郑西贵,刘 娜,张 农,花锦波,冯晓巍
(1.中国矿业大学矿业工程学院,江苏徐州 221116;2.中国矿业大学深部煤炭资源开采教育部重点实验室,江苏徐州 221116)
深井巷道挠曲褶皱性底臌机理与控制技术
郑西贵1,2,刘 娜1,2,张 农1,2,花锦波1,2,冯晓巍1,2
(1.中国矿业大学矿业工程学院,江苏徐州 221116;2.中国矿业大学深部煤炭资源开采教育部重点实验室,江苏徐州 221116)
为研究巷道底臌的破坏机理,提高底板岩层的长期稳定和控制,保证矿井的运输生产正常,采用理论推导的方法,分析了巷道底板滑移线场、极限载荷和速度的运移演化特征,对大屯矿区千米深井层状岩体挠曲褶皱性巷道的底臌机理和控制手段进行了探讨。结果表明:巷道宽度和底板岩层内摩擦角是影响巷道底板应力区分布特征的主要因素,给合推导出的反底拱锚固梁力学模型可以对底板支护强度和锚固参数进行设计,可有效控制底臌。特别对于深井层状岩体巷道底板支护强度应达到0.4 MPa时,底板岩层可达到长时稳定,孔庄煤矿2 a期巷道底臌量小于10 mm,表明研究成果具有较强的可行性与实用性。
深井;挠曲褶皱性;底臌机理;层状岩体;反底拱;锚固梁
底臌是影响煤矿正常生产和运输安全的重要因素之一,在煤矿领域底板鼓起10 cm乃至1 m的现象十分普遍,进入深部开采后,底臌造成返修巷道的工程量有时甚至超过新掘巷道[1-2]。因此,研究底臌机理和控制手段势在必行,而底臌的机理和演化规律在高地压[3]、强动压[4]、围岩性质[5]、岩石力学行为[6]、敞底或底板支护强度不足、膨胀岩性和岩石徐变等因素影响下变得极其复杂。在深部煤系地层中掘进的静压岩石巷道中,其中一类表现为挠曲褶皱性,并沿巷道中部渐次挠曲,缩短巷道断面,造成巷道生产系统失效。因此,研究挠曲褶皱性底臌机理与控制技术十分必要。图1为淮南矿区朱集煤矿1111(1)工作面轨道运输巷底板巷掘进工作面揭露的薄层状岩石和底板变形,该巷道埋藏深度948 m。
图1 深井巷道掘进工作面揭露的岩层及底臌实照Fig.1 The reality of rock strata and heaving floor in deep mine
国内外相关学者针对底臌的机理和控制手段,已经进行了大量的实验和理论研究,对底臌的类型也进行了分类,治理底臌的方法和手段目前主要有反拱封闭棚、锚注和底板施工锚杆等方式[7-9]。也有学者通过研究巷道周围应力环境提出通过加固两帮和顶板来提高底板的稳定性[10-12]。本文通过建立底板滑移线与速度场模型,研究挠曲褶皱性底臌的演化规律[13],提出增加底板支护强度,应用锚杆索和反底拱锚固梁进行主被动协同承载的底臌控制技术[1415]。
1.1 巷道底板滑移线场
前联邦德国学者M.奥顿哥特[16]等研究表明:煤矿水平薄层状的静压巷道底臌多表现为挠曲褶皱性,永久性巷道在原岩应力影响下产生弹塑性变形,如图2所示,底板滑移线和速度场在层状岩体发生挠曲变形后也随之发生变化,其演化规律十分复杂,为便于分析作以下基本假设:①巷道围岩性质与围压条件分别为薄层状岩石静压巷道和静水压力;②巷道帮部松动围岩对底板产生的水平摩擦阻力不计;③底板岩层破坏滑移区域与帮部围岩松动范围及所产生的垂直应力密切相关,略去水平应力的影响;④巷道围岩按照均质的莫尔-库仑材料考虑,底板围岩简化为弹塑性介质[17]。
图2 巷道底板滑移线与速度场模型Fig.2 The slip line of floor and speed field model
