維護頂板穩(wěn)定性;當最大水平應(yīng)力與巷道軸向平行時,巷道不一定容易維護,關(guān)鍵是巷道圍巖本身的強度與水平地應(yīng)力的比值及錨桿預(yù)拉力的大小。在水平應(yīng)力大的條件下,高預(yù)拉力的短錨桿比無預(yù)拉力的長錨桿會起到更好的支護效果,如圖15所示。
(3)錨桿參數(shù)和預(yù)拉力的合理配置可以使錨桿長度之內(nèi)和錨桿長度之外的上覆頂板巖層都不存在離層破壞。當預(yù)拉力達到一定值后頂板巖層在不同的層位會出現(xiàn)一定的正應(yīng)變和負應(yīng)變,其累計值還不足以造成明顯的頂板下沉,即預(yù)緊(應(yīng))力結(jié)構(gòu)可以做到不出現(xiàn)橫向彎曲變形,只有縱向的微小膨脹和壓縮變形。主動錨桿支護狀態(tài)下的垂向應(yīng)力傳遞原理詳如圖16所示。
(4)當錨桿預(yù)拉力達到一定程度后,預(yù)緊(應(yīng))力頂板將使得垂直壓力均化到巷道兩側(cè)縱深范圍,巷道兩側(cè)的壓力集中現(xiàn)象減小,片幫的現(xiàn)象緩和,兩幫的維護將變
得相對簡單。與被動錨桿支護原則“先護幫,后控頂”相對照,主動錨桿支護的原則是“后控頂,先護幫”。其實幫部穩(wěn)定可以同比頂部分析,并無更多的特殊性,只是由于對頂板的安全可靠性要求更高而強調(diào)一些。復(fù)合頂板層狀賦存松散煤體巷道應(yīng)該遵循“幫頂同治”的原則。
(5)施工機具、施工工藝、錨桿結(jié)構(gòu)及加工等方面的研究應(yīng)以實現(xiàn)高預(yù)拉力為中心。
圖14 預(yù)應(yīng)力狀態(tài)與頂板變形特征
圖15 典型的主動支護條件下頂板沿垂直方向的應(yīng)變曲線
圖16 主動錨桿支護狀態(tài)下頂板的垂向應(yīng)力傳遞
(a)主動支護情況;(b)被動支護情況
根據(jù)該理論可得出一下一些有益結(jié)論:
(1) 頂板的穩(wěn)定性與垂直壓力關(guān)系不大,比如采深因素、長壁工作面超前垂直支承壓力等對頂板穩(wěn)定性影響較小。
(2) 在一定范圍內(nèi),頂板的穩(wěn)定性與巷道的寬度關(guān)系不大。傳統(tǒng)上認為巷道寬度越大,頂板穩(wěn)定性越差,這一思路僅適合于被動支護(棚子和錨桿),因為在此條件下頂板中部的拉應(yīng)力越大,頂板拉破壞的可能性也就越大。預(yù)緊(應(yīng))力結(jié)構(gòu)頂板的形成杜絕了頂板發(fā)生拉破壞的可能。
(3) 在同等地質(zhì)條件下,提高錨桿預(yù)拉力可進一步增加錨桿間排距,減少錨桿用量,降低巷道支護成本,為提高巷道掘進速度創(chuàng)造條件。
