基于能量平衡理论的冲击矿压巷道支护参数研究.pdf

第36卷 第4期 中国矿业大学学报 Vol. 36No. 4 2007年7月 Journal of China University of Mining 国家重点基础研究发展规划973项目2005CB221504 ;“十一五” 国家科技支撑计划2006BAK04B02 ; 作者简介高明仕19702 , 男,甘肃省靖远县人,副教授,工学博士,从事巷道围岩控制、 深部巷道冲击矿压灾害防治方面的研究. E2mail cumt_gms Tel 13775998215 文章编号10002196420070420426205 基于能量平衡理论的冲击矿压巷道支护参数研究 高明仕1,张 农1,窦林名1,王 恺 2 ,阚甲广1 1. 中国矿业大学 煤炭资源与安全开采国家重点实验室 能源与安全工程学院,江苏 徐州 221008 ; 2.中国煤炭工业协会,北京 100083 摘要论文基于能量平衡理论,推导分析了巷道围岩结构在震源冲击扰动时破坏失稳的能量准 则.结合己二采区22040机巷防冲支护工程实践,实验室测定煤样冲击能指数为4. 02 ,弹性能指 数为3. 743 ,确定巷道围岩具有中等冲击倾向,设定冲击矿压震级ML 2. 5 ,采用三维锚索配合 普通圆钢锚杆、π型钢带及金属网联合支护进行了该巷道防冲支护参数设计.实践表明,设计支 护系统及时吸收了该巷道发生的约2. 0震级的冲击动能,顶底板移进量422 mm ,两帮移进量 375 mm ,巷道围岩结构仍保持稳定,有效防止了巷道冲击矿压破坏. 关键词冲击矿压;巷道支护;能量平衡;参数设计;工程实践 中图分类号 TD 324文献标识码 A Study of Roadway Support Parameters Subjected to Rock Burst Based on Energy Balance Theory GAO Ming2shi1, ZHAN G Nong1, DOU Lin2ming1, WANG Kai2, KAN Jia2guang1 1. State key Laboratory of Coal Resources and Mine Safety , School of Mining and Safety Engineering , China University of Mining 2. China National Coal Association , Beijing 100083 ,China Abstract Based on energy balance theory , the energy rule was deduced and analyzed for road2 way surrounding structure destruction and failure subjected to rock burst. Combining with the Ji’er mining district 22040 roadway engineering application , the rock burst tendency of coal samples were tested in lab. The results show that the dynamical energy index is 4. 02 , and the elastic energy index is 3. 743 , the rock burst tendency of roadway was confirmed as middle grade , and the shock magnitudeML 2. 5 was assumed simultaneously. The roadway support parameters were designed using the uniting support means including 32dimension anchor and bolt2mesh2steel belt. The dynamical energy produced in the process of rock burst aboutML≈ 2. 0 was absorbed by the designed support system , the displacement of roof to floor is 422 mm , the convergence of ribs is 375 mm , the 22040 roadway is maintained in good conditions , and sufficiently prevents the destruction of rock burst in coal mining. Key words rock burst ; roadway support ; energy balance ; parameters design ; engineering ap2 plication 1994-2009 China Academic Journal Electronic Publishing House. All rights reserved. 