目前煤矿巷道断面形状多为直墙半圆拱型,巷道开挖以后,底板受到来自帮部围岩的影响,首先从巷道底角A,B两点进入到塑性极限状态,然后波及至整个底板围岩。如图2所示,图中上覆岩层压力ps= γH,其中,γ为岩石容重,N/m3;H为巷道的埋藏深度,m;b为围岩的松动宽度,m。
首先讨论分析ABC区应力,在该区域巷道底板AB为水平自由面,区内的α与β滑移线均为直线,因此底板ABC区是均匀应力区。在AB线上的边界条件为:σn=0,τn=0。由图3可得到ABC区内的底板岩层应力状态:
图3 底板极限载荷q与莫尔-库仑条件Fig.3 Limit load of floor q and the Mohr-Coulomb condition
其中,θ为BCF区主应力与x轴夹角。根据ABC区内应力状态,由上式和图3关系得
式(2)即为BCF区的应力状态。
在ACGH和ADG区运用同样的原理构造出滑移线场,进一步算出各个区域的应力状态。鉴于对以上几个区域的应力和滑移线场的综合分析,得到最终滑移线场如图2所示。
1.2 巷道底板极限载荷和速度场
由图3及各区的应力状态,得出底板在不施加反底拱时,保持底板围岩不发生明显底臌的极限承载力q为
1.3 底角锚杆的排距、锚杆长度
根据文献[18]得到的确定原则是锚杆对围岩产生的绕流阻力必须大于或等于保持BEF,ADG区极限平衡所需的绕流阻力,底板方可维持平衡,根据钟新谷等相关学者推导的保持底板稳定沿巷道轴向所需的锚杆排距[17]为
其中,c1为岩石的阻力系数;D为锚杆直径;其中c1与φ的关系如图4所示。
图4 岩石内摩擦角和阻力系数关系Fig.4 Relation of the internal friction angle and drag coefficient of rock
要使布置在底角BF,AG位置的锚杆发挥作用,设计锚杆长度至少应大于BF,AG的长度,根据抗滑桩设计原理,基于安全因素,给予一定的富裕系数,按2倍BF,AG的长度设计,得到锚杆的长度为
从图2可得出CF弧线为对数螺线,利用对数螺线的性质可推导出巷道开挖以后帮部松动宽度b与巷道宽度a有如下关系:
巷道底板岩层鼓起累计高度与岩石的内摩擦角和巷道宽度之间的关系如下:
由以上的分析容易得出巷道底板塑性区的划分和岩层的移动方向,进而得到底角锚杆的设计参数,以及巷道两帮松动宽度b和巷道宽度a之间的关系,如图5所示,确定了参与巷道底臌的破碎岩层深度h,只有根据底板的受力规律,制定出比较合理的底臌治理方案或措施,方能有效地控制巷道底板的破坏范围。
2.1 反底拱锚固梁力学模型
图5 围岩松动宽度与巷道宽度和内摩擦角之间关系Fig.5 The relationship of the width of the loose rock and roadway width and internal friction angle
图6 反底拱力学模型Fig.6 Inverted arch mechanics model
2.2 反底拱锚固梁锚杆索间距分析
假设锚杆索间距为s,反底拱弦长为巷道宽度a,则布设锚杆索个数为m=a/s;如图7所示,反拱两端垂直支反力为
式中,u为锚杆的数量,u=0.5(m-1);z为锚索的数量,z=0.5(m+1);Fb和Fc分别为锚杆和锚索施加给底板岩层的约束力,kN;qd为反拱梁上承受的均布载荷,一般由地应力测试所得,kN/m;换算公式为qd= σzzSfz/a,σzz为底板垂直应力,MPa;Sfz为反拱所支护的面积,m2。
首先在均布载荷和锚杆索的协同作用下,运用叠加原理[12]得,在α角处的弯矩方程为
图7 布设底角锚杆索的反拱受力Fig.7 Stress of the inverted arch laid the corner bolt