與普通的螺紋鋼錨桿支護相比,高預(yù)緊力錨桿支護在安裝機具的配套,錨桿附屬構(gòu)件的選擇及錨固形式上進行了優(yōu)化,實現(xiàn)了高預(yù)緊力。與普通螺紋鋼錨桿支護采用人工擰緊螺母的方式不同,高預(yù)緊力錨桿支護緊固螺母采用氣扳機或2600型氣動扳手,最大預(yù)緊扭矩達到800 Nm,并通過選擇采用高強錨桿螺母,配合高強托盤調(diào)心球墊和尼龍墊圈,高強度托盤的措施,實現(xiàn)錨桿支護的高預(yù)緊力。與普通螺紋鋼錨桿相比,高預(yù)緊力錨桿能夠?qū)崿F(xiàn)錨桿支護的較高預(yù)緊力,從而取得較好的支護效果。而實測全螺紋鋼等強錨桿在預(yù)緊力矩為300 Nm時,預(yù)緊力僅為12-15kN,因此高預(yù)緊力錨桿能夠明顯提高錨桿安裝質(zhì)量。
高預(yù)緊力錨桿支護技術(shù)的創(chuàng)新點:
(1)預(yù)緊力大,加大了錨桿對圍巖的主動約束力,從而控制圍巖的變形,與預(yù)緊力低的螺紋鋼錨桿相比,可降低支護密度;
(2)預(yù)緊力錨桿不易松動,受放炮震動影響比其他類型的錨桿小,如全螺紋鋼錨桿距迎頭10 m范圍內(nèi)松動較為嚴重;
(3)桿體采用左旋螺紋,而全螺紋鋼錨桿為右旋螺紋,目前安裝緊固螺母的工具為右旋,采用左旋螺紋右旋安裝方式有利于錨固劑的攪拌,能夠提高錨固段的密實度,錨固效果好;
(4)使用機械安裝,可靠性高,避免了人工操作的隨意性,保證了安裝質(zhì)量,而全螺紋鋼錨桿使用扳手人工緊固螺母,隨意性強,難以保證足夠的預(yù)緊力。
4 復(fù)合頂板巷道控制技術(shù)
4.1 支護原則與方法
針對煤層復(fù)合頂板的特性及受力后頂板的變化情況:破碎頂板(其解離及縫距小小于一般錨桿間距);該類頂板巖石縫距小,縫數(shù)多,巖石間摩擦力小,巷道掘進后若支護不及時,則極易出現(xiàn)碎巖塊自主掉落。復(fù)合頂板煤巷作為困難、復(fù)雜條件煤巷,結(jié)合現(xiàn)代支護理論,復(fù)合頂板巷道支護應(yīng)遵循一下基本原則:
1)綜合支護原則。巷道的支護應(yīng)該是針對頂板、兩幫的綜合支護,頂板巖石與兩幫煤體作應(yīng)為一個整體來考慮,二者相互聯(lián)系,唇齒相依,其一處支護破壞,則造成巷道整體支護的破壞。對于有低鼓傾向的巷道,還應(yīng)增加巷道底板支護措施。
2)支護與圍巖共同作用原則。煤和圍巖都具有一定的自承和承載能力,采用及時有效的支護手段以保證巷道圍巖的整體性,使支護和圍巖結(jié)合起來,形成一個承載整體結(jié)構(gòu),使其共同支承圍巖載荷,在提高巷道圍巖穩(wěn)定性的同時,明顯減少了支護費用。
3)控制原則。為了充分發(fā)揮巷道圍巖的自承能力,應(yīng)允許巷道圍巖產(chǎn)生一定量的位移和變形。然而,圍巖過度的位移和變形將導(dǎo)致其自身的結(jié)構(gòu)性破壞,使巷道周邊圍巖喪失自身承載能力,在巷道圍巖穩(wěn)定性降低的同時,給巷道支護又增加了因圍巖松動而產(chǎn)生的圍巖載荷。因此,巷道中必須將巷道圍巖的位移和變形控制在一定限度內(nèi),保持圍巖完整,不喪失其自身承載能力,即采取支護及時,且具有一定柔度和初撐力的支護。
