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第 46 卷 第 4 期煤田地质与勘探Vol. 46 No.4 2018 年 8 月COALGEOLOGY compound roof; large span open-off cut; limit equilibrium zone; combined support 随着我国煤矿开采深度的不断增加，巷道复合 顶板岩层结构、变形破坏及支护状态的多样性与复 杂性也随之增加[1]。松软煤层条件下复合顶板裂隙 发育、层间黏聚力小，顶板极易离层、冒落，难以 形成承载结构 [2-3]。国内外学者对此做了一些研究。 A. I. Sofianos[4-5]采用离散元方法研究了锚杆支护层 状顶板的稳定性和变形破坏过程；吴德义等[6]采用 有限元软件ANSYS分析得到复合顶板层间离层稳 定性判据的合理选择；岳中文等[7]进行了煤巷复合 顶板稳定性的模型试验；娄金福[8]通过不同状态下 煤柱核区内的弹性应变能揭示动压巷道变形失稳机 理。苏学贵等[9]建立巷道拱–梁结构体系力学模型， 实现了对巷道支护结构的稳定性设计评价。 基于松软煤层复合顶板的特征，目前对于大跨 度切眼巷道支护的研究主要通过数值计算和现场检 测[10-12]展开，而以上研究针对巷道支护存在的围岩 ChaoXing 148煤田地质与勘探第 46 卷 控制困难、支护难度大、煤层巷道群相互作用明显 问题，为防止冒顶、片帮、底鼓等事故频发，提出 了相应的支护策略，但均未系统地阐述支护方案的 理论支撑与设计依据。本文以陕西煤业化工集团朱 家河煤矿为工程背景，开切眼宽度达到 6.2 m，采用 数值模拟对比支护前后巷道变形、位移、破坏特征， 再根据理论计算确定合理支护参数，并通过工程应 用，为此类地质条件巷道支护提供借鉴。 1工程背景 陕西朱家河煤矿 5-2煤层赋存比较稳定，煤层厚度 1.63.0 m， 平均 2.3 m， 厚度变化小， 煤层倾角 012， 平均 6，普氏硬度系数 f 0.85，属松软破碎煤层；夹 矸 23 层，具有不连续性，且泥质包体比较发育。基 本顶为褐灰色中粒砂岩，厚度约 1.0 m。直接顶为细粒 砂岩， 厚度约 9.0 m。 伪顶为黑色泥岩， 平均厚度 0.2 m。 底板为 K3 深灰色中粒砂岩，厚度为 2.4 m 左右，致密 坚硬。13505 工作面切眼巷道布置在 5-2煤层中，沿底 板掘进，水平标高 668685 m，如图1a 所示。断面 为圆角矩形，巷道掘进断面宽 6.0 m，高 2.7 m；净 宽 5.8 m，净高 2.6 m，长 535 m，剖面图如图 1b 所示。 2切眼巷道支护设计 2.1巷道变形破坏特征 根据陕西朱家河煤矿地质资料，13505 工作面 埋深约 250 m，其上覆等效载荷为 6.25 MPa。经实 验室岩石力学实验结果得出煤层及主要岩层物理力 学参数， 见表 1。 建立力学模型如图 2a， 采用 FLAC3D 计算程序，以拉格朗日有限差分法来进行计算，并 建立数值计算模型图 2b，选择 Mohr-Coulomb 本构 模型，尺寸为宽 X厚 Y高 Z60 m5 m65 m，切 眼巷道掘进方向沿 Y 轴正方向，采用大应变变形模 式，固定模型底部，上部施加覆岩等效载荷，模型 侧面限制水平移动， 整个模型由 53 480 个单元组成， 包括 60 324 个节点。 图 113505 工作面切眼布置平面示意图 Fig.1Layout of open-off cut at 13505 working face 表 1煤岩物理力学参数 Table 1Physical and mechanical parameters of coal mine stratum 岩性密度/kgm-3弹性模量/MPa泊松比抗拉强度/MPa黏结力/MPa内摩擦角/ 中粒砂岩2 5204 9000.282.22.136 细粒砂岩2 3508 0000.301.01.628 5-2煤1 3503 9000.292.22.230 石英泥岩2 6504 3700.361.85.637 细砂岩2 7102 8860.241.62.930 无支护条件下巷道位移特征显示图 3a，巷道 开挖后，围岩发生移动变形以适应开采的扰动，巷 道顶板发生明显位移，位移最大达到 13.1 cm，发生 明显位移区域较大，呈拱形分布特征，巷道两帮位 移 9 cm 左右，巷道底板位移 5 cm 左右，发生明显 位移范围较小，说明巷道顶板和两帮是支护的关键 部位。 