吳多華，喬衛(wèi)國(guó)，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(hù)技術(shù)研究

吳多華，喬衛(wèi)國(guó)，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(duì)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(hù)的方案， 在巷道45°及135°斜上方一段距離進(jìn)行爆破：一方面對(duì)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(hù)強(qiáng)度。通過(guò)應(yīng)用FLAC3D數(shù)值模擬軟件對(duì)爆破-錨噴支護(hù)方案進(jìn)行模擬，數(shù)值模擬結(jié)果顯示，這種新的支護(hù)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(guò)礦壓檢測(cè)確定新支護(hù)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(hù)

充分利用巖體強(qiáng)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(rèn)為最合理的支護(hù)理念，這樣既可以提高圍巖的穩(wěn)定性，又能節(jié)省支護(hù)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(jìn)行爆破，還能使得圍巖在巷道周?chē)纬勺匀还?，發(fā)揮圍巖的自承能力，保證圍巖的穩(wěn)定性。

針對(duì)梁家煤礦煤2巷道開(kāi)挖支護(hù)后出現(xiàn)的冒頂和底鼓現(xiàn)象，提出爆破-錨噴聯(lián)合支護(hù)方案，即在巷道的45°及135°斜上方一段距離進(jìn)行爆破，并隨著巷道的向前開(kāi)挖，每隔5 m進(jìn)行一次爆破循環(huán)，并及時(shí)進(jìn)行錨桿支護(hù)，最后全斷面噴射混凝土。并通過(guò)FLAC3D數(shù)值模擬，檢驗(yàn)該支護(hù)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(zhǎng)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(qiáng)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(wú)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(qiáng)度為18.5 MPa。

煤2巷道原支護(hù)參數(shù)：原支護(hù)方案主要采用錨噴支護(hù)，噴厚為100～120 mm。選用高強(qiáng)螺紋鋼錨桿，采用兩種不同長(zhǎng)度規(guī)格錨桿：①長(zhǎng)2 250 mm，直徑Φ18 mm，間排距為900 mm×1 000 mm； ②長(zhǎng)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(jì)值為100 kN要求，扭矩不小于300 N·m。

噴射混凝土：強(qiáng)度等級(jí)為C25，總厚度為120 mm。

2爆破-錨噴聯(lián)合支護(hù)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(shí)，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(hù)強(qiáng)度，保證巷道圍巖的穩(wěn)定性。

2.1爆破支護(hù)參數(shù)的確定

在巷道基角處深部圍巖進(jìn)行深孔松動(dòng)爆破，在其周?chē)来涡纬杀?、破碎區(qū)、裂隙帶和震動(dòng)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(gè)裝藥最優(yōu)抵抗線W0為

(2)

為確保巷道周邊完好無(wú)損，可進(jìn)行炸藥安全埋置深度的設(shè)計(jì)，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(gè)孔距過(guò)大，則孔間爆破裂隙無(wú)法貫通，甚至由于兩爆破孔之間裂隙沒(méi)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^(guò)小，則裂隙擴(kuò)展范圍重疊，造成爆破能量的浪費(fèi)。一般認(rèn)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(guò)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(shí)增大爆生氣體的作用時(shí)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(zhǎng)度越長(zhǎng)[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(wú)損，設(shè)計(jì)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(zhǎng)度為350 mm，鉆眼半徑r0= 21 mm。炮眼的封孔長(zhǎng)度根據(jù)經(jīng)驗(yàn)選擇1.5 m。

2.2錨噴支護(hù)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(shí)需要錨桿的配合來(lái)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(dòng)破裂面，根據(jù)式(3)確定巷道直墻最頂端距滑動(dòng)破裂面為1.34 m，因此水平錨桿所需長(zhǎng)度要大于1.34 m，而原支護(hù)方案中取的1.1 m，不符合自然平衡拱的支護(hù)需要。新支護(hù)方案中，取水平錨桿長(zhǎng)度為1.6 m。根據(jù)式(3)所求的最大拱高，則頂板錨桿的長(zhǎng)度要大于1.59 m，新支護(hù)方案頂板繼續(xù)采用長(zhǎng)2 250 mm的錨桿。為避免實(shí)際支護(hù)施工中施工人員操作失誤，頂?shù)装搴蛢蓭投疾捎瞄L(zhǎng)2 250 mm的錨桿。

3計(jì)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(hù)方案中應(yīng)力場(chǎng)及位移場(chǎng)的演化規(guī)律，確定在原支護(hù)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(hù)的方案，通過(guò)兩者之間對(duì)比，確定新支護(hù)方案的可靠性。

3.1模型的建立

根據(jù)計(jì)算出的爆破參數(shù)及錨桿支護(hù)參數(shù)，模擬建立一個(gè)長(zhǎng)×寬×高=30 m×50 m×30 m的區(qū)域，劃分313 723個(gè)節(jié)點(diǎn)和305 280個(gè)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(gè)方向的位移。模型采用摩爾-庫(kù)倫屈服準(zhǔn)則，材料參數(shù)如表1所示。

3.2開(kāi)挖支護(hù)后圍巖應(yīng)力場(chǎng)演化特征

巷道開(kāi)挖5 m以后，分別對(duì)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(jìn)行應(yīng)力場(chǎng)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(chēng)泥巖煤炭質(zhì)泥巖中砂巖密度/(kN·m-3)22.1613.5018.4025.81抗拉強(qiáng)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(kāi)挖5 m后及時(shí)進(jìn)行錨噴支護(hù)，三個(gè)不同位置都有一個(gè)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(dá)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(shí)際理論。以上最大主應(yīng)力值說(shuō)明在原來(lái)支護(hù)方案下出現(xiàn)冒頂和底鼓現(xiàn)象的可能性。