第4期 高明仕等基于能量平衡理论的冲击矿压巷道支护参数研究 冲击矿压岩爆对矿山安全开采造成了极大 的危害,通常会瞬间造成巷道的垮塌、 冒落甚至闭 合堵塞.对于冲击矿压最好是避免、 排除或减弱它 的发生[125].但是,目前对冲击矿压震源机理认识还 不是很清楚,预测预报冲击发生的准确性也只能达 到约75 [2],还有相当一部分冲击矿压的发生是 无法事先预测到的,特别是在煤岩结构系统本身积 聚的能量不大,但突然受到外界采矿活动比如爆破 震动等诱发因素时,还未来得及预测或预测与防范 间隙时间很短的情况下,就已经发生大的灾难.因 此,预报不如预防,这也是人们在地面对付地震危 害的一条至理准则.大量的冲击矿压灾害事实表 明,加强巷道支护对于减弱冲击矿压灾害有一定的 积极意义.国外学者在这方面进行了大量研究和实 践,取得了一些成果[6];国内虽有一些关于巷道防 治冲击矿压的成功做法[7],但并没有从机理上解释 清楚,也少有针对冲击矿压巷道围岩稳定性进行支 护参数设计的研究和工程实践报道. 从能量角度来说,冲击矿压的发生实质就是巷 道周围岩体中弹性能量的积聚和突然释放过程.若 在冲击矿压发生时,支护构件系统能及时吸收冲击 产生的全部或部分动能,那就有可能消除或减弱冲 击灾害程度,有效防止冲击矿压.论文基于能量平 衡理论,结合己二采区22040机巷防冲支护研究工 程实践,进行冲击矿压巷道围岩稳定性支护参数设 计,说明采取合适的支护系统,及时吸收冲击矿压 发生过程中产生的冲击动能,就可使巷道围岩结构 保持一定的稳定性,有效防止巷道冲击矿压破坏. 1冲击矿压防治的能量平衡准则 能量平衡理论认为能量既不会凭空产生,也 不会凭空消失,它只能从一种形式转化为别的形 式,或者从一个物体转移到别的物体,在转化或转 移的过程中其总量不变.冲击矿压的发生实质就是 巷道周围岩体中弹性能量的积聚和突然释放过程. 冲击矿压发生过程中,煤层中变形能一部分消耗于 煤体的脆性破碎,在煤体中出现微裂隙或张开裂 隙,并伴随出现微地震波;大部分能量转化为动能、 热能及做功,并且做功能消耗于破坏被抛出的物 质,如煤、 岩块及支架等. 煤岩体发生弹性变形和能量集聚是一个稳态 过程,而发生破坏和能量释放,特别是发生动力破 坏,通常情况下是一个失稳过程,其能量转化始终 遵循岩体动力破坏的最小能量原理[8].岩体在三向 应力状态下积聚的弹性变形能,当破坏一旦启动, 岩体的应力状态迅速由三向变为二向,又由二向迅 速转为单向应力状态,其破坏真正需要的能量就为 单向应力状态下的最小破坏能量,即巷道围岩破坏 的最小所需能量Emin为 Eminσ 2 C/2E 或 Eminτ 2 C/2G . 1 巷道围岩在原岩应力场中积聚的弹性变形能 为 E0 [σ 2 1σ 2 2σ 2 3-2μσ1σ2σ1σ3σ2σ3 ] 2E , 2 式中μ为岩体的泊松比; E为岩体的弹性模量. 震源的初始能量为Ed,在经过围岩的传播衰 减后到达巷道围岩周边时能量Edh为 Edh Ed d - r -η, 3 式中d为冲击震源到巷道中心的距离; r为开挖 巷道的半径;η为该介质中震动波传播时的能量衰 减指数.所以在巷道围岩系统中积聚的总能量Ez 为 Ez Ed d - r -η [σ 2 1σ 2 2σ 2 3- 2μσ1σ2σ1σ3σ2σ3 ]/ 2E .4 巷道开挖过程中发生的物理、 力学效应,一般 都具有非线性和不可逆性质,不可逆过程就会产生 各种形式的能量耗散,如岩体的塑性变形损耗的塑 性能Ep,黏性流动变形损耗的黏性能EN,节理面 相对滑移和原生裂隙尖端产生的次生裂纹并发生 扩展所损耗或吸收的能量EL,冲击绝热温升所消 耗的能量EW,还有其它能量消耗ET. 这样在巷道围岩系统中的弹性余能Er为 Er Ez-Ex Ez-Ep-EN-EL-EW-ET,5 从而得到在有震源扰动时巷道冲击震动破坏的能 量判据为 Er Emin.6 详细的表达关系为 Ed d - r -η [σ 2 1σ 2 2σ 2 3- 2μσ1σ2σ1σ3σ2σ3 ]/ 2E - Ep-EN-EL-EW-ET Emin . 7 若式7成立,则弹性余能以动能的形式抛射 出来,或转变为巷道围岩体的强烈振动或位移.因 此式7就是巷道围岩结构在震源冲击扰动时破坏 失稳的能量准则. 冲击矿压的发生是突然的、 瞬间的、 猛烈的,历 时非常短,若在冲击矿压发生时,所设计的支护构 件系统能及时吸收全部或部分冲击能,那么就有可 能消除或减弱冲击灾害程度,有效防止冲击矿压. 