1、工作面立体交叉动压影响巷道围岩控制技术第 14 卷第 5 期(总第 90 期)2009 年 10 月煤矿开采CoalminingTechnologyVo1.14No.5(SeriesNo.90)0ctober2009工作面立体交叉动压影响巷道围岩控制技术王世金,邵元春(徐州矿务集团公司权台煤矿,江苏徐州 221153)摘要通过对工作面立体交叉动压影响巷道变形机理的分析,确定影响轨道下山稳定性的主因为采动压力,制定巷道补强加固方案采用普通锚索实现“锚一注“ 一体化,取得较好效果.关键词 交叉动压 ;变形机理 ;巷道补强;锚索;注浆中图分类号TD353 文献标识码 B文章编号1006225(200
2、9)05-0077-03TechnologyofSurroundingRockControlinRoadwayInfluencedbyIntersectingandDynamicPressureofMiningFace权台煤矿东翼一 860m 轨道下山位于 95231 工作面正上方,离采空区顶板最近距离仅 84m,受工作面立体交叉动压影响.当 95231 工作面顶板发生垮落及断裂下沉后,轨道下山将发生严重的变形破坏.根据此矿压特点及所形成的环境条件,为确保东翼一 860m 轨道下山的稳定性及正常使用,经过现场调研,机理研究和结构体系研究,睬取了巷道补强支护措施,取得较好效果.1 概况东翼一 8
3、60m 轨道下山为穿层巷道,平均埋深865m,设计断面为直墙半圆拱形,其中宽度为4m,高为 3.8m,断面积 13.48m,位于三煤与九煤之间;岩性基本是在粉砂岩,砂质泥岩及粉细砂岩互层中变化,掘进时采用了锚网喷支护,锚杆为b2Omm 的全螺纹等强锚杆,长 2400mm,排间距800mm800mm;钢筋网为 66mm 的钢筋制作的经纬网;喷层为 C20 混凝土,喷厚 120mm.巷道围岩控制良好,未出现喷层开裂及金属网外凸等明显的矿压显现,但近期 95231 回采面将从轨道下山底部穿过,当回采面顶板岩层发生垮落及断裂下沉后,将波及到轨道下山,从而造成轨道下山发生变形破坏,为确保该下山的稳定及后
4、期使用,在机理分析的基础上对其进行事先的补强加固处理.2 轨道下山的变形机理东翼一 860m 轨道下山的稳定性取决于如下因素:原岩应力,围岩性状,采动影响.通过分析可确定主要影响因素,以便采取针对性的补强措施,确保轨道下山及绕道的稳定性.2.1 轨道下山围岩支承压力东翼一 860m 轨道下山平均埋深达 865m,因穿层施工,所遇岩层分别为粉砂岩,砂质泥岩及粉细砂岩互层,其硬度系数最低的是砂质泥岩,其/值为 34.根据以上条件,通过地应力分析判断对巷道围岩的影响程度.有关地应力主要由 2 部分组成:(1)自重应力即上覆煤岩层的重量,计算公式为n=h=yH=21.625(MPa)(1)式中,为竖向
5、自重应力,kN/m;y 为上覆各煤岩层的密度,kN/m,其平均值=25kN/m;nh 为上覆各煤岩层的厚度,m,其总厚度 H=hl=865m.由竖向派生的水平自重应力为h=/.to“=0.321.625=6.488(MPa)式中,为侧压系数,即为 0.3.(2)构造应力构造应力主要来自水平方向,因轨道下山施工后至今,两墙变形量很小,且无大的地质构造影响,故此判断构造应力可忽略不计.根据以上原岩应力,一 860m 轨道下山掘进后,在未受到其他因素影响的情况下,围岩应力集中系数一般为 1.2,则最大支承压力将达到 25.95MPa,此值小于砂质泥岩的抗压强度 3040MPa,表明围岩在无支护状态下
6、能保持自身的稳定性,但考虑到轨道下山为穿层施工,巷道围岩完整性和力的传递性已遭到破坏,所以,掘进时应及时进行锚网喷支护,以承担巷道跨度一半范围内的围岩重量,防止危石滑落,确保围岩能形成一个相对的整体.收稿日期20090429作者简介 王世金 (1962 一), 男,江苏东海人,高级工程师,现任权台矿总工程师.77总第 90 期煤矿开采 2009 年第 5 期2.2 围岩性状根据大量的工程实践证明,决定围岩稳定性的关键因素是围岩自身结构,即节理裂隙的发育程度,当围岩裂隙不发育时,即便围岩强度较低,也能在一定程度上保持稳定.根据现场揭露处的观测,轨道下山围岩节理裂隙较为发育,在未受到其他因素影响的
