爆破-錨噴聯(lián)合支護技術(shù)研究

吳多華，喬衛(wèi)國，李　偉，劉　興

(山東科技大學(xué) 土木工程與建筑學(xué)院，山東 青島 266590)

爆破-錨噴聯(lián)合支護技術(shù)研究

吳多華，喬衛(wèi)國，李偉，劉興

(山東科技大學(xué) 土木工程與建筑學(xué)院，山東 青島 266590)

摘要：為解決梁家煤礦煤2巷道的冒頂和底鼓現(xiàn)象，根據(jù)自然拱及爆破理論，針對煤2巷道由斷面形狀引起的巷道拱形兩側(cè)出現(xiàn)的應(yīng)力集中現(xiàn)象，提出一種爆破-錨噴聯(lián)合支護的方案， 在巷道45°及135°斜上方一段距離進行爆破：一方面對應(yīng)力集中區(qū)起到卸壓作用；另一方面在巷道45°及135°斜上方的頂板范圍內(nèi)形成自然拱，充分發(fā)揮圍巖的自撐能力，使拱內(nèi)成為卸壓區(qū)，降低支護強度。通過應(yīng)用FLAC3D數(shù)值模擬軟件對爆破-錨噴支護方案進行模擬，數(shù)值模擬結(jié)果顯示，這種新的支護方案很大程度上解決了煤2巷道的冒頂和底鼓現(xiàn)象。并通過礦壓檢測確定新支護方案的可靠性，為煤礦的安全高效生產(chǎn)提供了技術(shù)支持。

關(guān)鍵詞：煤2巷道；冒頂；自然拱；爆破；錨噴；應(yīng)力集中；支護

充分利用巖體強度，發(fā)揮巖體的自承能力，既是新奧法的主要原則[1]，也是當(dāng)前被認為最合理的支護理念，這樣既可以提高圍巖的穩(wěn)定性，又能節(jié)省支護成本。爆破能夠?qū)⒆饔糜谙锏乐苓叺膽?yīng)力集中區(qū)向圍巖深部轉(zhuǎn)移，從而減緩、降低巷道周邊地應(yīng)力的作用水平[2]。在適當(dāng)位置進行爆破，還能使得圍巖在巷道周圍形成自然拱，發(fā)揮圍巖的自承能力，保證圍巖的穩(wěn)定性。

針對梁家煤礦煤2巷道開挖支護后出現(xiàn)的冒頂和底鼓現(xiàn)象，提出爆破-錨噴聯(lián)合支護方案，即在巷道的45°及135°斜上方一段距離進行爆破，并隨著巷道的向前開挖，每隔5 m進行一次爆破循環(huán)，并及時進行錨桿支護，最后全斷面噴射混凝土。并通過FLAC3D數(shù)值模擬，檢驗該支護方案解決煤2巷道的冒頂和底鼓現(xiàn)象的應(yīng)用效果。

1—φ18 mm，長1 100 mm的錨桿；2—φ18 mm，

1工程概況

梁家煤礦煤2頂?shù)装迕簩又苯禹敯鍨楹湍鄮r，致密，韌性大，層位穩(wěn)定，自然狀態(tài)下平均抗壓強度為25 MPa。屬易冒落頂板。煤層直接底板相變大，主要巖性有：炭質(zhì)泥巖、泥巖及粘土巖、粉砂巖及中-粗砂巖，這些巖相變化較大，無規(guī)律可尋，砂巖泥質(zhì)膠結(jié)，結(jié)構(gòu)疏松，容易發(fā)生底鼓現(xiàn)象。其老底為砂巖夾粘土巖，自然狀態(tài)下平均抗壓強度為18.5 MPa。

煤2巷道原支護參數(shù)：原支護方案主要采用錨噴支護，噴厚為100～120 mm。選用高強螺紋鋼錨桿，采用兩種不同長度規(guī)格錨桿：①長2 250 mm，直徑Φ18 mm，間排距為900 mm×1 000 mm； ②長1 100 mm，直徑Φ18 mm，間排距900 mm×1 000 mm。具體如圖1所示。

兩種錨桿錨固力設(shè)計值為100 kN要求，扭矩不小于300 N·m。

噴射混凝土：強度等級為C25，總厚度為120 mm。

2爆破-錨噴聯(lián)合支護方案

爆破能夠有效改變巖石的有效彈性模量，將應(yīng)力集中區(qū)的應(yīng)力傳遞到深部圍巖中；同時，適當(dāng)?shù)谋凭嚯x可以使頂板形成承載拱，降低巷道圍巖的應(yīng)力水平，從而能減少支護強度，保證巷道圍巖的穩(wěn)定性。

