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第 43 卷第 10 期 煤 炭 科 学 技 术 Vol 43No 10 2015 年10 月 Coal Science and TechnologyOct2015 深井巷道围岩分次控制原理与强力支护技术 贾后省1， 朱乾坤1， 赵希栋2 1. 河南理工大学 能源科学与工程学院， 河南 焦作454003; 2. 中国矿业大学 北京 资源与安全工程学院， 北京100083 摘要 针对深井巷道围岩变形剧烈、 变形持续时间长、 支护难度大等问题， 分析可知深井巷道围岩变 形可控性较差， 拟采用一次支护控制围岩变形， 但现有工程技术条件下很难实现， 且经济效益较差， 据 此提出基于高强多边形封闭式型钢支架的巷道围岩分次控制技术， 对多边形封闭式型钢支架进行优 化设计， 一次支护采用锚杆 锚索联合支护让压， 二次支护在巷道变形量接近锚索极限延伸量的 80时进行， 采用高强多边形封闭式型钢支架强力支护， 在邢东矿应用结果表明 采用新支护方式的 巷道围岩变形量较小， 顶板总变形量能够控制在 52 72 mm， 该支护技术能较好地保证围岩稳定性。 关键词 深井巷道; 分次控制; 支护时机; 强力支护 中图分类号 TD322文献标志码 A 文章编号0253 2336 2015 10 0029 05 Multi control principle and powerful support technology of surrounding rock in deep mine roadway Jia Housheng1， Zhu Qiankun1， Zhao Xidong2 1. School of Energy Science and Engineering， Henan Polytechnic University， Jiaozuo454003， China; 2. School of esources and Safety Engineering， China University of Mining and Technology Beijing ， Beijing100083， China Abstract According to serious deation， long sustained deation， difficult support and other problems of the surrounding rock in deep mine roadway， the paper analyzed to know poor controllable deation of the surrounding rock in the deep mine roadway A primary support was applied to control the deation of surrounding rock by surpporting at once Under the available engineering and technical condition， the primary support to control the deation would be hardly realized and the economic benefit was poor Thus based on high strength polygon closed type steel support， the multi control technology of roadway surrounding rock was provided and an optimized design was conducted on the polygon closed type steel support A bolt anchor combined yield support was applied to primary support and the second support would be conducted when the deation value of the roadway would be 80 of the anchor extension value limit The high strength polygon closed type steel support was applied to the powerful support The application results in Xingdong Mine showed that with the application of the new support ， the deation value of the surrounding rock in the mine roadway was less small， the total deation value of the roof could be controlled within 52 72 mm and the support technology could well ensure the stability of the surrounding rock Key words deep mine roadway; multi control; support opportunity; powerful support 收稿日期2015 07 25; 责任编辑 杨正凯DOI 10 13199/j cnki cst201510006 基金项目 国家自然科学基金资助项目 51434006 作者简介 贾后省 1988 ， 男， 山东济宁人， 讲师， 博士。