即设支护构件系统吸收的能量为ES,当满足下式 724 1994-2009 China Academic Journal Electronic Publishing House. All rights reserved. 中国矿业大学学报 第36卷 8时,围岩结构就不会被破坏,巷道就可以被安全 保护. Ed d - r -η [σ 2 1σ 2 2σ 2 3- 2μσ1σ2σ1σ3σ2σ3 ]/ 2E - Ep-EN-EL-EW-ET-Es 4 m3 W4两侧采空,工作面斜长150～300 m2 W5沿采空区掘进巷道3～10 m的煤柱2 W6接近采空区的距离0 W7采空区处理方式跨落法0 Wt1 ∑ Wi/ ∑ Wimax0.42 2. 3己二采区煤样冲击倾向性测定 在己二采区采集煤样,在中国矿业大学岩石力 学实验室自然状态下进行煤样的冲击特性测定,实 验结果见表3.煤样的弹性能指数、 冲击能指数均 表明,该采区煤层具有中等冲击危险. 表3己二采区煤样冲击倾向实验室试验结果 Table 3Rock burst tendency of the coal sample tested in lab 煤样尺寸/ mm加载状态弹性能指数冲击能指数 505050单次加载-3. 76 505050单次加载-4. 15 505050单次加载-3. 56 505050单次加载-4. 62 505050循环加载3. 19- 505050循环加载3. 62- 5050100单次加载-4. 75 5050100单次加载-4. 38 5050100单次加载-4. 16 5050100循环加载4. 42- 5050100循环加载3. 74- Ф5070单次加载-4. 53 平均3. 7434. 02 322040机巷防冲支护 3. 1防冲支护方案 本采区煤层上覆顶板岩层厚而坚硬,但煤体相 对较软,冲击倾向性中等,因此设定发生震级ML 2. 2的冲击矿压,再考虑一定的安全系数取震级 ML 2. 5进行支护设计.同时考虑到本巷道埋深 大,煤层倾角大,现场实际调研发现地压显现大,厚 煤层煤体相对松软,围岩变形剧烈,巷道自身围岩 的稳定性很难控制.加之厚层坚硬顶板聚能孕冲, 防冲难度相应也加大.巷道煤层厚度变化较大,最 大厚度超过20 m ,围岩控制还要充分考虑顶板厚 层煤体的稳定性. 在顶板赋存厚煤层的情况下,单一的普通锚索 因其直径小,和钻眼以及树脂锚固药卷之间的 “三 径” 不匹配,因而存在内锚固点不稳定的缺陷;而对 824 1994-2009 China Academic Journal Electronic Publishing House. All rights reserved. 第4期 高明仕等基于能量平衡理论的冲击矿压巷道支护参数研究 于三维锚索其直径相对较大,可以较好地实现 “三 径” 合理匹配,从而增大内锚固点的稳定性;另一方 面,普通单体锚索只在外露尾部采用锁具单向张拉 预紧,而三维锚索在外露尾部采用四向锁具四向张 拉紧固,对顶板煤岩体进行三维挤压,提高了顶板 煤岩体的稳定性.所以在支护设计时没有选用 Φ15. 24 mm4～6 m的 Ⅰ 级低松弛预应力钢绞线 普通锚索,而采用新型的三维锚索配合普通锚梁网 的支护方案. 3. 2支护构件动载适应性计算 根据前面的分析,设定震源产生的冲击矿压震 级ML 2. 5 ,根据采场85 的冲击矿压发生在工 作面上下平巷,特别是在距离工作面上下出口60 m的范围居多,并且以15～30 m最为严重,这里 取20 m ,由公式lgRv 3.950.57ML计算巷道 围岩质点峰值速度为v 1. 185 m/ s ,岩块抛射速 度vk 2. 37 m/ s. 有研究资料表明[9],有岩爆冲击矿压倾向硬 岩矿床坑道开挖周边岩体屈服厚度约为0. 5～1. 0 m ,保守取值厚煤层巷道开挖后巷道周边屈服岩体 范围等于岩体产生裂隙的范围,取岩体破裂厚度为 1. 0 m ,巷道煤层密度取1. 3103kg/ m3.由上述 条件和式Ed0.5mv2k计算出发生冲击矿压后巷 道围岩表面岩体释放的动能为3. 438 5 kJ/ m2,其 中m为参与冲击破坏的巷道围岩岩体的质量. 若以巷道顶板煤体为准,还必须考虑顶板煤体 冲击过程中由于锚杆受拉延伸位移下滑而释放的 势能,以普通圆钢锚杆的最大延伸率5 计算,长 度2. 2 m的锚杆极限位移为110 mm ,由公式ES mgΔh计算出顶板煤块因冲击下滑释放的势能 为0. 143 kJ/ m2,其中g为重力加速度. 根据上述能量平衡分析可知,冲击发生后释放 能量总和E Ed Es为3. 581 5 kJ/ m2. 设计采用的支护构件的吸能大小计算如下 由文献[9]的相关研究成果而类比取定Φ20 mm2. 