2.1爆破支護參數(shù)的確定

在巷道基角處深部圍巖進行深孔松動爆破，在其周圍依次形成爆腔、破碎區(qū)、裂隙帶和震動區(qū)。其中卸壓作用帶為破碎區(qū)和裂隙帶。其破碎區(qū)半徑一般為裝藥半徑的2～3倍，裂隙帶半徑可由式(1)求得[3]:

(1)

為保證在巷幫垂直鉆眼爆破不影響巷幫，需要考慮埋藥深度，設(shè)定密集系數(shù)m=1，并假定裝藥中心為藥包中心，單個裝藥最優(yōu)抵抗線W0為

(2)

為確保巷道周邊完好無損，可進行炸藥安全埋置深度的設(shè)計，但須注意巷道基角處炮眼深度應(yīng)比上述W0略深些。

將巷道圍巖中泥巖的物理力學(xué)性質(zhì)參數(shù)以及炸藥爆炸參數(shù)代入式(1)、(2)中，得到爆炸卸壓炸藥安全埋置深度W0= 3.4 m，裂隙帶半徑為2.2 m。

爆破孔孔距的大小取決于爆破影響范圍。若 2 個孔距過大，則孔間爆破裂隙無法貫通，甚至由于兩爆破孔之間裂隙沒貫通，導(dǎo)致一部分應(yīng)力傳向采空區(qū)，誘發(fā)冒頂、片幫及底鼓現(xiàn)象?？拙噙^小，則裂隙擴展范圍重疊，造成爆破能量的浪費。一般認為爆破孔間距為5～8 m最為合適[4]，本研究取爆破孔距為5 m。

爆破過程中，為了減少由爆炸應(yīng)力波所產(chǎn)生的裂隙數(shù)量，同時增大爆生氣體的作用時間，采用不耦合裝藥，其中不耦合系數(shù)越大，爆破裂紋的數(shù)量越少，裂紋長度越長[5]，本研究采用1.4的不耦合系數(shù)。

根據(jù)巷道的圍巖特征，為確保巷道周邊完好無損，設(shè)計炸藥安全埋置深度為3.4 m，巷道底部基角處炮眼深度安全埋置深度略深，卸壓爆破中單孔裝藥量0.66 kg。爆破器材選用T-320型水膠炸藥，其爆速D= 4 400 m /s，藥卷直徑d=17. 5 mm，長度為350 mm，鉆眼半徑r0= 21 mm。炮眼的封孔長度根據(jù)經(jīng)驗選擇1.5 m。

2.2錨噴支護參數(shù)的確定

爆破后在頂板上部范圍內(nèi)形成承載拱，這時需要錨桿的配合來加固圍巖，防止卸壓區(qū)的圍巖垮落。按自然平衡拱理論得到自然平衡拱的最大高度為

(3)

其中：a1為自然平衡拱的最大跨度；f為普氏系數(shù)；h為巷道的最大高度；φ為巖石的內(nèi)摩擦角；a為巷道寬度的一半。

根據(jù)煤2巷道的斷面尺寸可以確定，形成自然拱的最大跨度為3.97 m， 最大拱高為1.59 m。

圖2　自然平衡拱示意圖

根據(jù)自然平衡拱理論，如圖2所示，1為滑動破裂面，根據(jù)式(3)確定巷道直墻最頂端距滑動破裂面為1.34 m，因此水平錨桿所需長度要大于1.34 m，而原支護方案中取的1.1 m，不符合自然平衡拱的支護需要。新支護方案中，取水平錨桿長度為1.6 m。根據(jù)式(3)所求的最大拱高，則頂板錨桿的長度要大于1.59 m，新支護方案頂板繼續(xù)采用長2 250 mm的錨桿。為避免實際支護施工中施工人員操作失誤，頂?shù)装搴蛢蓭投疾捎瞄L2 250 mm的錨桿。

3計算模型的建立及數(shù)值模擬

采用FLAC3D數(shù)值模型，模擬煤2巷道在原支護方案中應(yīng)力場及位移場的演化規(guī)律，確定在原支護方案中出現(xiàn)冒頂及底鼓的原因，并采用爆破-錨噴聯(lián)合支護的方案，通過兩者之間對比，確定新支護方案的可靠性。

3.1模型的建立

根據(jù)計算出的爆破參數(shù)及錨桿支護參數(shù)，模擬建立一個長×寬×高=30 m×50 m×30 m的區(qū)域，劃分313 723個節(jié)點和305 280個單元，如圖3所示。在模型上表面施加19.68 MPa的垂直應(yīng)力，模擬上覆巖層自重，并限制其側(cè)面的水平位移，固定底面三個方向的位移。模型采用摩爾-庫倫屈服準(zhǔn)則，材料參數(shù)如表1所示。

