基于岩石强度理论计算的软岩巷道支护方法

张立新

(七台河职业学院,黑龙江七台河 154600)

基于岩石强度理论计算的软岩巷道支护方法

张立新

(七台河职业学院,黑龙江七台河 154600)

本文以新强煤矿巷道支护为工程实例,根据岩石强度理论,对采区软岩巷道围岩特性进行了理论计算。对巷道围岩性质、原有支护方式进行了计算分析。通过理论计算,设计出锚网索联合支护形式,通过现场观测证明对该矿软岩巷道实施的锚网索联合支护获得成功,解决了该矿高应力软岩巷道的支护难题。

围岩;软岩;锚网索联合支护

Abstract:In this paper,a new coal mine roadway support strong example for the project,according to the theory of rock strength on the mining area of soft rock roadway surrounding rock properties of the theory.The nature of the roadway surrounding rock,the original supporting manner calculated and analyzed. By theoretical calculations to design a joint mesh-anchor of supporting forms,through on-site observation proved to be the implementation of the mine of soft rock roadway mesh-anchor supporting the success of the joint resolve of the mine high stress of the supporting soft rock roadway problems.

Key words:rock soft;rock the joint;mesh-anchor of supporting

随着煤炭连续开采,浅部资源越来越少,目前矿井多数已转向深部开采,大应力软岩巷道支护问题越来越突出.据统计,我国目前煤炭开采每年开掘巷道大约7000km,其中软岩巷道约占600km。由于软岩巷道的支护问题,每年大约有100km的软岩巷道需要维护和返修。因此,能否解决好软岩巷道的支护问题,是我国煤矿开采向深部发展和安全生产的关键问题。

目前,深部开采高应力软岩巷道支护设计主要有三种方法,即现场测量法、工程类比法和强度计算法。本文结合现场实测数据通过强度计算法探讨围岩和支护间的关系,解决高应力软岩巷道的支护问题。

1 问题的提出

黑龙江七煤集团所辖新强煤矿,设计年产量为120万t,现可采第5层组。分别为5-1, 5-2,5-3煤层顶板为深灰色和灰色泥岩,该岩石遇水膨胀,膨胀应力和膨胀率大,是我国较为典型的软岩矿井。由于二采区回采巷道(支护:梁长2.2m,腿长2.4m,11#矿用工字钢金属棚梯形巷道)准备期间巷道压力大,围岩变形严重,巷道遭到严重破坏,主要显现为:棚子扭曲、折断;巷道断面明显缩小;个别地段底板起臌。使生产无法正常进行。在准备相邻采区准备巷道时,对二采区的回采巷道影响严重,迫使准备巷道推进工作无法进行。

2 新强矿第5层组岩层物理力学参数

新强矿5层组5-1煤层岩层物理力学参数见表1～表5。

表1 新强矿煤岩天然视密度测定结果

表2 新强矿煤岩单向抗拉强度测定结果

表3 新强矿煤岩单向抗压强度测定结果

3 围岩特性计算

根据现场实际情况,煤层顶底板为松软岩体,则根据强度理论对巷道围岩计算,并绘制围岩塑性位移与支护抵抗力特性曲线。根据实测原岩最大主应力值为P0=14MPa,5-1煤层顶板岩石为灰色砂泥岩。单向抗压强度为σ=19.1MPa,弹性模量为E=5.1×103MPa,泊松比μ=0.24,天然视密度γ=23kN/m3,取系数m=1,s=0.004; sr=0.0001。

3.1 塑性区岩体强度

在破坏准则中,霍克-布朗以破坏时最大和最小主应力术语表达这一破坏准则,这些应力之间的关系用下述方程来定义: σ1=σ3+(mσcσ3+sσc2)1/2式中:σ1为破坏时的最大主应力;σ3为破坏时的最小主应力,在三轴情况下的侧限应力;σc为组成岩体完整岩块的单轴抗压强度;m、s为经验常数;m、s为经验常数。

表4 新强矿煤岩弹性模量、泊松比测定结果

表5 新强矿煤岩凝聚力、内摩擦角测定结果

系数m总是一个有限的正值,其变化范围从0.001(强扰动岩体)到大约25(坚硬完整岩体),系数S值的变化从0(节理化岩体)到1(定整岩石材料)。

塑性区是弹塑性岩体中与巷道相连的某一区域。修正后的强度公式也适用于塑性区。

即:

式中:σc为完整岩块的单向抗压强度。

式中:p0—原岩应力。

m、S是巷道围岩体的物性常数,mr、sr为塑性区岩体的物性常数。因为塑性区岩体是破碎岩体,质量相对较差,因此mr、Sr应当小于m、S。这四个物性参数可由软岩分类分级获得。

