冲击矿压巷道支护能量校核设计法

鞠文君

（1.天地科技股份有限公司开采设计事业部,北京 100013;

2.煤炭资源高效开采与洁净利用国家重点实验室（煤炭科学研究总院）,北京 100013）

冲击矿压巷道支护能量校核设计法

鞠文君1,2

（1.天地科技股份有限公司开采设计事业部,北京 100013;

2.煤炭资源高效开采与洁净利用国家重点实验室（煤炭科学研究总院）,北京 100013）

基于冲击矿压能量理论提出了冲击矿压巷道能量校核设计法:首先采用现代先进巷道设计方法进行巷道初步设计,再以巷道支护系统的变形能是否足以消耗巷道围岩破坏过程中释放的剩余能量作为判据,对冲击矿压巷道支护设计进行校核。其设计程序为:巷道冲击危险性评价;计算剩余能量;提出初步设计;支护系统吸能校核。计算得出了我国煤矿锚杆支护主要构件吸能指数,给出了能量校核设计法应用实例。

冲击矿压;巷道支护;设计方法;吸能指数;能量校核

巷道支护方式对防治冲击矿压具有非常重要的作用[1],设计方法是巷道支护技术的核心,传统的巷道支护设计方法主要有工程类比法、理论计算法、数值模拟法和工程监测法及动态信息设计法等[2]。这些设计方法是基于静态载荷条件下建立的,并不完全适用于以动态冲击载荷和大变形为特点的冲击矿压巷道的支护设计,因此,需要探索适合冲击矿压巷道特点的巷道支护设计方法。

本文基于冲击矿压能量理论,结合常规静态巷道设计方法积累的宝贵经验,提出了冲击矿压巷道能量校核设计法。

1 能量校核设计法的基本原理

上个世纪 60年代,Cook等学者提出了著名的冲击矿压能量理论,认为随着采掘范围扩大,矿体-围岩系统的力学平衡达到极限时就会失稳破坏,破坏过程中,围岩既要吸收能量,也会释放能量,如果释放能量大于吸收能量则发生冲击矿压[3]。

围岩破坏过程中释放的能量与吸收能量的差值,称为剩余能量。剩余能量的数值,即为冲击矿压发生时抛出围岩的动能。

研究表明,特别设计的抗冲击巷道支护具有很好的吸能作用[1,4]。如果所设计的支护系统能吸收全部过剩能量,就不会有围岩抛出,就可以避免冲击矿压的发生。

基于这一原理,提出了能量校核设计法:首先根据巷道的地质条件和生产技术条件对巷道的冲击危险性进行评价;然后根据类似工程经验提出巷道支护方案;再通过数值模拟方法对支护方案进行优化;最后对支护系统的吸能指标进行校核,判定设计是否满足抗冲击要求,否则重新进行设计。

2 能量校核设计法的设计步骤

（1）巷道冲击危险性评价 冲击矿压危险性评价方法有多种,主要有:钻屑法、微震监测法、电磁辐射法、矿压监测法、综合指数法等。综合指数法是巷道支护设计中通常采用的方法[5],将采矿地质因素和开采技术因素对冲击矿压的影响给定权重系数,输入冲击矿压危险性评价模型中,从而得出冲击矿压危险性综合评定指数。

影响巷道冲击危险性的因素主要有矿山地质因素和开采技术因素。矿山地质因素主要有开采深度、煤岩层力学特性、顶板岩层结构、地质构造等;开采技术因素主要有开采方法和工艺、巷道布置、开采顺序、采掘速度等。

采用文献 [5]中提出的评价模型,输入巷道的地质条件和开采技术条件就可确定出巷道冲击矿压危险性综合指数Wt及对应的震级ML值。

（2）计算冲击剩余能量 冲击矿压的剩余能量就等于抛出围岩的动能 ES,可按下式求得:

式中,m为冲击点破坏煤岩体的质量;v为冲击点破坏煤岩的震动速度。

冲击点破坏煤岩体的质量 m就等于破坏煤岩体的体积乘以其平均密度。

煤矿中,冲击矿压造成的巷道破坏,往往在强度薄弱的环节破坏范围大,比如巷道底板一般不支护,破坏最严重。冲击矿压造成的巷道破坏深度一般在 0.8～2.0m的范围内,根据实测或经验就可以确定围岩的破坏范围。