3.2開挖支護后圍巖應(yīng)力場演化特征

巷道開挖5 m以后，分別對工作面后5 m (y=0 m)、工作面(y=5 m)和工作面前5 m (y=10 m)處進行應(yīng)力場模擬分析，最大主應(yīng)力分布如圖4所示。

圖3　三維數(shù)值模型

名稱泥巖煤炭質(zhì)泥巖中砂巖密度/(kN·m-3)22.1613.5018.4025.81抗拉強度/MPa2.20.51.63.4體積模量/GPa2.581.2511.1012.34剪切模量/GPa2.861.3811.6018.53粘聚力/MPa2.50.892.53.6內(nèi)摩擦角/(°)23152535

圖4　不同位置的最大主應(yīng)力云圖

由圖4可知，開挖5 m后及時進行錨噴支護，三個不同位置都有一個共同的特征：巷道頂板45°及135°斜上方出現(xiàn)應(yīng)力集中區(qū)域，在y=0 m處最大主應(yīng)力值達到18 MPa，并隨著y的增大最大主應(yīng)力逐漸減少，y=10 m處最大主應(yīng)力為14 MPa。頂板上方及底板下方也出現(xiàn)不同程度的高應(yīng)力區(qū)域。上述現(xiàn)象是由巷道斷面的形狀造成的：巷道拱形為非半圓形，巷道受力不均勻，使得上部分應(yīng)力向拱形兩側(cè)傳遞，符合實際理論。以上最大主應(yīng)力值說明在原來支護方案下出現(xiàn)冒頂和底鼓現(xiàn)象的可能性。

3.3開挖支護后圍巖位移場演化特征

圍巖位移分布如圖5～6所示。

圖5　不同位置的垂直位移云圖

圖6　不同位置的水平位移云圖

由圖5可知，在y=0 m處，巷道頂板的最大垂直位移為60 mm，底板最大底鼓量為30 mm；y=5 m處，巷道的位移與y=0 m處的位移量幾乎相同，區(qū)別在于y=0 m處的位移擾動區(qū)比較大；y=10 m處，巷道最大垂直位移量為0.6 mm，說明對開挖區(qū)域影響比較小。

由圖6可知，在y=0 m處，巷道兩幫的最大水平位移量為80 mm；y=5 m處，巷道兩幫的最大水平位移為25 mm；y=10 m處，最大水平位移量為0.5 mm，幾乎不發(fā)生變化。

通過數(shù)值模擬可以得出水平和垂直位移量，采空區(qū)的位移量變化比較明顯，原支護方案不能有效控制冒頂和底鼓現(xiàn)象。

3.4新支護方案下巷道應(yīng)力場演化規(guī)律

采用爆破-錨噴聯(lián)合支護方案，其中爆破卸壓作用：一是為解決巷道頂板斜上方出現(xiàn)的應(yīng)力集中現(xiàn)象，二是能夠使巷道頂板圍巖形成承載拱，發(fā)揮巷道圍巖自承能力，保證巷道圍巖的穩(wěn)定性。

由圖7可知，在y=0 m處，巷道斜上方進行爆破卸壓后，在爆破一定范圍內(nèi)，最大主應(yīng)力成為正值，說明爆破區(qū)域出現(xiàn)了受拉區(qū)域。巷道頂板處最大主應(yīng)力為10 MPa，而在原支護方案中頂板的最大主應(yīng)力為18 MPa。由于爆破的影響，底板范圍的一部分應(yīng)力也向爆破區(qū)域傳遞，底板的最大主應(yīng)力降為10 MPa左右，說明新的支護方案能夠有效降低頂?shù)装宓淖畲笾鲬?yīng)力水平。y=5 m處與y=0 m處幾乎相同。在y=10 m處，由于沒有進行爆破，斜上方?jīng)]出現(xiàn)受拉區(qū)域，并且新支護方案對未開挖區(qū)的擾動比較小，能夠保證正常施工。

圖7　不同位置的最大主應(yīng)力云圖

由圖8可知，在新的支護方案下，y=0 m處，巷道頂板的最大垂直位移量為5 mm，底板的最大底鼓量為2.5 mm。原支護方案下，巷道頂板的最大垂直位移量為60 mm，底板的最大底鼓量為30 mm，位移量減少12倍左右。y=5 m處，巷道頂板最大垂直位移量為1.2 mm，底板的最大底鼓量為0.2 mm，與原支護方案下的頂板最大沉降量60 mm和底板最大底鼓量30 mm相比，同樣減少12倍左右；y=10 m處，最大垂直位移量為0.5 mm，幾乎沒有太大變化。