4)短期臨時加強支護原則。巷道不可避免要收到工作面采動影響。然而,由于回采工作面前方支承壓力明顯影響的范圍小(一般在15~20 m),作用時間短(一般在5~10 d),巷道支護始終采用一種針對巷道受采動影響時的支護形式,在技術(shù)經(jīng)濟上顯然是不合理的。因此,應(yīng)采用原巖應(yīng)力場內(nèi)收靜壓作用時的支護形式作為巷道基本支護,當巷道受到回采工作面采動影響時,在巷道內(nèi)增設(shè)具有較大初撐力和剛度的短期臨時加強支護,以改變巷道支護特性,提高巷道支護結(jié)構(gòu)的整體承載能力,使支護與圍巖關(guān)系迅速達到新的穩(wěn)定狀態(tài)。
5)及時調(diào)整原則。針對不同的頂板巖性,圍巖狀態(tài),及時調(diào)整支護方案及參數(shù)以實現(xiàn)支護的最優(yōu)適應(yīng)性選擇。
根據(jù)以上支護原則,為此設(shè)計支護時,應(yīng)考慮:
(1)增加錨桿長度,使錨桿盡量深入錨固到直接頂或老頂里面去,支護應(yīng)力盡量向深部巖體傳遞,增加支護整體的完整性;
(2)采用高強度全長錨固錨桿。研究表明,全長錨固錨桿具有最佳的支護效果,可充分發(fā)揮錨桿的約束作用和抗剪作用,提高圍巖的整體性和承載能力,其支護效果遠好于相同桿體端部錨固錨桿;
(3)提高錨桿預(yù)拉力。復(fù)合頂板回采巷道的最顯著特點是頂板由層理裂隙的厚層狀組成,巷道開挖后,圍巖變形很小時,就出現(xiàn)開裂、離層、滑動、裂紋擴展和松動等,使圍巖強度大大弱化?,F(xiàn)代煤巷錨桿理論認為,層狀巖體內(nèi)維護煤層巷道應(yīng)充分考慮圍巖應(yīng)力、圍巖強度及賦存狀態(tài)對巷道穩(wěn)定性的影響,特別是水平地應(yīng)力對巷道頂板的離層、剪切等破壞作用十分明顯,復(fù)合頂板條件下這種破壞形式更加突出。如在巷道開挖后安裝錨桿的同時,立即施加足夠的預(yù)拉力,不僅消除了錨桿支護系統(tǒng)的初始滑移量,而且給圍巖一定的預(yù)壓應(yīng)力,大大提高抗拉能力和抗剪能力,形成“剛性化”頂板結(jié)構(gòu),從而控制頂板初期變形,消除或大大減緩頂板離層,保證巷道的長期穩(wěn)定。錨桿預(yù)拉力是錨桿支護系統(tǒng)中非常關(guān)鍵的參數(shù)之一。錨桿的預(yù)拉力主要取決于螺母與托盤之間的摩擦阻力??赏ㄟ^提高安裝機具的扭緊力矩M和減摩措施提高預(yù)緊力;
(4)采用錨帶網(wǎng)索組合支護形式。理論研究與實踐證明,全長粘結(jié)錨固的錨帶網(wǎng)索組合支護形式最有利于發(fā)揮錨固平衡拱的作用,這種支護形式使錨桿、錨索、鋼帶及網(wǎng)支護構(gòu)件組成一個支護整體,不僅可以有效地提高圍巖的整體性,防止錨桿周圍巖石的松動對錨桿支護作用的影響,而且通過鋼帶的作用使支護系統(tǒng)具有很高的安全性,防止突發(fā)性冒頂事故。鋼帶應(yīng)優(yōu)先選用礦用W型鋼帶,這種鋼帶由薄鋼帶經(jīng)過輥壓軋制而成,具有強度高、剛性大、護頂面積大,便于錨桿安裝等特點,在國外已得到普遍使用。我國也制訂了適合國內(nèi)使用的礦用W型鋼帶系列,可供不同條件的巷道支護使用;