Kaiser等学者,通过大量观测数据,提出了冲击矿压巷道围岩质点移动峰值速度计算公式[6]:

式中,R为冲击点与震源点的距离;ML为冲击矿压的震级。

通过微震监测系统可以比较准确地定位震源位置。在煤矿中,由采动引起顶板断裂诱发的冲击矿压情况最为普遍,震源一般出现在煤层顶板以上20～80m、超前工作面 60m的范围内,所以 R值可根据地质条件和生产经验给出。

将 R,ML值代入公式 （2）可算出震动速度 v,再将 v,m值代入公式 （1）可算出剩余能量 ES。

（3）巷道支护初步设计 巷道支护设计的关键,首先是选择适合的支护形式,再则是支护强度和支护参数。对于冲击矿压巷道,必须要针对巷道的载荷和变形特点设计支护形式和参数。根据巷道的具体条件,参照以往的工程经验提出支护方案,再采用数值模拟方法对支护参数进行优化。

（4）支护系统吸能校核 把支护构件的单位吸能值定义为吸能指数。支护构件吸收的能量就等于变形过程中消耗的变形能,即变形对工作阻力的积分,所以支护构件的吸能指数可以由其工作特性曲线计算得出,即为图 1中阴影部分的面积。

图1 支护构件吸能指数

锚杆支护是冲击矿压巷道最有效的支护形式[1],本文以锚杆支护为例说明支护系统吸能校核的方法。

采用上述变形积分法,考虑到一定的条件影响系数,计算得出煤矿常用锚杆支护构件的吸能指数,如表 1所示。

表1 我国煤矿巷道锚杆支护主要构件吸能指数计算结果

巷道单位面积内锚杆支护构件吸能值:

式中,M为吸能效率系数,取 0.2～0.8;N为每排数量;L为锚杆、锚索可伸缩段长度,m;K为吸能指数,由表 1查取;A为锚杆、锚索排距,m;B为巷道跨度或高度,m。

锚杆支护系统吸能值 EC等于各支护构件吸收能量之和,即:

将计算得出的锚杆支护系统吸能值 EC与围岩剩余能量 ES进行比较,如果 EC>ES,则支护设计满足吸能要求。否则,重新进行巷道支护设计。

3 应用实例

甘肃华亭煤矿开采急倾斜特厚煤层,煤层倾角45°,平均厚 51.5m,呈向斜构造,煤层有弱冲击倾向,采用水平分段综采低位放顶煤方法开采。巷道埋深 560～610m,呈梯形,断面积为 9.8m2。由于埋藏深,构造应力大,高强度开采等因素,在顶板巷中多次发生冲击矿压。应用能量校核设计法对该矿 604工作面顶板巷进行了支护设计。

（1）巷道冲击矿压危险性评价 运用综合指数法,输入华亭煤矿的地质条件和生产技术条件,计算得出冲击矿压危险性评定的综合指数为Wt=0.8,查得相对应的冲击矿压震级ML为 2.6。

（2）计算冲击剩余能量 华亭煤矿煤层顶板上方有坚硬基本顶岩层,当开采空间达一定数值时,基本顶断裂形成冲击载荷,因此可将基本顶断裂处视为震源,震源点距巷道最近距离按 20m计。

由公式 （2）计算得出华亭煤矿巷道围岩发生冲击时的质点震动速度 v=2.26m/s。

根据实测,华亭煤矿冲击矿压造成巷道周边煤体的破坏范围为 0.5～2.0m,取煤体破坏深度1.8m,煤的密度按 1500kg/m3,计算得出巷道周边破坏煤体的质量为M=270kg/m2。

将 v,M值代入式 （1）,计算得出冲击矿压的剩余能量 ES=6.9kJ/m2。

对于破坏的顶板煤体,还要加上其下落的势能,总的顶板剩余能量 ES=9.5kJ/m2。两帮和底板的剩余能量按 6.9kJ/m2计算即可。

（3）锚杆支护初步设计 华亭煤矿 604工作面顶板巷支护采用高强锚杆、锚索组合支护系统,顶、底、帮全断面支护。具体参数为:采用φ22mm左旋无纵筋超高强螺纹钢锚杆,长度2.4m,匹配菱形金属网、W钢带,树脂加长锚固。顶板锚杆排距 800mm,间距 800mm,中部每两排打 1根 1×19结构 φ20mm锚索,长 7.3m。每帮 4根锚杆,间距为 750mm。底板每排 5根锚杆,间距800mm。