Tel13903918582， E mail jiahousheng126. com 引用格式 贾后省， 朱乾坤， 赵希栋 深井巷道围岩分次控制原理与强力支护技术J 煤炭科学技术， 2015， 43 10 29 33 Jia Housheng， Zhu Qiankun， Zhao Xidong Multi control principle and powerful support technology of surrounding rock in deep mine roadwayJ Coal Science and Technology， 2015， 43 10 29 33 0引言 矿井在进入深部开采以后， 巷道围岩在高应力 作用下表现出明显的软岩变形特征， 尤其在较为复 杂多变的岩体和应力环境下， 出现巷道顶底板移近 量大、 两帮移近量大、 巷道翻修次数多、 服务年限短 等问题， 严重影响矿井的安全高效 1 3。对于深井 巷道围岩的控制， 主要是采用二次支护的形式， 认为 巷道围岩的稳定要充分利用围岩自身的承载能力， 一次支护应以让为主， 二次支护应具有足够的刚度， 合理的二次支护时机及其在经济上合理、 工程上易 于实现的高强度支护技术是确保深井巷道围岩稳定 92 中国煤炭期刊网 w w w . c h in a c a j . n et 2015 年第 10 期煤 炭 科 学 技 术 第 43 卷 的关键 4 6 。其中， 文献 6 10在总结前人经验 的基础上提出了新奥法， 该理论选择性继承了传统 理论中被动支护的理念， 并提出主动支护的观点， 让 围岩本身参与维持围岩稳定的工作， 使围岩和支护 结构共同形成坚固的支承环; 文献 11 14 提出了 “轴变论” 理论， 该理论认为， 巷道开挖后， 重新分布 的围岩应力超过岩体的极限强度值时造成巷道的冒 落并使其轴比关系发生改变， 同时围岩应力分布状 态再次改变并达到某种平衡， 巷道冒落最终可自行 稳定; 文献 15 提出了联合支护理论， 形成了“先柔 后刚、 先挖后让、 柔让适度、 稳定支护” 的支护理念， 该理论认为巷道开挖初期支护结构应具有一定柔 性， 允许巷道变形释放一定压力， 待巷道变形相对稳 定后， 采取刚性支护。而对于煤矿常用的二次支护 技术主要有金属支架支护、 钢筋混凝土支护、 料石碹 支护， 以及近期提出的钢管混凝土支架支护等， 其在 工程应用中均取得了一定的成效 16 ， 但在经济成本 和支架承载强度的高效利用方面， 尚未进行深入研 究。因此研究分析此类巷道的二次支护时机及其在 经济上合理、 工程上易于实现的高强度支护技术将 对此类巷道的支护有重要意义。 1深井巷道围岩控制原理 1. 1巷道围岩变形 “可控性” 理论分析 为了分析问题的简便和说明一般规律， 利用经 典的理想弹塑性分析模型， 分析均匀应力场条件下 支护阻力对巷道围岩变形破坏的影响程度。巷道围 岩塑性区半径 与支护强度 Pi的关系为10 0 P Ccot 1 sin Pi Ccot 1sin 2sin 1 式中 0为圆形巷道半径; P 为原岩应力; C 为围岩 的黏聚力; 为围岩的内摩擦角。 巷道围岩位移 u 为 uP B0 / 0 1 2 B0 1 K 1 P c K 1 E 3 K 1 sin / 1 sin 4 式中 为岩体扩容梯度; 为泊松比; K 为侧压系 数; c为单轴抗压强度; E 为弹性模量。 同时， 由式 2 可以得出不同原岩应力、 围岩条 件下支护强度与围岩变形之间的关系曲线， 如图 1 所示， 对于深井巷道围岩控制， 支护阻力是围岩变形 量大小的影响因素之一， 但对于工程上的影响非常 小， 在现有技术条件下， 支护强度从 0. 2 MPa 升至 0. 8 MPa， 围岩变形量仅降低 5 15， 这种围岩 变形量的减小程度在工程上是微乎其微的。由此可 见， 原岩应力的改变能够大幅度的改变巷道围岩变 形量， 而在巷道围岩力学性质和应力环境一定时， 随 着支护强度的不断增高， 围岩变形量的减小极为有 限该计算结果与前文实测结果基本吻合， 同样证明 这种围岩塑性破坏引起的围岩变形可以认为是不可 控的， 试图采用一次支护控制围岩变形， 现有工程技 术条件下很难实现， 经济上也不合理。 图 1支护强度与围岩变形关系曲线 Fig. 1elationship curves of support intensity and surrounding rock deation 1. 2深井巷道围岩分次控制原理 合理的“支护系统围岩” 相互作用关系是充 分利用围岩天然的自承力和承载力。