无支护条件下巷道围岩垂直应力分布特征显示 图 3b，巷道开挖后，原岩应力平衡破坏，围岩应 力发生重新分布，并趋于相对稳定状态，巷道顶底 板形成垂直应力释放区，两帮一定深度形成垂直应 力集中区，应力释放区垂直应力为 0.025 MPa，应 力集中区最大垂直应力为 10.37 MPa，且应力集中 区距煤壁距离 6.4 m 左右，这是由于在巷道顶板形 ChaoXing 第 4 期李延军 松软煤层复合顶板条件下大跨度切眼支护技术研究149 图 2数值计算模型 Fig.2Model numerical simulation 成应力拱，拱脚落在煤壁中，上覆岩层的载荷向下 传递，在该区域造成应力集中。图 3c 是无支护条件 下巷道围岩剪应力分布特征，在巷道顶、底角形成 剪应力集中区，巷道四角剪应力大小达到 2.4 MPa， 说明巷道顶底角容易发生剪切破坏， 在巷道支护时， 应增加巷道顶底角抗剪切作用的能力。图 3d、图 3e 分别显示了巷道围岩最大主应力和最小主应力分布 状态，巷道顶底板最大主应力为 0.37 MPa，巷道两 帮最大主应力为 3.6 MPa，巷道顶底板最小主应力 为 0.067 MPa，巷道两帮最小主应力为 10.4 MPa。 无支护条件下巷道围岩塑性破坏特征图 3f显 示，塑性破坏区呈“蝶状” ，在巷道顶角主要发生剪 切破坏，且向上延伸高度达到 4.4 m，底角主要发生 剪切破坏，向下延伸深度为 3.5 m，顶底板主要发生 拉伸破坏，顶板塑性破坏高度 2.96 m，巷帮塑性破 坏宽度达到 1 m。 2.2巷道围岩类别确定 2.2.1巷道理论半径确定 巷道当量半径用式1表示。 1 2 sx π s rk1 图 3无支护条件下巷道变形破坏特征 Fig.3Deation and failure characteristics of roadway under unsupported condition 式中 s r为巷道当量半径，m。S 为实际巷道断面积，取 16.38m2。 x k为巷道断面修正系数，矩形巷道取值1.2。 经计算， s r2.74 m。 通过几何作图法求得巷道外接圆半径为 3.29 m 图 4。巷道理论半径 R0取当量半径和外接圆半径 的最小值 2.74 m。 2.2.2巷道围岩极限平衡区确定 根据巷道极限平衡区理论， 极限平衡区半径 R、 ChaoXing 150煤田地质与勘探第 46 卷 图 4外接圆半径 Fig.4Radius of circumscribed circle 巷道周边位移分别为 12 0 2 ctg 1 sin ctg i KHK C RR pK C         2 1 sin 012 2 2 sinctg 1 sin 2ctg i RKHK C K GpK C           3 式中 0 R为巷道理论半径，取 2.74 m。为上覆岩 层容重，取 25 kN/m3。H为埋深，取 250 m。 i p为 支护阻力，属于低支护阻力，可以忽略，取 0。C 为岩石内聚力，取 3.1 MPa。 1 K为采动影响系数， 取 1.6。 2 K为煤岩体力学参数修正系数，取 1/2.5。 为岩石内摩擦角，取 30， 1 sin 0.5 2sin     。G 为剪切弹性模量， 21 E G    371 MPa，其中 E 取 1 300 MPa，取 0.75 MPa。 计算得出 R4.6 m，0.351 m。 极限平衡区深入围岩的最大深度为 0 4.62.741.86 mRR  根据极限平衡区理论围岩分类表，可得 1.86 m1.5 m，351 mm300 mm，故围 岩属于Ⅲ1类。 2.3支护参数确定 2.3.1顶部锚杆参数 ① 顶部锚杆长度 L LL1＋＋L24 式中 L 为锚杆长度，m。L1为锚杆伸入稳定岩层长 度，取 0.5 m。L2为锚杆外露长度，取 0.1 m。 计算得顶部锚杆长度 L2.5 m。 ② 锚杆直径 D 按杆体承载力与锚固力等强度原则计算，即 D1.13   1 2 T      5 式中 T 为锚杆拉拔力，40100 kN； 为杆体材料 的许用强度，取 340 MPa，下同。 