王武軍
摘要:根據(jù)對礦壓觀測及軟弱巖體的力學(xué)行為特征,分析了煤巷兩幫的主要破壞失穩(wěn)形式,并探討了煤巷片幫類型錨網(wǎng)錨固機理,以及錨桿錨索聯(lián)合支護機理分析,提出了形成厚、 寬比大于薄板的錨固墻(或錨固塊)的錨桿支護觀點,并據(jù)此給出了錨桿錨索聯(lián)合支護方案及支護參數(shù),數(shù)值模擬計算了U鋼支護的位移和塑性區(qū)量變程度,對比分析提出了煤巷提高支護強度的合理化建議。
關(guān)鍵詞:錨桿 錨網(wǎng)支護 數(shù)值模擬
0 引言
由于焦煤集團方莊一礦四級軌道前期受采動影響,礦壓顯現(xiàn)突出,造成巷道支架部分柱腿扭曲損壞,頂梁折損,上拱,巷寬收縮,水溝、臺階被擠毀,不同程度地出現(xiàn)了位移、變形、開裂、片幫、底臌等破壞現(xiàn)象,嚴(yán)重影響行人通車,危及安全和施工進度,雖經(jīng)多次返修維護,但仍然難以保持穩(wěn)定。為了尋求合理的支護方式,通過礦壓觀測分析,對巷道圍巖卸壓控制及數(shù)值模擬計算對比,并結(jié)合現(xiàn)場試驗,對該巷道提出合理化支護建議,以有效控制巷道斷面變形和支架穩(wěn)定。
1 巷道兩幫的破壞形式及錨桿錨索支護
1.1 巷道兩幫破壞形式
由于四級軌道為煤巷,兩幫側(cè)壓較大,巷寬收縮變形嚴(yán)重,在礦山壓力作用下尚未徹底破壞,且與層理垂直的裂隙又較發(fā)育的煤體,被揭露后將失去橫向約束,其應(yīng)力狀態(tài)也將處于雙向應(yīng)力狀態(tài)。此時,煤壁受支承壓力的影響會發(fā)生壓裂式破壞,產(chǎn)生劈裂式片幫。支承壓力和裂隙的分布、煤體強度等都可能影響片幫深度。
1.2 破碎兩幫錨固結(jié)構(gòu)支護原理
根據(jù)裂隙體及破碎體的巖性特征,破碎兩幫錨桿支護宜采用擠壓加固和整體錨固相結(jié)合的方式。即通過錨、網(wǎng)作用使兩幫中形成具有一定承載能力的擠壓加固墻。若將兩幫頂、底角的錨桿傾斜布置,使頂、幫錨固體及底板形成整體承載結(jié)構(gòu),還可減小兩幫位移,增強錨固體對深部巖體的約束作用。
1.3 錨桿錨索聯(lián)合支護機理分析
在深部大變形巷道中,巷道圍巖的變形破壞過程對錨桿的工作性能產(chǎn)生的影響最大。錨桿(索)提供的錨固力通過黏結(jié)劑作用在圍巖上,從而限制圍巖的移動變形。錨固方式的不同必然會影響荷載在錨桿中的傳遞機理,所以既不能離開圍巖和圍巖變形去分析研究錨固力和錨桿支護問題,也不能離開錨固力去分析研究圍巖變形問題。因此,對錨桿與圍巖相互作用關(guān)系進行深入研究,必須符合這一規(guī)律。
1.4 錨桿錨索支護方案的確定
巷道頂、幫的控制應(yīng)遵循不同的支護原則:頂板控制應(yīng)遵循使圍巖處于彈塑性穩(wěn)定狀態(tài)的支護原則,兩幫控制應(yīng)遵循使圍巖處于松動性穩(wěn)定狀態(tài)的支護原則。巷道頂、幫的錨桿支護應(yīng)依據(jù)不同錨桿的支護原理:頂板錨桿支護應(yīng)依據(jù)組合梁理論和懸吊理論進行;兩幫錨桿支護宜采用擠壓加固和整體錨固以及噴射混凝土相結(jié)合的方式進行。從現(xiàn)場觀測到巷道頂板和兩幫煤體的淺部出現(xiàn)了拉應(yīng)力,根據(jù)無拉應(yīng)力準(zhǔn)則判定,該區(qū)域最有可能的破壞方式是彎曲拉伸破壞。巷道角部的剪應(yīng)力比較大,巷道角部圍巖最有可能的破壞方式是剪切破壞,可能會導(dǎo)致頂板剪切冒落。因此,頂角部錨桿宜采用傾斜布置。
支護方案為:錨桿、金屬網(wǎng)、鋼筋梁與錨索補強聯(lián)合支護。
2 U鋼棚支護效果數(shù)值模擬
2.1 模擬的目的
依據(jù)焦作集團方莊一礦煤巷地質(zhì)條件,模擬在不同的形式下巷道圍巖的位移、應(yīng)力分布及圍巖塑性區(qū)大小等情況,最終選擇出最佳的支護方式及其合理的支護參數(shù)。
2.2 模型構(gòu)建