(5)加強巷幫支護。控制兩幫煤體變形、破壞是對復(fù)合頂板的有效支撐。對于煤層巷道(矩形斷面)開掘后兩幫為應(yīng)力集中部位,圍巖塑性區(qū)首先在兩幫發(fā)展,提高兩幫支護強度和煤體殘余強度,可控制兩幫破壞區(qū)、塑性區(qū)的進一步發(fā)展,增強兩幫對頂板的支撐,防止復(fù)合頂板離層,達到提高圍巖整體承載力的目的。因此復(fù)合頂板煤層巷道兩幫支護強度和煤體殘余強度的提高是該類巷道圍巖控制的另一個關(guān)鍵。加固兩幫是控制復(fù)合頂板極軟煤層巷道圍巖變形的有效技術(shù)途徑,也是一般層狀巖體含軟弱煤、巖層圍巖巷道支護的一般規(guī)律;
(6)采取必要的輔助支護措施。困難條件下煤巷的一個共同特點是圍巖破壞范圍和變形量大,錨桿支護主要是通過錨桿的加固作用維護圍巖的自身穩(wěn)定。由于圍巖的壓力大,地質(zhì)條件復(fù)雜,初次單獨使用錨桿支護時,并不能完全保證圍巖的穩(wěn)定和巷道的安全使用。因此,為了安全起見,采用輔助支護措施是十分必要的。輔助支護可以使用金屬支架,其主要作用是當錨桿支護不能維護圍巖自穩(wěn)時,圍巖變形使支架受力而起到補強、防止冒頂?shù)淖饔?。由于巷道支護是以錨桿支護為主,所以支架的間距可以適當加大,通過試驗,最后確定最佳的支架間距或取消支架輔助支護。這種以錨桿支護為主,以支架支護為輔,通過試驗逐步加大棚距,最后取消支架的方法,是英國煤巷錨桿支護應(yīng)用穩(wěn)步發(fā)展的有效途徑。對我國困難條件下煤巷錨桿支護,這種方法很值得借鑒;
(7)煤巷頂板離層及錨桿受力監(jiān)測。頂板離層與錨桿受力監(jiān)測即是一種安全措施,又是一種評價支護效果和修正初始支護設(shè)計的手段。通過監(jiān)測,可以隨時掌握巷道頂板的穩(wěn)定狀態(tài),當發(fā)現(xiàn)頂板離層大或錨桿失去作用時,立即采取加強支護措施,防止冒頂事故的發(fā)生。同時,通過監(jiān)測,如果頂板離層小、輔助支護作用小,說明頂板穩(wěn)定,可以安全采用錨桿支護,放大支架間距或取消支架輔助支護。頂板離層監(jiān)測可使用簡便型頂板離層儀,在試驗巷道中每10-20m安裝一臺,利用該儀器外露端的顏色和數(shù)值,可以非常直觀地觀察頂板的離層狀況,隨時提醒巷道內(nèi)的人員對頂板安全狀態(tài)的警覺。錨桿受力監(jiān)測應(yīng)使用測力錨桿,在錨桿桿體上貼有多組應(yīng)變片,可以測定全長粘結(jié)錨桿的受力狀態(tài),而一般的錨桿測力計只能量測錨桿托盤上的受力;
(8)加強回采工作面前方的超前支護。困難條件下的煤巷從掘進至本回采工作面采動影響之前,其維護較為困難,當受到本回采工作面影響時,無論是錨桿支護還是錨桿與支架聯(lián)合支護都難于維護巷道的正常使用。因此,采取回采工作面超前支護的措施是不可少的。錨桿支護在困難條件下煤巷中的應(yīng)用,其支護設(shè)計主要是考慮維護巷道在掘進至受采動影響前滿足使用要求。如果考慮在受采動影響時不需加強支護仍可滿足生產(chǎn)需要,將導(dǎo)致錨桿支護不可行或因支護成本太高,在經(jīng)濟上不合理。