计算得锚杆直径 D 1220 mm。 ③ 锚杆间排距 锚杆间排距大小，取决于最大荷载密度 qd和单 个锚杆支护面积 S。 其中，最大荷载密度 qd为 qdnR－h6 式中 qd为需支护加固的最大荷载密度， kN/m2。为 极限平衡区煤或岩石的体积力，取 25 kN/m3。n 为 备用载荷系数， 取 2。 h 为矩形巷道的半高， 取 1.3 m。 R 为极限平衡区半径，取 4.6 m。 单个锚杆支护面积 S 为 S   1 2 2 d π 4 D q      7 经计算，qd165 kN/m2，S0.448 9 m。选用顶 板锚杆间排距为 600 mm800 mm。 ④ 锚固长度 L y y /πLPd   8 式中 L 为锚固长度，m。P 为锚杆载荷，kN，取 100。 y d为钻孔直径，mm，取 28。 y 为锚固剂与 煤体的黏结强度，MPa，取 1。 经计算得锚固长度 L 1.13 m，取 1.2 m。由数 值分析结果可知，顶部破坏区范围在 3.04.4 m，必 须增加锚索。 2.3.2帮部锚杆参数 极限平衡区理论计算结果为全部锚杆的主要参 数，鉴于帮部锚杆与顶部锚杆的要求不同，根据数 值分析和工程类比确定帮部锚杆参数如下。 ① 帮部锚杆长度 L 由式4计算得顶部锚杆长度 L1.6 m。数值分 析结果显示巷道两帮破坏区深度为 1.0 m。因此，煤 柱侧锚杆长度考虑到安全系数，选为 1.7 m，开帮侧 锚杆长度为 1.6 m。 ② 帮部锚杆直径 D 由式5计算得顶部锚杆直径 D15.33 mm。其 中 T 为锚杆拉拔力，60 kN帮部锚杆一般取值范围 50 kN，数值分析中右帮变形量大取 60 kN。由金属 锚杆支护参数选取直径煤柱侧锚杆直径 D17 mm、 开帮侧直径 D16 mm。 ③ 间排距与锚固长度 由工程类比，帮部锚杆锚固长度与顶部锚杆相 同，锚杆间排距为 700 mm800 mm。 2.3.3支护材料选取 锚杆杆体选取 20Mnsi 左旋无纵筋螺纹钢， 钢筋 类别Ⅱ类，屈服强度 340 MPa，极限强度 520 MPa， 延伸率 16。其特点性能好于 Q235 圆钢。开帮侧 帮部采用Φ16 mm1 600 mm A3圆钢锚杆， 煤柱侧采 用Φ17 mm1 700 mm 玻璃钢锚杆。 ChaoXing 第 4 期李延军 松软煤层复合顶板条件下大跨度切眼支护技术研究151 左旋螺纹钢锚杆、锚索均使用 2 节 K2360 树脂 药卷，A3圆钢锚杆和玻璃钢锚杆均使用 2 节 Z3530 树脂药卷。锚杆托板木托板规格 400 mm200 mm 50 mm，铁托板规格 120 mm120 mm8 mm，玻 璃钢锚杆采用Φ150 mm 塑料托板，承载力为 121 124 kN。 锚杆选用防松螺母快速安装，规格 M20，性能 等级 5， 保证载荷大于 154 kN， 放松扭矩 2530 Nm， 开启扭矩 6080 Nm。钢筋托梁直径 14 mm、金属网 采用 10 号铁丝加工的网孔 50 mm50 mm 菱形网。 2.3.4锚索参数 ① 锚索长度 L 锚索长度可由式4确定，由工程类比法，L1取 坚硬岩层锚索长度 1.8 m，为数值分析顶板破坏最 大深度 4.4 m，L2为锚索外露长度 0.3 m，计算得出 锚索长度 L6.5 m。 ② 锚索排距 b 22 1 2 tantan 45 2 tantan 45 2 nYB b B           10 式中 b 为锚索排距，m；n 为每排锚索的个数，取 23；Y1为锚索的屈服载荷，取 221.5 kN；B 为巷 道宽度，取 6.3 m；为极限平衡区煤或岩石的体 积力，取 13 kN/m3；为内摩擦角，取 30，计 算得 b0.8 m。 ③ 锚索选型 选用目前广泛采用的 7 股 5 mm 高强度钢绞 线，参数直径 15.24 mm，强度级别 1 860 MPa， 公称截面积 140 mm2，最低破断载荷 260.7 kN，质 量 1.102 kg/m，延伸率 3.5，屈强比 90，锚索初锚 力 100 kN。 综合以上计算结果，13505 工作面切眼巷道支 护采用锚网梁锚索联合支护方式左旋螺纹钢锚杆 金属网金属梁锚索，具体布置见图 5。 3切眼支护稳定性分析 a. 