均布载荷作用弯矩:
把上述3式相加得到总弯矩:Mt=M1+M2+M3,要使反拱梁抵抗局部非均匀载荷保证底板岩层不致迅速破坏,就必须考虑一定的富裕系数,使ξMt≤[M],式中的ξ为富裕系数,参考安全规程和工字钢梁材料的极限弯矩强度,一般取1.2~2.5;[M]为反拱梁材料的许可弯矩,kN·m。
上述3式所有参数均已知,只有锚杆索间距s未知,由ξMt≤[M]解出:
支反力作用弯矩:
锚杆索提供的拉力作用弯矩:
要想能够控制底板给反拱施加的反力qd,锚杆的间距s必须满足上式的要求。并由材料力学的知识可得,两排反拱梁间加强筋的强度必须能够满足反拱之间的底板岩层给予的压力,一般用直径在15~40 mm范围内的钢筋,以达到能够均衡反底拱的受力。
2.3 支护强度设计
图8 锚杆索拉力投影Fig.8 Anchor cable tension force projection
锚索提供拉力投影为
由于巷道两侧的垂直应力是ps=νH,因此反拱所能提供的支护力是锚杆索和上覆岩层的叠加作用。所以锚杆索和上覆岩层共同给反拱提供的支护力最终:Ft=2Fbv+Fc+2Fcv+ωps=2(Fbv+Fcv)+Fc+ωps,kN, ω为折减系数,一般取0.1~0.6。因此每个反底拱锚固梁给底板岩层提供的支护强度:pz=Ft/Sfz,MPa。由式(15),(16)得到支护强度一般表达式:
通过Excel软件计算式(17)并解析出在不同巷道埋深条件下,巷道宽度a和支护强度pz之间的曲线簇关系如图9所示。
由图9中曲线簇关系可以看出,当巷道宽度位于4.5~5.5 m时,随着巷道埋深的增加,支护强度则在0.20~0.33 MPa急剧增长;当巷道宽度大于5.5 m时,支护强度则在0.33~0.40 MPa,此阶段的变化趋于平缓,且反底拱锚固梁的支护强度逐渐趋于0.4 MPa,而最终达到稳定。
图9 不同埋深条件下支护强度和巷道宽度之间关系Fig.9 The relationship between the support strength and the width of the roadway under the conditions of different depth
大屯煤电公司孔庄煤矿Ⅳ水平井底车场埋藏深度达到1 055.5 m,井底车场等重点工程施工两年多来,巷道变形和底臌并未停止,局部地段底臌突出,如马头门附近底臌量近1 m,浇筑的厚砼多处出现帮顶贯穿性裂逢,局部已表现碎裂弱载性松散块体,围岩变形整体呈现出结构失衡,严重威胁到Ⅳ水平的开拓延深和安全生产。
3.1 反拱支护强度计算
鉴于2.3节通过力学分析得到的巷道底板支护强度计算公式(17),现用于计算孔庄矿Ⅳ水平巷道底板的支护强度。孔庄煤矿Ⅳ水平井底车场巷道宽度为5 500 mm,每套反拱体系的控底面积:Sfg=800× 5 500=4.4 m2,由于该区域岩性为软岩,为保证支护质量,实际控底面积取折减系数0.5~0.6,本例中取0.57,因此最终确定反拱支护面积为2.5 m2。在本工程应用中,取锚杆拉力Fb=50 kN,锚索拉力Fc= 250 kN,拱高h=500 mm,a=5 500 mm,s=1 300 mm,把这些参数代入式(15)和式(16),得到锚杆索铅垂方向投影力:Fbv=50cos(20.6-1.04)=47.1 kN,Fcv= 250cos(20.6-10.01)=246 kN,而反拱上锚杆索提供的总拉力:Ft=2Fbv+Fc+2Fcv=2×47.1+250+2×246= 836.2 kN。支护强度:pz=Ft/2.5=836.2×103/2.5= 0.33 MPa,与2.3节由巷道埋深和宽度分析的底板支护强度基本吻合。根据规程,为保障煤矿永久性巷道的安全稳定,应取富裕系数为ξ1为1~1.3,本例中取1.2,得到最终的支护强度约为0.4 MPa,支护参数设计如图10所示。
