李 惠,乔卫国,张安康,陈士海
(山东科技大学土木建筑学院,山东青岛 266510)
深部巷道受跨采影响的稳定性分析及加固
李 惠,乔卫国,张安康,陈士海
(山东科技大学土木建筑学院,山东青岛 266510)
徐州矿务集团旗山煤矿 13311工作面回采期间,需跨采 (纵跨)-850m东西翼轨道联络大巷。通过 FLAC分析得出,该巷道受跨采扰动影响后,硐壁的相对位移明显增加,塑性区也明显扩大,巷道顶、底部破坏尤其严重。采用锚杆、锚索与注浆联合加固技术加固后,顶板下沉量控制在 25mm以下,两帮移近量 120mm以下,底鼓量 300mm以下,满足了现场使用要求。
深部巷道;跨采;FLAC;联合支护;现场测试
对于深部巷道,长期处在高围岩应力状态下,本身就存在一定的损伤和破坏,在采动压力作用下,其变形及破坏将显著增加[1]。因此,须对深部跨采巷道的稳定性进行深入研究,并在采动前进行提前加固,控制变形,保证巷道正常使用。
徐州矿务集团旗山煤矿 13311工作面回采期间,需跨采 (纵跨)-850m东西翼轨道联络大巷,该巷服务年限长,在未受采动影响的情况下局部地段已出现片帮、落顶现象。为保证跨采期间该巷道的正常使用,通过 FLAC模拟分析了该巷道在开采前后的位移状态及塑性区范围,提出了相应的支护加固方案,现场监测表明,支护达到了预期效果。
旗山矿 13311工作面埋深 792~862m。工作面里段 1,3煤合层,煤厚 4.8m;外段 1,3煤分岔,1煤平均厚 1.7m,倾角 9~18°,平均 11°。巷道顶底板以砂质泥岩为主,间有砂质泥岩与砂岩互层。
-850m东西翼轨道联络大巷是该矿一条重要运输巷道,位于 13311工作面下方 35m处,担负着-850m水平的运输任务,服务年限长。 -850m东西翼轨道联络大巷的围岩条件主要为砂质泥岩,巷道为半圆拱形,采用光面爆破锚喷支护。锚杆为φ18mm、长度 1800mm的普通锚杆,间距 750mm,排距 700mm,喷射混凝土厚度为 100mm。
受开采影响,沿煤层走向,将底板附加应力变化分为 3个区域:底板应力增高区、底板应力降低区、底板应力恢复区,如图 1所示[1]。
图1 底板应力分布
在采煤工作面后 20m应力为线性分布,为应力降低区;采煤工作面后 20~50m为应力恢复区;采煤工作面前方 40m范围内,应力线性增高后再逐渐恢复到原始应力,为应力增高区;采煤工作面前方 40m往前为应力不变区,即为原始应力。取原岩垂直主应力为 20MPa。三维模型如图 2,自上而下各岩层的厚度分别为 7.2m,2.0m,6.3m,2.0m和 15.1m。模型走向平行于工作面的推进方向,模型尺寸为 150m×200m×100m,顶部为自由边界,底部施加垂直约束,左、右、前、后边界分别施加水平约束。其中 -850m东西翼轨道联络大巷距上部煤层距离为 35m,X方向指垂直于巷道两帮的方向;Y方向指巷道走向方向;Z方向指垂直于巷道底板的方向。本构模型采用 DP模型,围岩材料参数如表 1。模拟分成 2个阶段,首先分析煤层未开挖之前底部巷道所处的状态,称初始状态;然后分析煤层开挖后底部巷道所处的状态,称最终状态。
图2 计算模型
初始状态时,巷道水平 (X)及垂直 (Z)方向的位移分布及塑性区范围如图 3。煤层开挖时取50m为开挖单位。取 Y=55m处的巷道断面为研究对象,其水平和垂直方向的位移分布及塑性区范围如图 4。
表1 围岩物理力学性质
图3 巷道初始状态
从计算结果可以看出,顶、底板的位移较两帮位移大。另外受采动影响,巷道的顶、底板及两帮的相对位移都明显增大了。塑性区分布范围也明显扩大了,巷道顶、底部破坏严重,预计采动后顶板下沉和底鼓现象比较严重。
根据以上分析,确定在采动影响段采用锚杆、锚索与注浆联合加固技术[2-7]。即在裂隙不发育的中硬岩石 (如砂岩)中,由于注浆困难,效果不显著,采用高强锚杆与锚索联合支护加固;在裂隙发育岩石和软岩 (如泥岩)中,采用注浆与锚索联合支护加固;在整个采动影响段,都采用底角注浆加固,以减少底鼓。
(1)锚索加固 根据数值计算,巷道顶、底板变形较大,在巷道拱部采用锚索加固。锚索采用φ15.24mm×8500mm的高强度锚索,沿巷道中顶偏帮 45°角及正顶处,间距 1.75m,排距 2m,每排 3根。锚固剂为 ZK2335型树脂药卷,6支 /孔。用锁具锁好,预紧力要求达 80kN以上。
(2)锚杆加固 在硬岩地段,注浆效果不明显,可采用高强锚杆加固。锚杆为 φ20mm、长度2500mm的左旋无纵筋等强螺纹钢树脂锚杆,锚固剂为 ZK2335型树脂药卷,3支 /孔。锚杆间距为1.5m,排距 1.4m,均垂直巷道岩面布置。