对于围岩达到 稳定前变形量较大巷道， 成巷后进行一次支护， 及时 封闭和隔离围岩， 防止成巷后发生巷道冒顶事故， 在 巷道围岩发生较大的位移后再进行强力二次支护， 彻底将围岩变形控制在工程允许的范围内， 相比让 压小变形的情况， 此时二次支护强度工程上易于实 现、 经济上更为合理。另外， 当巷道围岩变形到一定 程度后， 围岩松动应力、 膨胀应力等显现程度增 加 10， 当围岩位移到达一定的程度以后， 随着围岩 位移的增加， 控制围岩变形所需的支护强度也会急 剧增加， 因此， 二次支护应在围岩位移达到松动破坏 之前进行， 并保证有一定的富余位移量。这也就需 要一次支护的支护体应具有较好的“柔性” ， 即要适 应围岩的变形， 又能在围岩变形期间保证持续的工 作阻力， 二次支护应在一次支护尚未失效之前进行。 然而， 目前对于深井巷道的一次支护， 由于其围岩 破裂深度较大， 超出普通锚杆的锚固范围， 多采用锚索 的支护形式， 而锚索的工程延伸率仅为2.2左右 标 准延伸率为 3， 施工张拉时损失近 1 ， 因此， 从确 03 中国煤炭期刊网 w w w . c h in a c a j . n et 贾后省等 深井巷道围岩分次控制原理与强力支护技术2015 年第 10 期 保巷道安全的层面来说， 二次支护应在巷道变形量接 近锚索极限延伸量的80时进行， 二次支护应具有相 对较高的支护强度， 以最大程度地控制围岩再变形， 这 样工程上容易实现且经济上也更为合理。 2多边形封闭式型钢支架强力支护技术 前文分析深井巷道二次支护应具有相对较高的 支护强度是巷道围岩最终得以稳定的关键， 据此， 设 计了高强多边形封闭式型钢支架。通常支架所受到 的载荷复杂多变， 计算极其繁琐， 笔者在支架结构设 计时考虑其所受载荷为水平和垂直方向的均布载 荷。为有效控制矩形巷道顶底角重点区域的变形破 坏， 支架的结构形式选用封闭式多边形。计算简图 和基本体系如图 2 所示， 假定支架不同部位所受均 布载荷分别为 q1、 q2， 支架的高、 宽分别为 m、 n， 斜梁 长度为 L， 斜梁与水平方向的夹角 锐角 为 ， 图 2a 为一个三次超静定结构， 通过对该结构及其载荷的 对称性分析， 可将其简化为 1/4 结构进行计算， 简化 后的超静定次数为一， 计算简图如图 2b 所示。 图 2计算简图和基本体系 Fig. 2Calculation diagram and basic system 采用力法进行多余未知力计算， 基本体系如图2c 所示， 令 l1 m Lsin ， l2 n Lcos ， l3 L ， X1 为弯矩， 笔者规定支架内侧受拉为正， 反之为负。支架 以弯曲变形为主， 轴力、 剪力对位移的影响忽略不计， 由基本体系应满足的位移协调条件， 其受力法方程为 11X1 1P 0 5 11 3 i 1 M1M1 EI dxi 6 1P 3 i 1 M1Mp EI dxi 7 式中 M1、 Mp分别为单位力和载荷作用下基本结构中 任一截面产生的弯矩; 11为系数， 基本体系在单位力单 独作用下沿 X1方向产生的位移; 1P为基本体系在载荷 单独作用下沿 X1方向产生的位移; dxi为积分线元， xi i 1， 2， 3 为支架不同分段的任意截面的位置; EI 为支 架的抗弯刚度。 单位力和载荷在基本结构中任一截面产生的弯 矩 M11， Mp为 MP xi 1， 2， 3 q1 x1 l3sin /2 q1m x1 l3sin q2n2/2 x1 0， l 1 q2x22/2 x2 0， l 2 q2 l2 x3cos q1x2 3sin 2 /2 q1mx3sin x3 0， l 3 8 将式 8 代入式 7 可得 1P q2 2l32 3l3 l22 n2 l33cos2 6n2l1 q12l3 1 3l3 l2 1 m2 l3 3sin 2 6m2l 1 / 12EI 9 再将式 9 代入式 5 可得多余未知力 X 为 X q2 2l3 2 3l3 l2 2 n2 l3 3cos 2 6n2l 1 q1 2l3 1 3l3 l2 1 m2 l3 3sin 2 6m2l 1 / 12 l1 l2 l3 10 由叠加原理， 利用式 8 、 式 10 得出载荷作用 下支架任一截面产生的内力弯矩为 M xi M1X MP xi 11 因支架内应力主要由弯矩引起， 暂不考虑轴力和 剪力的影响。由上可知， 当支架结构形式固定， 即 m、 n、 L、 为定值时， 上式在定义域内有最大值 M xi max; 假定巷道的宽高一定， 即 m 和 n 为定值， 在支架所受载 荷一定时， M xi max为L 和 的函数， 对于特定材质的 支架， xi max也是L 和 的函数， 当 ximax大于支 架材质的强度极限 s时， 支架将会破坏， 又因 s为定 值， 所以支架极限外载 qmax将取决于 xi max， 即L 和 的大小。 给定支架参数和载荷条件 m 1. 8 m、 n 2 m、 q1 q2， 计算不同 L 和 条件下支架内的最大弯矩， 可以分析支架结构形式对其内力的影响。