2 m的圆钢锚杆锚梁网吸收的能量取0. 5 kJ ,三维锚索吸收的能量取6 kJ ,顶板三维锚索和 锚梁网共同作用吸收的能量大小为 650.5 2.80.75 4.2863.581 5 kJ/ m2,9 帮部锚带网吸收的能量大小为 42 2.60.75 4.102 53.438 5 kJ/ m2. 10 可见,在发生震级ML 2. 5的冲击矿压时,顶 板煤体冲击能量完全可以被三维锚索和锚梁网共 同作用所吸收,帮部煤体冲击动能也完全被帮部锚 带网所吸收,所选支护方案和支护参数完全可以满 足巷道围岩稳定性控制及防冲抗震要求. 3. 3具体支护参数 断面形状为矩形宽 高 2. 8 m2. 6 m.断 面支护见图2. 图222040机巷支护巷道断面布置 Fig. 2Support section of the 22040 roadway 1 顶板采用5 根Φ 20 mm2. 2 m的普通圆 钢锚杆、Φ14 mm2. 8 m钢筋梯子梁、 金属网联合 支护,两帮采用4根Φ20 mm2. 2 m的普通圆钢 锚杆、 长2. 4 m的π型钢带、 金属网联合支护,每 根锚杆使用2节Z2350中速树脂药卷锚固.锚杆间 距700 mm ,排距700 mm. 2 三维锚索选用达到ISO/ DIS6934/ 221990 标准、 高强度低松弛Φ18. 24 mm预应力钢绞线, 锚索长度为5～11 m ,根据不同巷段煤层厚度加工 选用,每根锚索采用3/ 4节Z2350中速树脂药卷加 长锚固.锚索步距2. 1 m ,沿巷道顶板中轴线单排 布置.每根锚索有1. 5 m在锚孔外,分成十字方 向,分别与同排顶板最边上的2根锚杆和前后相邻 的2锚索用Φ6 mm4 m圆柱型4孔双向对拉锁 具锁紧. 3. 4防冲效果 工业性试验过程中,掘进工作面经常发生煤 爆,在巷道试验了46 m时,其中1次的震动特别厉 害,震动地点距离掘进迎头20 m左右,整个巷道 充满煤灰,能见度不足1 m.事后测量的数据为顶 底板移进量达422 mm ,其中顶板下移407 mm ,两 帮移进量达375mm ,试验巷道顶板多处被震出现 网兜状.根据模拟和震动烈度推算[1],这次震动的 震级应该在2. 0级以上. 在回采过程中,巷道周围也多次煤爆,局部地 段巷道变形严重,个别地段甚至煤壁突然大面积片 帮、 挤出,支架歪斜移动等,冲击矿压显现特别强 烈;特别是在两道超前工作面30 m范围内,底板 鼓起量最大达到571 mm ,这也正是巷道顶帮支护 924 1994-2009 China Academic Journal Electronic Publishing House. All rights reserved. 中国矿业大学学报 第36卷 加固较好,冲击能量从底板释放的结果. 4结论 1 巷道围岩结构在震源冲击扰动时破坏失稳 的能量准则为式7 ,若该式成立,则弹性余能以动 能的形式抛射出来,或转变为巷道围岩体的强烈振 动或位移.因此需要支护构件系统吸收的能量ES 满足式8时,巷道就可以被安全保护. 2 己二采区22040机巷,实验室测定煤样冲 击能指数为4. 02 ,弹性能指数为3. 743 ,巷道围岩 中等冲击倾向.设定冲击矿压震级ML 2. 5 ,采用 三维锚索配合普通圆钢锚杆、π型钢带及金属网联 合支护进行了该巷道防冲支护参数设计. 3 防冲支护实践表明,设计支护系统及时吸 收了该巷道发生的约2. 0震级的冲击动能,顶底板 移进量422 mm ,两帮移进量375 mm ,巷道围岩结 构仍保持稳定,有效防止了巷道冲击矿压破坏. 致谢本文得到中国矿业大学科技基金项目 2006B002资助,在此表示感谢 参考文献 [1]高明仕.冲击矿压巷道围岩的强弱强结构控制机理 研究[D].徐州中国矿业大学能源与安全工程学院, 2006. [2]窦林名,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 78281. [3]潘一山,李忠华,章梦涛.我国冲击地压分布、 类型、 机 理及防治研究[J ].岩石力学与工程学报,2003 ,22 11 184421851. PAN Yi2shan , LI Zhong2hua , ZHANG Meng2tao. Distribution ,type ,mechanism and prevention of rock burst in China[J ]. Chinese Journal of Rock Mechan2 ics and Engineering , 2003 ,2211 184421851. [4]牟宗龙,窦林名,张广文,等.坚硬顶板型冲击矿压灾 害防治研究[J ].中国矿业大学学报,2006 ,35 6 7372741. 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