圖8　不同位置的垂直位移云圖

圖9　不同位置的水平位移云圖

由圖9可知，在y=0 m處，巷道兩幫最大水平位移為7 mm，原支護方案中，巷道兩幫的最大水平位移為80 mm，位移量減少10倍以上；y=5 m處，巷道兩幫的最大水平位移為2.5 mm，原支護方案中巷道兩幫的最大水平位移為25 mm，同樣降低10倍左右。y=10 m處，巷道最大水平位移量為0.45 mm，變化不大。

圖10　巷道圍巖相對移近量曲線

以上數(shù)據(jù)說明在新的支護方案中，把巷道直墻部分最上部的1 100 mm錨桿換成1 600 mm的錨桿，以及在爆破作用下，可有效控制巷道兩幫的水平位移量及巷道頂板的沉降量。

4礦壓檢測

為了確定改進支護方案的有效性及支護后的穩(wěn)定性，需要對新支護方案進行檢測。采用測力錨桿測試錨桿體不同部位受力狀態(tài)，每一個斷面布置4個測點，斷面測點采用中腰線“十字布點法”[8]。采用測桿、測槍量測，檢測巷道圍巖位移變化量，巷道表面圍巖相對移近量曲線如圖10所示。

由圖10的數(shù)據(jù)分析可知，巷道表面變形隨時間推移逐漸達到一個穩(wěn)定狀態(tài)，頂?shù)装遄罱K位移量為8 mm左右，兩幫相對移近量為7 mm。可見，通過改進支護方案，可以有效控制頂?shù)装宓奈灰屏浚ＷC了巷道的安全穩(wěn)定。

5結(jié)論

1)非圓形拱巷道受力不均勻，在上部壓力作用下，使得應(yīng)力向拱形兩側(cè)傳遞，在拱形兩側(cè)一定范圍內(nèi)形成應(yīng)力集中區(qū)。

2)通過確定合理的爆破距離及爆破參數(shù)，可以使得頂板形成承載拱，降低頂板一定范圍內(nèi)的壓力，從而降低支護強度。在應(yīng)力集中區(qū)進行爆破能起到很好的卸壓作用。

3)支護錨桿的長度可由自然平衡拱理論確定，確定錨桿支護的可靠性。

4)爆破-錨噴聯(lián)合支護能有效控制頂?shù)装逦灰屏浚瑢档椭ёo強度、減少支護成本、提高圍巖的穩(wěn)定性具有重要意義。

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(責(zé)任編輯：呂海亮)

Research on Blasting and Bolt-shotcrete Combined Support Technology

WU Duohua,QIAO Weiguo,LI Wei,LIU Xing

(College of Civil Engineering and Architecture,Shandong University of Science and Technology,Qingdao,Shandong 266590,China)

Abstract:To solve the problems of roof fall,floor heave and stress concentration on both sides of the arched roadway caused by sectional shape in Coal 2 roadway of Liangjia Coal Mine,a supporting scheme of blasting and bolt-shotcrete combined support technology was proposed based on the natural arch and blasting theory.Blasting was conducted at a distance of 45°and 135°above the roadway,which could relieve pressure from the stress concentration region on one hand,and on the other hand could reduce the supporting intensity by turning the inner natural arch formed on the roof 45° and 135° upward of the roadway into the pressure relief zone and give full play to the self-supporting capacity of surrounding rock.This supporting scheme of blasting and bolt-shotcrete combined technology was simulated with the help of FLAC3D.The simulated results show that this new supporting scheme is able to solve the problems of roof fall and floor heave in Coal 2 roadway to a large extent.The reliability of this supporting scheme,ascertained by mine pressure monitoring,can provide technical support for coal production with safety and high-efficiency.

Key words:Coal 2 roadway;roof fall;natural arch;blasting;bolt-shotcrete；stress concentration;support

收稿日期：2015-09-08

基金項目：國家自然科學(xué)基金項目(51174128)；教育部新世紀(jì)優(yōu)秀人才支持計劃項目(NCET-07-0519)；山東科技大學(xué)研究生科技創(chuàng)新基金項目(YC140322)

作者簡介：吳多華(1991—)，男，山東新泰人，碩士研究生，主要從事巖體加固理論與技術(shù)的研究.E-mail：980400170@qq.com E-mail：qiaowg1@163.com

中圖分類號：TD353；TB41

文獻標(biāo)志碼：A

文章編號：1672-3767(2016)02-0050-07

喬衛(wèi)國(1963—)， 男，山東榮成人，教授，博士生導(dǎo)師，主要從巖體加固理論與技術(shù)的研究，本文通信作者.