3.2 支护技术参数
井底车场区域,已知岩石内摩擦角φ=30°,阻力系数c1=6,巷道两帮的松动宽度根据式(7)确定为1.4 m,略去围岩黏聚力C等参数。
图10 孔庄煤矿井底车场区域反底拱锚固梁支护设计参数Fig.10 Inverted arch anchor beam support design parameters of Kongzhuang Mine shaft bottom area
实施反底拱梁半径按照式(9)计算,并考虑一定安全系数1.1~2.2,把底板按照半径为8 300 mm刷扩为反弧形状,加固后的围岩用11号矿用工字钢实施反底拱,反拱的高度按照式(8)确定为250 mm,考虑富裕系数ξ2为2,最终确定拱的高度为500 mm;梁上自正中按等间距开5处锚杆索安装孔,孔的间距按照式(14)计算得到锚杆索间距为1 300 mm,孔直径32 mm,反底拱梁排距与底角锚杆的排距相同,按式(5)计算,锚杆直径取20 mm,得出间距为1 600 mm,考虑底板岩层为软岩,折减系数取0.5得到间排距为800 mm。另外在反底拱梁孔位中施工的锚杆规格为Φ×L=20 mm×2 200 mm等强锚杆,锚杆长度能够满足式(6)。锚杆间排距1 300 mm× 800 mm,预紧力矩不小于200 N·m,预紧力40~50 kN。锚索规格Φ×L=21.8 mm×6 200 mm,锚索间排距1 300 mm×800 mm,预紧力200~300 kN,锚杆与锚索按五花眼形式布置。对加工完的两排反底拱梁间要用ϕ25 mm的钢筋,按200 mm间距焊接加固和砼浇筑地坪处理。而且浇筑的砼等级为C20,厚度为200 mm。
3.3 控制效果
在反底拱锚固梁实施之前,井底车场区域的底臌严重,经多次刷卧,虽然从一定程度上解决了暂时性的底臌,但没有从根上解决实际问题,而且过多的扩刷量危及井底车场和井壁的稳定。实施反底拱锚固梁加锚注结合治理后,井底车场的维护周期已达2 a,底臌量控制在10 mm之内。表明反底拱锚固梁可有效解决此工程的底臌问题,控制效果实照如图11所示。
(1)根据对巷道底板的滑移线场与速度场的分析,揭示了反拱高度与岩石的内摩擦角和巷道宽度之间的关系,同时解出了底角锚杆的长度、排距以及底板在没有施加反底拱时所能承受的极限载荷。
图11 实施反底拱锚固梁2 a后的底板支护效果Fig.11 The implementation of inverted arch floor supporting effect of anchor beam after 2 a
(2)把反底拱梁简化为梁结构力学模型,推导出了反底拱锚固梁的支护强度;并通过Excel软件分析了当巷道宽度位于4.5~5.5 m时,随着巷道埋深的增加,支护强度在0.20~0.35 MPa之间急剧增长;当巷道宽度大于5.5 m时,支护强度在0.33~0.40 MPa之间,此阶段的变化趋于平缓,且反底拱锚固梁的支护强度则是逐渐趋于0.4 MPa,最终达到稳定。
(3)在大屯孔庄煤矿井底车场区域实施反底拱锚固梁加锚注结合治理后,井底车场的维护周期已达2 a,底臌量控制在10 mm之内,事实证明反底拱锚固梁技术是控制深井静压巷道挠曲褶皱性底臌的一条行之有效的技术途径。
[1] 姜耀东,赵毅鑫,刘文岗,等.深部开采中巷道底臌问题的研究[J].岩石力学与工程学报,2004,23(14):2396-2401.