图 3 为不 同 L 和 条件下支架内最大弯矩与极限条件下 L 0， 0 的比值， 可以得出 13 中国煤炭期刊网 w w w . c h in a c a j . n et 2015 年第 10 期煤 炭 科 学 技 术 第 43 卷 图 3不同条件下支架最大弯矩比值情况 Fig. 3Maximum bending moment ration under different conditions 1 在斜梁角度分别为 15、 30、 45、 60、 75 的情况下， 支架内力变化较大; 当 L 一定时， 斜梁角 度为 15的支架内力最大， 45的支架内力最 小。因此， 该条件下支架斜梁的最优倾斜角度为 45。 2 当 为定值时， 一定范围内支架所受内力随 着斜梁长度 L 的增大逐渐减小; 当 L 增大到一定值 后， 其内力又开始呈现逐渐增大的趋势。同时， 在计 算过程中， 支架内危险截面的位置也随着 L 的增大 而不断发生变化。由此可知， 当支架斜梁长度变化 时， 支架内的最大弯矩存在一个最小值， 即支架斜梁 的长度 L 在理论上存在着一个最优解。在工程应用 中， 其大小还应结合实际需求， 综合考虑巷道断面、 通风等确定。 3工程应用 3. 1巷道支护参数设计 试验选取邢东矿 980 m 水平主副暗一联巷进 行， 位于主暗斜井和副暗斜井之间， 根据邻近巷道的 矿压监测记录及工程经验， 一次支护采用锚杆 锚 索联合支护。具体支护参数如下 1 锚杆参数为 20 mm 2400 mm， 顶部锚杆间 排距为 800 mm 800 mm， 两帮锚杆间排距 700 mm 800 mm， 顶部、 帮部锚杆锚固长度分别为 1 200、 900 mm， 托盘长宽厚分别为 150、 150、 10 mm， 钢筋 梯长度为 4 200 mm， 间排距分别为 800 mm。 2 槽钢梁锚索参数为 17. 8 mm 8 250 mm， 间 排距 1 300 mm 1 600 mm， 锚固长度 2 400 mm， 锚 索预应力不低于 160 kN。 3 点锚锚索参数为 17. 8 mm 8 250 mm， 间排 距为 1 600 mm 1 600 mm， 锚固长度 2 400 mm， 锚 索预应力不低于 160 kN。 二次支护采用多边形封闭式型钢支架支护， 根 据锚索工作状态， 选取顶板下沉 140 mm 之后进行， 根据前文金属支架的设计原理， 考虑到现场条件复 杂多变， 保留一定的安全系数， 支架设计宽高分别为 4. 0、 3. 6 m， 其中， 斜梁角度选用 45， 顶梁和底梁采 用 28b 普通热轧型钢， 长度为 2. 4 m， 侧梁采用 22b 普通热轧型钢。 3. 2巷道支护效果监测 在邢东矿 980 m 水平主副暗一联巷施工完成 后立即设置 3 个测站， 每组测站距离 30 m。试验巷 道顶板多基点位移监测曲线如图 4 所示， 在观测期 间， 试验巷道第 1 测站总位移为 52 mm， 位移主要分 布在顶板上方 0 4 m， 该区域位移量为 32 mm 左 右， 4 6 m 区域位移为 6 mm， 第 2 测站总位移为 72 mm， 位移主要分布在顶板上方 0 1 m 和 2. 5 4. 0 m， 4 8 m 区域位移为 11 mm， 第 3 测站总位移 为 55 mm， 各个层位位移量分布较为均匀， 0 2 m 位移量为 19 mm， 2 3 m 区域位移为 13 mm， 3 4 m 区域位移为 14 mm， 4 6 m 区域位移为 9 mm， 为 从变化趋势来看， 顶板主要变形时间集中在第 15 35 d， 之后顶板各层位变形趋于稳定。 图 4试验巷道顶板多基点位移监测曲线 Fig. 4Multi points displacement monitoring curves of experimental tunnel roof 从监测站所得的监测数据分析可知， 采用新的 支护方式巷道围岩的位移量比较小， 顶板总位移量 能够控制在 52 72 mm， 同时使巷道围岩变形在较 短时间内能达到稳定趋势， 该支护形式对围岩的控 23 中国煤炭期刊网 w w w . c h in a c a j . n et 贾后省等 深井巷道围岩分次控制原理与强力支护技术2015 年第 10 期 制效果能满足工程的要求。 4结论 1 支护阻力是围岩位移量大小的影响因素之 一， 但对于深井巷道围岩变形控制作用很小， 其可以 认为是不可控的， 试图采用一次支护控制围岩变形， 但现有工程技术条件下很难实现， 经济上也不合理， 需采用分次支护， 二次支护应在巷道变形量接近锚 索极限延伸量的 80时进行， 采用高强多边形封闭 式型钢支架强力支护。 2 对多边形封闭式型钢支架进行了优化设计， 计算得出了支架斜梁的最优倾斜角度， 分析给出了 支架斜梁合理长度的确定方法， 并根据 980 m 水 平主副暗一联巷具体情况进行了支架参数设计， 监 测结果表明， 该支架支护效果良好。 参考文献 1牛双建， 靖洪文， 张忠宇， 等 深部软岩巷道围岩稳定控制技术 研究及应用J 煤炭学报， 2011， 36 6 914 919 Niu Shuangjian， Jing Hongwen， Zhang Zhongyu， et al Study on 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