围岩最大位移切眼巷道支护后，巷道顶板 最大位移值 3.9 cm，两帮位移减小至 1 cm 左右，巷 道底板位移减小至 1 cm 左右图 6a，顶板岩层发生 明显位移区域处于顶板锚杆支护区域、锚索控制区 域内，说明顶板锚杆、锚索有效地控制了顶板岩层 的变形破坏，两帮锚杆加强了两帮煤壁强度，有效 控制了帮部变形，同时使应力向两帮深部转移，减 小了巷道底板所受水平挤压应力，减小底鼓量。 图 5切眼巷道支护布置示意图 Fig.5Support design of open-off cut roadway b. 围岩应力分布特征巷道支护后， 顶板应力 释放区范围明显减小，释放区垂直应力值减小至 0.005 7 MPa，两帮应力集中区最大垂直应力值增至 15.87 MPa图 6b，且应力集中区距煤壁距离向煤壁 靠近，这是由于支护后巷道顶板应力拱跨度减小， 使拱脚向煤壁一侧靠近， 同时应力拱承载载荷增加， 使应力集中区的集中应力值增加。 图 6c 显示出支护 后巷道围岩剪应力分布特征，巷道四角剪应力大小 较支护前有所增加，说明巷道顶底角锚杆发挥支护 作用，增加了该区域岩体的抗剪切能力。图 6d、 图 6e 显示，支护后巷道顶底板的最大主应力增至 1.11 MPa，巷道煤壁最大主应力增至 5.17 MPa，巷 道顶底板最小主应力为 0.03 MPa，巷道煤壁最小主 应力为 17.3 MPa。 c. 围岩塑性破坏特征图 6f 显示巷道支护后 的塑性破坏区范围明显减小，巷道顶角主要发生剪 切破坏，且向上延伸高度达到 2.5 m，巷道底角主要 发生剪切破坏，向下延伸深度为 2.16 m，巷道顶底 板主要发生拉伸破坏，且顶板塑性破坏的范围较底 板大，顶板塑性破坏高度 2.5 m，巷帮塑性破坏宽度 达到 1.08 m。 d. 锚杆索受力特征由图 7 可以看出，锚 杆、锚索主要受到拉伸作用，在锚杆、锚索的顶端 和尾端发生滑动，说明锚杆、锚索充分地发挥了支 ChaoXing 152煤田地质与勘探第 46 卷 图 6支护后巷道变形破坏特征 Fig.6Deation and failure characteristics of roadway under supportting 图 7锚杆–锚索运动特征 Fig.7Characteristics of bolt–anchor 护作用， 同时锚索所受最大拉伸作用力达到 252 kN， 在所选锚索锚固力 340 kN 作用范围之内。 4支护效果 a. 离层监测切眼从初掘开始，每隔 30 m 打 设一个顶板离层监测仪，进行离层监测，监测数据 表明，切眼的顶板离层量在 27 d 后开始出现，最 小的离层量为 5 mm，最大的离层量为 30 mm，设计 最大的离层量为 100 mm。 3 个月后， 基本趋于稳定。 大断面切眼顶板监测能有效地指导巷道施工中的顶 板管理。 b. 拉拔监测每 300 根锚杆抽样一组9 根进 行检查，拉拔加载至锚杆设计锚固力的 80。由于 大断面切眼在陕西朱家河煤矿 13505 工作面切眼为 首次试验阶段，工程质量上严格要求，拉拔测试均 能满足要求。 c. 巷道收敛监测切眼掘进开始，巷道顶–底和 帮–帮收敛量在 3 d 后开始出现， 最小收敛量为 6 mm， 最大收敛量为 50 mm，在巷道开掘 50 d 后，基本趋 于稳定。顶底板及两帮的移近量都在技术规范和安 全要求范围之内，围岩保持了良好的完整性，表明 锚杆组合支护结构可靠，支护参数合理。 5结 论 a. 无支护条件下切眼巷道顶底板形成垂直应 力释放区，巷道两帮距煤壁距离 6.4 m 左右形成垂 直应力集中区，巷道顶、底角形成剪应力集中区， 巷道围岩发生破坏， 顶板和两帮是支护的关键部位。 b. 根据极限平衡区理论并结合数值计算确定 了围岩类别， 选取了左旋螺纹钢锚杆金属网＋金属 梁＋锚索支护方式，采用数值分析和工程类比得出 其相应的支护参数。 c. 切眼巷道采用左旋螺纹钢锚杆金属网＋金 属梁＋锚索支护后，巷道顶板、两帮最大位移均减 小 8 cm，顶板应力释放区垂直应力明显减小，两帮 应力集中区最大垂直应力增加，巷道顶角和底角形 成的剪应力集中区范围减小；通过现场监测，显示 支护效果良好。 参考文献 [1] 蒋力帅，马念杰，白浪，等. 巷道复合顶板变形破坏特征与冒 顶隐患分级[J]. 煤炭学报，2014，3971205–1211. 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