7、情况下,根据验算目前现已实施的锚网喷支护能维持围岩的稳定性,勿需采取补强加固.2.3 采动影响由于东翼一 860m 轨道下山位于 95231 回采面正上方,当回采面推过之后,随着顶板岩层的垮落及断裂下沉,必然影响到轨道下山,其影响程度可作如下分析研究.(1)按波及范围分析当 95231 回采面顶板垮落及断裂后,其碎胀系数 k=1.05,则顶板岩层的波及高度 h 可按下式估算,即m1.8,加 m)式中,m 为采高,m.由此可见,采空区被充填起来所需要的垮落及断裂的顶板岩层总高度为 36m,此值小于轨道下山离回采面顶板岩层的高度 100m,表明回采面推过之后,近期内对轨道下山不会造成影响,但以后随
8、着时间的延续,采空区冒落矸石逐渐被压实,顶板岩层也将逐渐下沉直至波及到地表,这其中的轨道下山必然会受到严重影响.根据以往矿压观测经验,采空区从断裂带以平均 3m/d 的速度向上波及,粗略估计波及到轨道下山所在位置需 21d,如果在此时间内完成对轨道下山的补强,就能确保其稳定性及后期的正常使用.(2)按剧烈运动分析 95231 回采面上覆顶板岩层基本是由砂质泥岩及砂岩组成,根据以往的试验结果及现场观测,凡是含砂质的顶板岩层其强度较大,脆性较高,顶板垮落时块度会相对较大,由此会出现 2 种情况:一是采空区无碎胀矸石缓冲,致使顶板岩层出现整体快速运动,由此在短时间内会波及到轨道下山,引起围岩开裂或出
9、现整体下沉;二是顶板岩层在断裂瞬间会产生剧烈震动,震波会对轨道下山形成瞬间冲击,但由于轨道下山及绕道为穿层施工,围岩的整体性较差,由此会引起围岩松动或局部危石垮落.根据以往相似条件下巷道变形情况分析,采空区顶板岩层先发生离层,离缝宽度从下往上逐渐减少,当离层达到一定程度,下方的顶板岩层将发生78垮落,相应的上方顶板岩层便发生弯曲,离层量增大,当到达轨道下山位置时,该下山便发生明显的扭曲变形,最后将处于完全破坏状态.可见,东翼一 860m 轨道下山受 95231 回采面的采动影响,必然发生变形破坏,为此,可在采动影响之前事先采取有效的补强加固措施,以确保其稳定性及后期的正常使用.3 巷道补强方案
10、的实施3.1 补强原则(1)由于轨道下山位于 95231 回采面的正上方,最近距离只有 84m,当顶板岩层出现断裂或沉降时,必然对轨道下山造成严重影响,根据预测顶板从冒落开始波及到轨道下山大约 21d,在这期间内应完成补强材料的安装,然后通过矿压观测,分阶段实施不同注浆材料对围岩松动裂隙进行封堵,以确保围岩的整体性.(2)轨道下山的补强方案在机理分析的基础上合理建立,并通过矿压观测,做到科学施工,确保施工质量.(3)由于轨道下山担负着材料运输,通风及行人等任务,其补强方案应操作方便,施工效率高,且尽量减少对生产的干扰.3.2 补强机理95231 回采面采过之后,顶板岩层运动可分成3 个带:垮落
11、带,断裂带,弯曲沉降带.由于轨道下山距离顶板最近为 84m,基本处在顶板岩层弯曲沉降带范围之内,可能发生离层和沉降,鉴于此,采取注浆材料封堵,将离层和沉降所产生的松动裂缝及时充填,使轨道下山围岩在一个动态范围内仍具有相对完整性.但为了降低材料成本,围岩运动期内先注粉煤灰,待围岩处于相对稳定后再注水泥浆,浆液能够将松动围岩胶结起来,使其周围形成一个准混凝土承载圈,以确保轨道下山以后能处于稳定状态.3.3 补强方案的实施根据补强机理,轨道下山围岩除了实施注浆材料封堵及胶结以外,还采取补强加固,使两者结合起来.采用普通锚索实现“锚一注 “一体化技术,即先安装锚索对围岩进行补强,同时在锚索外露端装上注
12、浆短管,利用锚索孔自由段长度,待需实施注浆时将注浆软管接到事先安装的注浆短管上,可实现粉煤灰和水泥浆的注入.受 95231 回采面的影响,东翼一 860m 轨道下山围岩应力将超过极限应力,其中有 3 处应通过安王世金等:工作面立体交叉动压影响巷道围岩控制技术 2009 年第 5 期装锚索进行补强.(1)墙体墙体是基础,要承担上覆,拱部及来自水平方向的压力,所以墙体是补强的一个重点部位.(2)拱肩拱部压力向墙部传递的一个转折部位,在此部位易产生复杂的拉一压一剪应力集中,大量的巷道破坏往往从此处开始,然后逐渐扩展,所以拱肩应进行补强.(3)拱顶在上覆压力作用下,拱顶围岩将承受拉应力,由于岩体抗压不