4.2 支護參數(shù)的確定
根據(jù)工程類比法進行巷道錨桿支護設(shè)計的初次設(shè)計,然后根據(jù)錨桿支護原理計算錨桿支護參數(shù),綜合確定最佳的錨桿支護方案。
1998年原煤炭工業(yè)部頒布試用《我國緩傾斜、傾斜煤層回采巷道穩(wěn)定性分類方案》以來,該分類方案進一步完善,發(fā)展成為包括緩傾斜、傾斜、急傾斜各種煤層厚度的回采巷道、煤層上、下山以及巖石巷道的全部采準巷道圍巖穩(wěn)定性分類。根據(jù)這個分類方案,煤巷圍巖的穩(wěn)定性可分為非常穩(wěn)定(I類)、穩(wěn)定(II類)、中等穩(wěn)定(III類)、不穩(wěn)定(IV類)和極不穩(wěn)定(V類)5個類別,見表4。
在以上的采準巷道圍巖穩(wěn)定性分類的基礎(chǔ)上,綜合了我國煤炭系統(tǒng)的專家學者及現(xiàn)場工程技術(shù)人員的工作成果,原煤炭部錨桿支護專家組制定了煤巷錨桿支護技術(shù)規(guī)范(送審稿,1997年8月),見表5。
復(fù)合頂板巷道作為困難、復(fù)雜條件下的VI類、V類圍巖類型,應(yīng)采用“錨帶網(wǎng)十錨索”支護。根據(jù)錨桿支護原理計算錨桿支護參數(shù),如下:
1)巖石載荷高度h的確定
h=(100-MBR)B/100 (4-1)
式中 MRB——地質(zhì)力學分級指標;
B——巷道跨度。
2)理論頂板錨桿長度Lb的確定
Lb=0.35B (4-2)
3)錨桿排距Sb1的確定
Sb1=0.5Lb (4-3)
4)錨桿間距Sb2的確定
根據(jù)懸吊理論::
Sb2=(Cb/Fγh)1/2 4-4
式中
Sb2——錨桿間距;
Cb——錨桿承受能力;
γ——圍巖容重;
F——安全系數(shù),一般取2~3。
表4 中國煤礦回采巷道圍巖穩(wěn)定性分類與合理支護技術(shù)指標表(1998)
圍巖類別
穩(wěn)定情況
頂?shù)装逡平?(%)
主要特點
支護強度/KN·m-2
I
非常穩(wěn)定
<5
頂板多為砂巖、石灰?guī)r;無直接頂或僅有薄層直接頂或偽頂;底板多為砂巖、粉砂巖或砂質(zhì)頁巖
0-30
II
穩(wěn)定
5~10
頂?shù)装宥酁樯百|(zhì)頁巖,也有的是砂巖或致密頁巖;煤質(zhì)堅硬,節(jié)理、層理輕微發(fā)育;直接頂初次垮落步距約15m;圍巖變形量及超前支承壓力不大
30-70
III
中等穩(wěn)定
10~20
一般為一側(cè)己采空的圍巖較穩(wěn)定的回風巷和圍巖穩(wěn)定性差的實體煤運輸巷;頂?shù)装宥酁轫搸r或砂質(zhì)頁巖;直接頂較厚,節(jié)理中等發(fā)育,初次垮落步距約10 m;煤質(zhì)中硬
70-150
IV
不穩(wěn)定
20~35
頂?shù)装宥酁榉凵皫r、砂質(zhì)頁巖:煤質(zhì)中硬,節(jié)理、裂隙發(fā)育;巷道受超前支承壓力和護巷煤柱應(yīng)力集中的影響;煤柱影響系數(shù)0. 67~0.97,兩幫移近率與頂?shù)装逡平蚀笾孪嗟?