Jiang Yaodong,Zhao Yixin,Liu Wengang,et al.Research on floor heaving of roadway in deep mining[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2004,23(14):2396-2401.
[2] 陆士良,汤 雷,杨新安.锚杆锚固力与锚固技术[M].北京:煤炭工业出版社,1998.
Lu Shiliang,Tang Lei,Yang Xin’an.Anchoring force and anchoring technology[M].Beijing:China Coal Industry Publishing House, 1998.
[3] 郑颖人,龚晓南.岩土塑性力学基础[M].北京:中国建筑工业出版社,1989:232-249.
Zheng Yingren,Gong Xiaonan.Foundation of geotechnical plastic echanics[M].Beijing:China Architecture and Building Press, 1989:232-249.
[4] 王卫军,黄成光,侯朝炯,等.综放沿空掘巷底臌的受力变形分析[J].煤炭学报,2002,27(1):26-30.
Wang Weijun,Huang Chengguang,Hou Chaojiong,et al.Mechanicaldeformation analysis of floor heave of roadway driving along goaf in fully mechanized sub-level caving face[J].Journal of China Coal Society,2002,27(1):26-30.
[5] 杨建中.岩石力学[M].北京:冶金工业出版社,2008.
Yang Jiangzhong.Rock mechanics[M].Beijing:Metallurgical Industry Press,2008.
[6] 何满潮,钱七虎.深部岩石力学[M].北京:科学出版社,2010.
He Manchao,Qian Qihu.Rockmechanics of deep[M].Beijing:Scientific Press,2010.
[7] 张美政.复合结构柔性反底拱应用于软岩峒室稳定性控制研究[D].济南:山东农业大学,2009:94-117.
Zhang Meizheng.Study on composite structure for flexible inverted arch support to stability of tunnel adjoining with soft rock mass[D].Jinan:Shandong University of Griculture,2009:94-117.
[8] 李学华,王卫军,侯朝炯.加固顶板控制巷道底臌的数值分析[J].中国矿业大学学报,2003,32(4):98-101.
Li Xuehua,Wang Weijun,Hou Chaojiong.Contrlling floor heave with strengthening roof in gateway by numerical analysis[J].Journal of China University of Mining&Technology,2003,32(4):98-101.
[9] 韦四江,勾攀峰.锚杆预紧力对锚固体强度强化的模拟实验研究[J].煤炭学报,2012,37(12):1987-1993.
Wei Sijiang,Gou Panfeng.Analogy simulation test on strengthening effect for pretention of bolts on anchorage body[J].Journal of China Coal Society,2012,37(12):1987-1993.
[10] 姚立春,董正坤,陈 阳,等.弧形反底拱棚联合锚注支护控制底臌技术研究[J].煤,2011,20(7):8-10.
Yao Lichun,Dong Zhengkun,Chen Yang,et al.Research on floor heave control technology with arc inverted-arch combined bolt-grouting supporting[J].Coal,2011,20(7):8-10.
[11] 王 振,刘 超,张建新,等.深部软岩底臌巷道锚注联合支护技术[J].煤炭科学技术,2012,40(8):24-27.
Wang Zhen,Liu Chao,Zhang Jianxin,et al.Bolt and grouting combined support technology applied to floor heave roadway in deep mine soft rock[J].Coal Science and Technology,2012, 40(8):24-27.
[12] 宋沛鑫.薄层状组合底板的底臌机理及控制措施研究[D].太原:太原理工大学,2012:72-77.
Song Peixin.Study on control and mechanism of heaving floor on the thin layer compositional floor[D].Taiyuan:Taiyuan University of Technology,2012:72-77.
[13] 谢卫红,陆士良,张玉祥.挠曲褶皱性巷道底臌机理分析及防治对策研究[J].岩石力学与工程学报,2001,20(1):57-60.