模擬的對象是在相同的地質(zhì)條件下不同支護形式支護的巷道。巷道位于煤層中,用泥巖、砂質(zhì)泥巖、中砂巖做頂板,砂質(zhì)泥巖、中砂巖、粉砂巖和硅質(zhì)泥巖等做底板。另外,為便于計算,數(shù)值模擬中的模擬對象宜選用最厚的巖層,同時把厚度較小但巖性相近的巖層劃為同一層。每種支護形式按煤層中間進行布置計算。
2.3 數(shù)值模擬結(jié)果及計算分析
從圖1可以看到,煤層中間布置時,最大底臌量250mm,頂板下沉量最大值178mm。這是因為煤層強度小于頂?shù)装鍘r石的強度,布置在煤層中的巷道,頂?shù)装逍再|(zhì)均勻,位移量相差最小,由于強度較低,位移均達到了160mm以上,說明在此地質(zhì)條件下,巷道位置對圍巖變形量影響較大,圍巖變形量最??;巷道圍巖位移大于50mm的范圍在頂板上方隨巷道的不同而發(fā)生明顯的變化,巷道在煤層中布置時50mm等值線距巷道頂板為7m,距巷幫的距離為10m左右,距巷道底板為3.2m,說明巷道頂板越堅硬,頂板上方深部圍巖出現(xiàn)大形的范圍的越小,而對巷幫和底板深部圍巖的位移影響不大,主要是因為巷道堅硬頂板的殘余強度較大,巖體雖然破碎,但是自承能力較強,因此頂板深部圍巖變形量較小
從圖2看出,在外扎腿U型棚支護后,有效控制了巷道附近及深部圍巖的位移量,表面最大位移在底板控制在90mm,頂板50mm左右,距底板以下超過6m的圍巖整體下移,位移量小于15mm,頂板深部圍巖上方高10m、寬7m的范圍內(nèi)位移量約為50mm~70mm,超過此范圍位移量小于15mm,表明巷道圍巖的受力狀態(tài)因支護結(jié)構(gòu)而發(fā)生改變,圍巖強度大大提高。
巷道圍巖塑性區(qū)大小是影響其穩(wěn)定性的重要因素。塑性區(qū)是巷道在巷道開挖后,圍巖運移及應(yīng)力重新分布的最終也是最直接的結(jié)果。無支護時,塑性區(qū)范圍頂?shù)装宕笥趦蓭?;頂板的受拉單元范圍以此增大,與距巷道頂板相距約1m。安裝支護結(jié)構(gòu)后能夠有效控制巷道塑性區(qū)擴張,且巷道頂板基本沒有受拉單元,這表明安裝的支護結(jié)構(gòu)大大提高了圍巖強度,同時避免了巷道表面及深部圍巖向開挖空間的運移。
外扎腿U型棚支護時,巷道位于煤層中間,底板位移在95mm左右,頂板位移值42mm,巷道支護效果最好。同時支護巷道頂板及深部圍巖的受力均勻,應(yīng)力集中系數(shù)較小,在同等條件下,這種支護方式塑性區(qū)范圍最小。
3 結(jié)論
通過對煤巷錨固理論研究和礦壓觀測實驗分析,以及對U鋼巷道無支護形式和外扎腿U鋼支護數(shù)值模擬計算得出以下結(jié)論:
①根據(jù)煤巷兩幫破壞形式和錨桿錨索支護機理分析,確定了煤巷錨桿錨索支護方案及支護參數(shù),采用錨桿、金屬網(wǎng)、鋼筋梁與錨索補強聯(lián)合支護行之有效,對兩幫收縮嚴(yán)重區(qū)域松幫卸壓,同時采用確定的錨網(wǎng)支護方案,對圍巖變形控制起到了良好作用。
②通過U鋼支架對煤巷數(shù)值模擬,采用外扎腿U鋼支護能有效控制圍巖變形,數(shù)值計算結(jié)果表明,該支護形式合理。
③對于焦煤方莊一礦四級軌道嚴(yán)重變形巷道,圍巖破碎,單純的U鋼支護和錨網(wǎng)支護已不能滿足支護強度,宜采用上述較合理的錨桿錨索聯(lián)合支護+U型鋼支護,并進行噴漿,注漿加固。
參考文獻:
[1]黃偉洪,路世豹等.錨桿錨索聯(lián)合支護數(shù)值模擬及現(xiàn)場應(yīng)用[J].青島理工大學(xué)學(xué)報,2009.
[2]林崇德.層狀巖石頂板破壞機理數(shù)值模擬過程分析[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報,1999.
[3]馬晉元,張召千等.全煤巷道錨網(wǎng)支護技術(shù)研究[J].太遠(yuǎn)理工大學(xué)學(xué)報,2008.
[4]賈俊峰.煤巷片幫類型及錨固機理研究[J].太原理工大學(xué)學(xué)報,2005.
[5]侯朝炯.煤巷錨桿支護[M].徐州:中國礦業(yè)大學(xué)出版社,1999.
[6]楊雙鎖.回采巷道圍巖控制理論及錨固結(jié)構(gòu)支護原理[M].煤炭工業(yè)出版社,2004.