100-200
V
極不穩(wěn)定
>35
頂?shù)装宥酁槟鄮r、頁巖;也有的是層理、節(jié)理十分發(fā)育的砂質(zhì)頁巖;煤質(zhì)松軟,層理、節(jié)理發(fā)育;直接頂厚度較大,巷道一側(cè)護巷煤柱較??;一般兩幫移近率小于頂?shù)装逡平?,有底鼓現(xiàn)象
150-250
表5 巷道頂板錨桿支護基本形式與主要參數(shù)選擇表
巷道類別
巷道圍巖穩(wěn)定狀況
基本支護形式
主要支護參數(shù)
I
非常穩(wěn)定
整體砂巖、石灰?guī)r類巖層:不支護
其他巖層:單純錨桿支護
端錨:
桿體直徑>16 mm
錨桿長度1.6~1.8 m
間排距0. 8~1.2 m
設(shè)計錨固力64~80 kN
II
穩(wěn) 定
頂板較完整:單純錨桿支護
頂板較破碎:錨桿+網(wǎng)支護
端錨:
桿體直徑16~18 mm
錨桿長度1.6~2.0 m
間排距0.8~1.0 m
設(shè)計錨固力64~80kN
III
中等穩(wěn)定
頂板較完整:錨桿+鋼筋梁或桁架
頂板較破碎:
錨桿+W鋼帶(或鋼筋梁)+網(wǎng),或增加錨索;
桁架+網(wǎng),或增加錨索
端錨:
桿體直徑16~18 mm
錨桿長度1.6~2.0 m
間排距0.8~1.0 m
設(shè)計錨固力64~80kN
全長錨固:
桿體直徑18~22 mm
錨桿長度1.8~2.4 m
間排距0. 6~1.0 m
VI
不穩(wěn)定
錨桿+W鋼帶+網(wǎng),或增加錨索
桁架+網(wǎng),或增加錨索
全長錨固:
桿體直徑18~22 mm
錨桿長度1.8~2.4 m
間排距0. 6~1.0 m
V
極不穩(wěn)定
頂板較完整:
錨桿+金屬可縮支架,或增加錨索
頂板較破碎:
錨桿+網(wǎng)+金屬可縮支架,或增加錨索
底鼓嚴重:
錨桿+環(huán)形可縮支架
全長錨固:
桿體直徑18~24 mm
錨桿長度2.0~2.6 m
間排距0. 6~1.0 m
5)幫錨桿長度Le的確定
幫錨桿長度確定基礎(chǔ)為巷道破壞最大深度、錨桿外露長度和錨固段長度之和,即:
Le=Lc+Ld (4-5)
式中 Lc——巷道破壞最大深度;
Ld——錨固段長度與外露長度之和。
6)錨桿直徑D的確定
根據(jù)材料力學計算出錨桿直徑:
D=(4.4×P/π×Jb)1/2 (4-6)
式中 P——取0.1 MPa;
Jb——螺紋鋼錨桿屈服點。
7)錨索長度Ls的確定
根據(jù)懸吊理論及承壓拱理論計算,即:
Ls=L1+L2+L3 (4-7)
式中 L1——錨的外露長度;
L2——錨索的外露長度,對頂板而言,L2為冒落帶(或離層)的高度h;
L3——錨索的錨固長度。
8)網(wǎng)帶的選擇
目前,錨噴支護中所采用的“網(wǎng)”,按其材料不同,可分為金屬網(wǎng)(包括鐵網(wǎng)和鋼筋網(wǎng))和塑料網(wǎng)。其中,金屬網(wǎng)按其網(wǎng)格形狀分為方格網(wǎng)和菱形網(wǎng),按其制作工藝分為焊接網(wǎng)和紡織網(wǎng)。焊接網(wǎng)整體性好、強度高,但剛性較大、加工成本高,在我國很少使用。目前使用最多的還是方格編織網(wǎng)和菱形編織網(wǎng)。
近年來,國內(nèi)外廣泛使用鋼帶作為錨桿的聯(lián)系構(gòu)件。在一般錨桿支護的基礎(chǔ)上,若干根錨桿共用一條鋼帶作為輔助托板,使它們互相聯(lián)系,以形成整體結(jié)構(gòu),增強對圍巖的控制能力。目前,常使用的鋼帶有:鋼板鋼帶、W型鋼帶和圓鋼鋼帶。
5 主要結(jié)論
本文通過對復(fù)合頂板巷道的相關(guān)文獻資料的歸納總結(jié)、理論分析,取得了以下主要結(jié)論:
1)復(fù)合
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