(3)锚注加固 在软岩地段,采用巷道周边注浆加固。对出现混凝土喷层开裂、离层及局部掉顶的部位,应复喷混凝土封闭。选用圆管状钢管作为锚杆,兼作注浆管使用,注浆材料采用水泥 -水玻璃,水灰比 (质量比)为 1∶1,水泥浆液与水玻璃的体积比 C∶S=1∶0.4~0.6,其中水玻璃模数为3,波美度为 40Be。水泥为 32.5普通硅酸盐水泥。注浆锚杆间距为 1.5m,排距 1.4m,注浆孔深度2.5m,注浆压力 2~3MPa。注浆孔直径为 36mm。除下底角注浆孔外,其余孔均垂直巷道岩面布置。注浆孔布置如图 5所示。
图4 巷道最终状态
为及时掌握围岩受采动的变形情况,改进加固支护方案,在现场进行巷道表面位移观测。巷道位移量测包括两帮移近、顶板下沉及底鼓,量测采用双十字布点法[8]。沿巷道长度共布置了 11个测点,
图5 锚注加固 (软岩与裂隙岩石中)
监测时间为 230d,监测的最终变形量如表 2。
表2 巷道受采动影响后最终变形量
测试结果表明,巷道变形以底板鼓出为主,最大值达到 290mm,但大部分底鼓较小,经过简单的挖底即可满足使用要求;顶板的下沉量很小,一般小于 25mm;两帮的移进量也不大,一般小于120mm。说明经过加固后的巷道能够承受跨采采动压力的影响,满足了其受采动影响后仍能达到长期使用的要求。
(1)旗山矿 -850m东西翼轨道联络大巷埋深900m左右,是典型的深井岩巷。该巷在前期服务期间个别地段就出现片帮,落顶现象。
(2)数值模拟分析表明,该巷在受上覆工作面采动影响后,围岩变形将显著增加,巷道顶、底板将遭受严重破坏,必须采取措施进行加固。
(3)通过采用锚杆、锚索与注浆联合加固,巷道变形得到有效控制,顶板下沉量小于 25mm,两帮移近量小于 120mm,底鼓量小于 290mm,完全满足巷道正常使用要求。
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Stability Analysis of Deep Roadway Influenced by Cross-m in ing and Its Reinforcement
LIHui,Q IAO Wei-guo,ZHANGAn-kang,CHEN Shi-hai
(Civil&Architecture School,ShandongUniversity of Science&Technology,Qingdao 266510,China)
During 13311 mining face mining ofQishan Colliery,XuzhouMining Group,crossing-mining above connection roadway at-850m levelwas inevitable.FLAC simulation results showed that relative displacement and plastic zone of the connection roadway increased obviously,top and bottom of roadway destroyed seriously after crossing-mining.Applying combined supporting technology of anchored bolt,anchored rope and grouting,roof subsidence was controlled below 25mm,convergence of two-side below 120mm and floor heave below 300mm.The supporting projection reached application requirement on the spot.
deep roadway;crossingmining;FLAC;combined supporting;on-the-spot test
TD353
A
1006-6225(2011)03-0089-03
2011-01-11
山东省 “泰山学者”建设工程专项经费资助项目;土木工程防灾减灾山东省重点实验室资助项目
李 惠 (1977-),女,山东烟台人,在读博士研究生,主要从事城市矿山围岩稳定性研究工作。
[责任编辑:林 健 ]