3.2 塑性区半径

实际生产中,随着围岩位移的增大,塑性区内的岩体是不可能始终保持原来那种极限平衡状态的。塑性区内岩体的内聚力、内摩擦角会逐渐降低,因而塑性区的应力会继续松弛,塑性区也会进一步扩大。

式中:R0为巷道半径;Pi为支护力。

3.3 弹性区位移

如果巷道埋深超过软化临界深度,应力高于岩石强度的部分岩体就发生破坏,靠近壁面的岩体最先破坏,最大主应力集中区向围岩内部转移。巷道围岩应力又重新进行调整,调整的结果,巷道围岩出现四个区,由巷道壁面向围岩深部依次为:塑性流动区、塑性软化区、塑性硬化区、弹性区。

式中:E、μ为岩石弹性摸量和泊松比。

3.4 塑性区体积应变和位移

式中:R=1.1D

式中:

取支架抵抗力为3、2、1、0.5、0.2、0MPa,计算出R、u、εv和UR,计算结果见表6。表6中塑性区体积应变εv为负值,表示体积增大。

表6 计算结果

由表6数据绘制围岩特性曲线见图1。

图1 围岩特性曲线

由计算结果可知,被动支护支护抗力为零时的围岩塑性区位移uR=461mm。巷道围岩允许位移空间uR]=(0.3--0.6)uR=(0.3—0.6) ×461=138—277mm。在选择巷道支护时,巷道周边位移应落入允许位移区间uR]内,此时表明支护方式合理。

4 软岩巷道支护设计

根据原岩应力测定成果,该采区属高应力区,围岩属V类极不稳定岩层。在不改变采区设计基础上,设计巷道断面形状和支护方式。根据软岩巷道支护原理和方法,该工作面回采巷道选择拱形断面,锚杆-金属网-锚索-钢筋梯联合支护方式。支护参数确定与巷道断面设计如下:

由基础数据测定结果可知,该采区巷道围岩属于V类极不稳定岩层,确定支护参数:

①锚杆类型选择:锚杆为树脂锚固螺旋钢锚杆,直径d=1.8cm,抗拉强度Rs=580MPa,抗剪强度τs=160MPa,锚杆有效长度L=2200mm。

②锚杆间排距确定:间距:e=0.6m;排距: i=0.6m。

③钢筋梯选择:直径:Φ=16mm;梯宽: B=100mm。

④金属网选择:直径:Φ≥3mm;网格尺寸为:50×50mm;经纬网网宽1000mm。

⑤锚索选择:直径Φ=15.24mm,锚索有效长度:L=6000mm。

⑥木垫板选择:木质选择杨木或柳木,尺寸为:300×300×50mm。

根据软岩巷道支护原理、原则和方法,巷道断面形状选择半圆拱断面。

5 巷道观测结果分析

5.1 巷道表面位移观测结果与分析

通过一个多月的观测,获取了表面位移的实测值,经整理其结果见表7所示,从观测计算结果来看,巷道的收敛量不大,在近一个多月的观测时间内,顶板最大下沉量为29mm,两帮最大收敛量53mm。由围岩收敛量来看,巷道四周呈均匀内挤的趋势。巷道在掘后一段时间后趋于稳定。由此可以看出,该支护方案对于控制巷道的变形来讲是可取的。

表7 表面位移数据观测表

5.2 顶板离层观测结果与分析

由表8可看出,掘后稳定后6m内的顶板最大离层量为28mm,2m内最大离层量为10mm,2～6m间顶板最大离层量18mm。从离层量来看,锚杆和锚索的共同作用有效的控制了顶板的下沉,从而说明该设计方案的锚杆和锚索的设计参数满足对巷道控制的要求。

表8 顶板离层数据观测表

6 结论

高应力软岩巷道的支护,多采用联合支护方式和塑性支护不应采用刚性支护,支护效果显著。可通过“承压拱理论”进行验算。实践证明新强煤矿通过采用该支护方式是合理有效的。在高应力软岩巷道支护围岩特性计算中,采用了霍克强度理论,考虑了围岩破碎程度和体积增大的特性,有别于脆性岩体围岩变形性质,计算的围岩变形更符合实际。通过对实验巷道的观测,该高应力区软岩巷道采用锚网索联合支护获得了成功。解决了矿井软岩巷道支护的难题。

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Theoretical calculations based on rock strength of the soft rock roadway approach

ZHANGLi-xin
(Qitaihe Vocational College,Qitaihe 154600,China)

TD353.6

A

1004-4051(2010)02-0096-04

2009-10-09