深部大断面软岩巷道破坏变形控制及影响因素分析

发布时间：2019-11-05 03:32

【摘要】：为了研究软岩巷道不同围岩特征破坏变形控制方法及对其影响因素进行分析,以鹤煤三矿-800m水平轨道上山为研究背景,通过分析巷道在原支护形式下的破坏特征,提出新的支护措施,并通过数值模拟及现场实测进行验证。结果表明,影响软岩巷道变形破坏的因素主要有围岩性质、围岩地应力、采动影响以及施工设计等。与原支护方式相比,通过采用新的锚网喷+锚索+注浆+两帮和底角锚索联合支护方式,砂岩与砂质泥岩混合段和砂质泥岩段围岩顶底板和两帮移近量分别降低了86.4%和90.1%,78.5%和89.9%,从而定量地说明新支护措施的合理性和科学性。
【图文】：

800m水平南翼回风上山和－800m水平南翼运输上山之间，与它们分别相距26m，在巷道400m位置与－800m水平南翼总回风巷相连，在巷道的浅部有联络巷分别与回风上山和运输上山相连通，轨道上山所在位置及其附近巷道布置情况见图1所示。图1轨道上山附近巷道布置1.2巷道原支护形式及变形破坏特征轨道上山在掘进过程中，共经历了砂岩和砂质泥岩2种岩性，围岩岩性分布大致为:开口处至100m位置为砂岩;100～400m位置为砂岩和砂质泥岩;400m至掘进头(约600m)位置为泥岩，设计总长度为1152.9m。巷道设计净断面宽×高为4000mm×3600mm，掘进断面宽×高为4200mm×3700mm，巷道断面为直墙半圆拱形，半圆拱净半径为2000mm，直墙高1600mm。巷道在各岩性段的支护形式均采用锚网喷+锚索支护。通过对轨道上山不同岩性段的监测，得出巷道内砂岩段破坏变形相对较小，顶底板及两帮最大移近量分别为110mm和150mm;砂岩与砂质泥岩混合段巷道变形破坏较严重，顶底板及两帮最大移近量分别为1010mm和340mm;砂质泥岩段巷道变形破坏最为严重，，顶底板及两帮最大移近量分别达到1760mm和740mm。2轨道上山破坏影响因素分析及新支护形式2.1轨道上山破坏影响因素分析深部软岩巷道开挖后围岩稳定性受多种因素影响，其中主要的影响因素有:围岩性质、围岩地应力、采动影响、施工设计等。鹤煤三矿－800m水平南翼轨道上山属于深部工程岩体，围岩处于高应力状态。围岩范围内的砂质泥岩强度较低，围岩的变形破坏十分严重。通过对轨道上山在原支护条件下进行数值模拟研究，分析得出该轨道上山出现两帮移近量大、底鼓严重、顶板不同程度的下沉、变形时间长等非线性大变形现象，其主要原因有:(1)巷道埋深大，围岩地应力大巷道埋深处于750～1000m之间，容重取25kN/m3?

计算参数如表2所示。3.2模拟结果分析表2鹤煤三矿－800m水平轨道上山工程岩体物理力学参数岩性名称容重/(Kg·m－3)体积模量/GPa变形模量/GPa抗拉强度/MPa黏结力/MPa内摩擦角/(°)砂质泥岩24002.12.01.061.525细粒砂岩26404.73.52.803.438石灰岩27205.43.84.505.250新掘巷道砂岩和砂质泥岩混合段在新的锚网索+锚喷+注浆+底角锚索联合支护形式下围岩的垂直方向位移与水平方向位移如图3所示。从数值模拟结果可以看出，巷道围岩最大底鼓量、两帮移近量和顶板下沉量分别为54，47，31mm，与图2原支护相比，分别降低了90.4%，85.2%，88.5%。图2原支护形式下垂直方向与水平方向位移图3新支护形式下垂直方向与水平方向位移49杨军伟等:深部大断面软岩巷道破坏变形控制及影响因素分析2017年第2期

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