13、抗拉,在拉应力作用下拱顶围岩易开裂,且裂缝逐渐往上发展,当到达锚杆的锚固端时,造成锚杆支护失效,进而引发拱部岩石冒落,所以应加强拱顶部位的补强措施.锚索长度是一个重要参数,太短类似于锚杆,太长会增加施工难度及支护成本,所以锚索长度应合理确定.按照目前常用方法,一是根据围岩结构确定,二是按工程经验确定,即巷道跨度的 1.5倍;考虑到轨道下山为穿层施工,所以锚索长度只能按第二种方法确定,即为 6.3m.根据以上分析,东翼一 860m 轨道下山补强设计如图 1 所示,同时为降低加固成本,可利用普通锚索孔内自由段长度向围岩内实施注浆.3.4 支护参数(1)锚索采用低松弛预应力钢绞线,(a)支护断面(b
14、)拱部支护布置图 1 东翼一 860m 轨道下山补强设计+15.24mm,长度 6300mm,每断面布置 5 根,间距如图 1(b),排距 2400ram,使用 Z2370 树脂药卷,用量 3 卷/锚索,施加预紧力 100kN;(2)托盘采用钢板制作,规格 250ram250mm12mm,中间孔直径为 20mm;(3)注浆短管采用19mm 无缝钢管制作 ;(4)注浆材料采用 2 种,一是粉煤灰,水灰比 0.4;二是水泥浆,水泥为 32.5 号的普通硅酸盐水泥,水灰比 0.5,并掺加占水泥重量 2.5%的 UNF 一 4 型高效复合减水剂,注浆终压3MPa;(5)注浆顺序及时机先注粉煤灰,充填因
15、采动所引起的离层空间;后注水泥浆,对松动围岩起到胶结作用.注浆时机由矿压观测结果确定.4 效益分析补强费用构成主要考虑材料成本费,其他费用如人工费,机械损耗费,风水电费及辅助运输费等未记录.2 条下山补强材料成本费如表 1.表 1 东翼一 860m 轨道下山补强材料成本构成东翼一 860m 轨道下山补强长度共 150m,材料成本 917.54m,共计 137631 元,若轨道下山不进行事先补强,95231 回采面采过必然会发生严重变形破坏甚至报废,其结果不仅影响了正常生产及安全,同时还会付出较大的经济代价.通过本项目研究成果的应用及工程实践,为权台煤矿受采动影响巷道采取事先补强技术,确保巷(下
16、转 73 页)79肖公平等:PLC 可编程控制器在架空乘人装置自动化控制的应用 2009 年第 5 期N 圭上【ll 一上土一CH1a_BFX-N11 山 1 蚕雾 FX2N-4AD 回24VII_J 垂熹图 2 传感器型保护原理了然.处于“间断运行 “方式时 ,时间将从设定值递减到 0s,时问和速度显示都是实时的.当架空乘人装置运行后将自动播放 MP3 音乐,当触发了任意保护后,所有喇叭立即停止播放音乐,自动切换成故障报警声(持续 lOs),故障消除后,音乐又重新播放.PLC 系统还可以实现远程或就地喊话功能,并且喊话,报警声,音乐三者互不影响.直观,便捷的控制界面.当打开远程监控软件进入监
17、控界面后,点击现场控制时,按钮按下,此时为远程控制方式,其操作方法和在本安操作箱操作一样.并且与本安操作箱显示板同步显示设备的运行状态,运行数据及故障信息等.远程监控系统的实现方法是将模拟量信号和开关量信号经转换模块转换为 CAN 信号,再把 CAN信号转换为 RS232 信号输入到 PLC 可编程控制器,经 PLC 程序处理后自动做出相应的控制.监视可采用摄像仪将架空乘人装置的重要部位的画面呈现在电视机上,调度员可以清楚地看到整个架空乘人装置的运行状况,方便调度,并对其进行实时监视和控制功能的远程监控.5 结束语PLC 可编程控制器运用到架空乘人装置中,使得其更加安全可靠,方便快捷,是一种理
18、想的电气控制系统,随着科技的进步,将会有更好的控制系统,使得架空乘人装置运行更加安全,功能更强大,维护更轻松.参考文献1牛东.PLC 在普通吊椅索道中的应用J.索道安全,2006(3).2饶运涛,邹继军 ,郑勇芸.现场总线 CAN 原理与应用技术M.北京 :北京航空航天大学出版社,2007.责任编辑: 王兴库4 远程监控和监视功能业舢舢龇采用 CAN 信号转 R232 信号的通信方式,数据量不是很大,但能实现实时控制各种通信功能,其通信速率和抗干扰能力强,计算机监控系统的组成框图如图 3 所示.R 瞅图 3 计算机监控系统组成上位机控制界面用 VB6.0 语言编程,实现了(上接 79 页)道的稳定性提供参考,以后随着该技术的推广应用,必将产生良好的经济效益.5 结论(1)在通过调研,理论分析及机理研究的基础上,建立有效的补强方案;方案实施后,轨道下山变形控制在工程允许范围之内,并在服务期内处于稳定状态.(2)补强方案安全可靠,操作方便,施工效