Xie Weihong,Lu Shiliang,Zhang Yuxiang.Mechanism analysis on flexible and folded floor lift and study of its control countermeasure [J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2001, 20(1):57-60.
[14] Royanfar A,Shahriar K.Investigation of factors affecting floor heave and convergence of galleries in Tabas coal mine[J].Proceedings of the 20th International Mining Congress and Exhibition of Turkey, 2007(133):41-46.
[15] Li Z J,Li S B,Zhao X L.Floor heave controlling technology of deep soft rock roadway[C].Progress in Civil Engineering,2012,170: 68-71.
[16] 薛顺勋,聂光国,姜光杰,等.软岩巷道支护技术指南[M].北京:煤炭工业出版社,2002.
Xue Shunxun,Nie Guangguo,Jiang Guangjie,et al.The technology of soft rock roadway guide[M].Beijing:China Coal Industry Publishing House,2002.
[17] 钟新谷.锚杆防治软岩巷道底臌的分析[J].力学与实践, 1994,16(4):37-40.
Zhong Xingu.Analysis of bolt prevent heaving floor in soft rock roadway[J].Mechanics and Practice,1994,16(4):37-40.
[18] 朱百里,沈珠江.计算土力学[M].上海:上海科学技术出版社, 1990:347-350.
Zhu Baili,Shen Shujiang.Calculation of soil mechanics[M].Shanghai:Shanghai Scientific and Technical Publishers,1990: 347-350.
[19] 刘 刚,龙景奎,刘学强,等.巷道稳定的协同学原理及应用技术[J].煤炭学报,2012,37(12):1975-1981.
Liu Gang,Long Jingkui,Liu Xueqiang,et al.Synergetic principle for roadway stability and its application technique[J].Journal of China Coal Society,2012,37(12):1975-1981.
Floor heave mechanism and control technology of flexural and folded deep mine roadway
ZHENG Xi-gui1,2,LIU Na1,2,ZHANG Nong1,2,HUA Jin-bo1,2,FENG Xiao-wei1,2
(1.School of Mines,China University of Mining and Technology,Xuzhou 221116,China;2.Key Laboratory of Deep Coal Resource Mining,Ministry of Education,China University of Mining and Technology,Xuzhou 221116,China)
In order to analyze fracture mechanism of floor heave in entry and to enhance the stability of strata under floor,thus further guarantee the normal transportation of coal mine,this paper made a research on the evolution law of stress slip-line field,ultimate load and speed,there also investigated the floor heave mechanism and countermeasures of fold-like entry in bedding stratum,which exists in Datun mining area.The results show that two main factors influence floor stress greatly,namely,width of the entry and frictional angle of strata,it also demonstrates that supporting strength and anchoring parameters can be designed scientifically with the help of deductive anti-heave mechanical model,whose controlling effects is impressively.Especially as to deep buried entry under the circumstance of bedding stratum,longtime stability can be obtained with the supporting strength more than 0.4 MPa,which is demonstrated effectively based on the two years monitoring period of Kongzhuang Mine,and floor heave less than 10 mm,either.
deep mine;flexure and folded type;mechanism of floor heave;stratified rock mass;inverted arch;anchoring beam
TD322
A
0253-9993(2014)03-0417-07
郑西贵,刘 娜,张 农,等.深井巷道挠曲褶皱性底臌机理与控制技术[J].煤炭学报,2014,39(3):417-423.
10.13225/j.cnki.jccs.2013.0242
Zheng Xigui,Liu Na,Zhang Nong,et al.Floor heave mechanism and control technology of flexural and folded deep mine roadway[J].Journal of China Coal Society,2014,39(3):417-423.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2013.0242
2013-03-02 责任编辑:王婉洁
国家自然科学基金资助项目(51104152);中央高校基本科研业务费专项资金资助项目(2011QNB02);长江学者和创新团队发展计划资助项目(IRT1084)
郑西贵(1977—),男,山西侯马人,副教授,博士研究生。E-mail:ckzxg@126.com