3.3開(kāi)挖支護(hù)后圍巖位移場(chǎng)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(dòng)區(qū)比較大；y=10 m處，巷道最大垂直位移量為0.6 mm，說(shuō)明對(duì)開(kāi)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(guò)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(hù)方案不能有效控制冒頂和底鼓現(xiàn)象。

3.4新支護(hù)方案下巷道應(yīng)力場(chǎng)演化規(guī)律

采用爆破-錨噴聯(lián)合支護(hù)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(jìn)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(shuō)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(hù)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(shuō)明新的支護(hù)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(méi)有進(jìn)行爆破，斜上方?jīng)]出現(xiàn)受拉區(qū)域，并且新支護(hù)方案對(duì)未開(kāi)挖區(qū)的擾動(dòng)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(hù)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(hù)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(hù)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(méi)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(hù)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(hù)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(duì)移近量曲線

以上數(shù)據(jù)說(shuō)明在新的支護(hù)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(cè)

為了確定改進(jìn)支護(hù)方案的有效性及支護(hù)后的穩(wěn)定性，需要對(duì)新支護(hù)方案進(jìn)行檢測(cè)。采用測(cè)力錨桿測(cè)試錨桿體不同部位受力狀態(tài)，每一個(gè)斷面布置4個(gè)測(cè)點(diǎn)，斷面測(cè)點(diǎn)采用中腰線“十字布點(diǎn)法”[8]。采用測(cè)桿、測(cè)槍量測(cè)，檢測(cè)巷道圍巖位移變化量，巷道表面圍巖相對(duì)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(shí)間推移逐漸達(dá)到一個(gè)穩(wěn)定狀態(tài)，頂?shù)装遄罱K位移量為8 mm左右，兩幫相對(duì)移近量為7 mm?？梢?jiàn)，通過(guò)改進(jìn)支護(hù)方案，可以有效控制頂?shù)装宓奈灰屏?，保證了巷道的安全穩(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(guò)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(hù)強(qiáng)度。在應(yīng)力集中區(qū)進(jìn)行爆破能起到很好的卸壓作用。

3)支護(hù)錨桿的長(zhǎng)度可由自然平衡拱理論確定，確定錨桿支護(hù)的可靠性。

4)爆破-錨噴聯(lián)合支護(hù)能有效控制頂?shù)装逦灰屏?，?duì)降低支護(hù)強(qiáng)度、減少支護(hù)成本、提高圍巖的穩(wěn)定性具有重要意義。

參考文獻(xiàn)：

[1]王渭明,楊更社,張向東,等.巖石力學(xué)[M].徐州：中國(guó)礦業(yè)大學(xué)出版社,2010.

[2]田建勝,靖洪文.軟巖巷道爆破卸壓機(jī)理分析[J].中國(guó)礦業(yè)大學(xué)學(xué)報(bào),2010,39(1):50-54.

TIAN Jiansheng,JING Hongwen.Blasting to relieve pressure around a soft rock roadway[J].Journal of China University of Mining &Technology,2010,39(1):50-54.

[3]夏紅兵,徐穎,宗琦,等.深部軟巖巷道爆破卸壓技術(shù)及工程應(yīng)用研究[J].安徽理工大學(xué)學(xué)報(bào)(自然科學(xué)版),2007,27(1):13-16.

XIA Hongbing,XU Ying,ZONG Qi,et al.Research on the technology of unloading blast for a deep soft rock tunnel and its engineering application[J].Journal of Anhui University of Science and Technology(Natural Science),2007,27(1):13-16.

[4]周聲才,李棟,張鳳舞,等.煤層瓦斯抽采爆破卸壓的鉆孔布置優(yōu)化分析及應(yīng)用[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報(bào),2013,32(4):808-812.

ZHOU Shengcai,LI Dong,ZHANG Fengwu,et al.Optimization analysis of drilling layout based on blasting releasing pressure and its application[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2013,32(4):808-812.

[5]徐穎,沈兆武.裝藥不偶合系數(shù)對(duì)爆破裂紋控制的試驗(yàn)研究[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報(bào),2002,21(12):625-629.

XU Ying,SHEN Zhaowu.Study on control of blast crack by decoupling charge index[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2002,21(12):625-629.

[6]王茂源,薛華俊,白曉生,等.基于FLAC3D的煤巷支護(hù)方案優(yōu)化及應(yīng)用[J].中國(guó)煤炭,2012,38(9):40-42.

WANG Maoyuan,XUE Huajun,BAI Xiaosheng,et al.Optimization and application of roadway support program based on FLAC3D[J].China Coal,2012,38(9):40-42.

[7]喬衛(wèi)國(guó),孟慶彬,林登閣,等.深部軟巖巷道錨注聯(lián)合支護(hù)技術(shù)研究[J].西安科技大學(xué)學(xué)報(bào),2011,31(1):22-27.

QIAO Weiguo,MENG Qingbing,LIN Dengge,et al.Research and case analysis of bolting-grouting combined support technology in deep soft-rock roadway[J].Journal of Xi’an University of Science and Technology,2011,31(1):22-27.

[8]孟慶彬.深部高應(yīng)力軟巖巷道變形破壞機(jī)理及錨注支護(hù)技術(shù)研究[D].青島:山東科技大學(xué),2011.

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

作者簡(jiǎn)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(lèi)號(hào)：TD353；TB41

文獻(xiàn)標(biāo)志碼：A

文章編號(hào)：1672-3767(2016)02-0050-07

喬衛(wèi)國(guó)(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.