（4）支护系统吸能计算与设计校核 将华亭煤矿 604工作面顶板巷锚杆支护有关参数值代入式（3）计算得:

顶板锚杆吸能指数:EC1=7.50kJ/m2

锚索吸能指数:EC2=2.92kJ/m2

钢带的吸能指数:EC3=1.15kJ/m2

网的吸能指数:EC4=0.6kJ/m2

顶板支护总的吸能指数:EC=12.17kJ/m2

帮吸能指数:EC=10.17kJ/m2

底板吸能指数:EC=8.13kJ/m2

根据以上计算结果,华亭煤矿 604工作面顶板巷锚杆支护系统的吸能指数大于剩余能量 ES,设计通过校核。

4 结论

（1）冲击矿压巷道的破坏以动态冲击载荷和大变形为特点,基于静态载荷条件下建立的常规巷道支护设计方法并不完全适用于冲击矿压巷道。冲击矿压能量理论在解释冲击矿压理论发生机理上有其独到之处,基于该理论提出的能量校核设计法对冲击矿压巷道有很好的适用性。

（2）能量校核设计法的实质为:巷道支护系统的变形能必须足以消耗巷道围岩破坏过程中释放的剩余能量,以支护系统的最大吸能值做为判定巷道支护设计是否满足能量要求的指标,对冲击矿压巷道支护设计进行校核。

（3）计算得出了我国煤矿锚杆支护主要构件的计算吸能指数,在实践中需根据具体工程条件进行验证和优化。

[1]鞠文君 .冲击矿压巷道锚杆支护作用原理 [J].煤矿开采,2009,14（3）:59-61.

[2]康红普,王金华,等 .煤巷锚杆支护理论与成套技术 [M].北京:煤炭工业出版社,2007.

[3]Kaiser P.K,TannantD D,Mc CreathD R.Drift support in burstprone ground[J].C IMBulletin,1996,89（998）:131-138.

[4]Cook N G W,Hoek E,Pretorius J P G,et al.Rock mechanics applied to the study of rock-bursts[J].South Africa Iastifute MiningMetall Joural,1966（66）:436-528.

[5]窦林铭,何学秋 .冲击矿压防治理论与技术 [M].徐州:中国矿业大学出版社,2001.

[6]郭 然,潘长良,于润沧 .有岩爆倾向硬岩矿床采矿理论与技术 [M].北京:冶金工业出版社,2003.

[7]鞠文君 .急倾斜特厚煤层水平分层开采巷道冲击矿压成因与防治技术研究 [D].北京:北京交通大学,2009.

Energy Checking Design Method of Roadway with Rock-burstDanger

JU Wen-jun
（1.CoalMining&DesigningDepartment,Tiandi Science&Technology Co.,Ltd,Beijing 100013,China;
2.State KeyLaboratory of Coal Resource High-efficiencyMining&Clean Utilization,Beijing 100013,China）

Energy check design method for rock-burst roadway was put for ward based on energy theory of rock-burst.It included two phrases:firstly,applyingmodern and advanced roadway design method for initial design;secondly,checking the design based on the judgmentwhether the deformation energy of supporting system was enough to consume residual energy released during surrounding rock damage.The design progress was:evaluating rock-burst danger in roadway;calculating residual energy;preliminary designing and checking energy absorption of supporting system.Main components’energy absorption index of Chinese anchored bolt was calculated and an application example using the method was presented.

rock-burst;roadway supporting;design method;energy absorption index;energy check

TD324;TD353

A

1006-6225（2011）03-0081-03

2011-03-18

鞠文君 （1965-）,男,内蒙古赤峰人,博士,研究员,博士生导师,天地科技股份有限公司开采设计事业部副总经理,主要从事巷道支护技术及工程监测技术的研究。

[责任编辑:邹正立 ]

矿压与灾害控制