软岩巷道变形支护研究与实践路径的建设

1、软岩巷道变形支护研究与实践路径的建设黄陵二号煤矿是年生产能力700万t的大型现代化矿井，井田为斜井、平硐联合开拓，盘区布置。409综采工作面位于二号井田四盘区左翼，工作面走向长度3000m，工作面长度260m。409辅运巷主要满足于409综采工作面的运输、管线铺设需要。巷道沿煤层顶板掘进（上预留300mm至500mm厚的煤层）。409辅助运输巷设计全长2535m，且先后为409、411两个工作面服务，服用时间长，对围岩变形要求高，受长期风化、淋水等不利因素的影响大。辅助运输巷与409综采工作面之间留设30m煤柱，但巷道将受到409工作面回采的全过程影响，造成围岩应力的重新分布并形成不均衡应力区

2、，导致巷道全断面剧烈来压，底板和煤柱帮的变形尤其严重，使巷道断面急剧收缩，而在411工作面回采时又将经受一次超前采动影响，对巷道支护体系的整体稳定性要求非常高。为此，总结掘巷期间巷道表面变形规律及巷道破坏机理，为支护参数优化提供科学依据，并及时发现工程隐患，以保证安全高效掘进。1 巷道地质条件409辅运巷位于+700m水平，巷道总埋深为634.5m。巷道布置在2#煤层中，2#煤黑色、块状，以半亮型半暗型煤为主，夹有薄层暗煤，条痕褐黑色，沥青状光泽，阶梯状断口，条带状结构，块状构造，内生裂隙，较为发育，部分被方解石充填，夹矸为泥岩，结构：4.9（0.25）0.46。巷道顶板围岩主要以浅灰色粉砂岩

3、为主，呈薄层状，断面较平整，含大量云母片，波状交错层理发育，岩芯完整，较致密，局部夹泥质成分，泥、钙质胶结，厚13m16.5m。巷道直接底，薄层状泥岩，较为松软，局部含煤的包裹体，厚度1m，粉砂岩泥岩细粒砂岩9.9m。巷道顶底板柱状图见图1。煤体：普氏系数f=1，抗压强度Rc=10MPa，抗拉强度Rt=1.2MPa，抗剪强度τ=2.4MPa。粉砂岩：普氏系数f=7.3，抗压强度Rc=73MPa，抗拉强度Rt=8.35MPa，抗剪强度τ=10MPa。泥岩：普氏系数f=5，抗压强度Rc=50MPa，抗拉强度Rt=2MPa，抗剪强度τ=4.7MPa。图1 巷道顶底板柱状图2

4、巷道变形机理分析2.1 巷道顶底板岩石分析2#煤层以半亮型半暗型煤为主，阶梯状断口，条带状结构，块状构造，内生裂隙，较为发育，部分被方解石充填，夹矸为泥岩；巷道顶板围岩主要以浅灰色粉砂岩为主，岩芯完整，较致密，局部夹泥质成分，泥、钙质胶结；底板泥岩块状，较为松软，含大量铝质鳞粒。煤层及底板岩层强度较低且底板泥岩具有膨胀性，是引起巷道变形破坏的主要原因。2.2 巷道破坏变形分析在破碎软岩支护中，巷道顶板巷帮底板围岩作为有机统一的平衡体系，其破坏其破坏变形相互影响，即任一区域的破坏变形都会通过应力、应变传递的方式影响其它区域。自稳隐形拱是地下巷道稳定的界面，并以此界面将顶部垂直应力转向巷道两帮。改

5、变巷道顶角形状或在顶板适当位置加装预应力锚杆可以降低自稳隐形拱的高度，取得较好的支护效果，两帮底角围岩是巷道受力最大的部位之一，是通过两帮壁围岩承受巷道顶板载荷的受力基础，巷道两帮同底角围岩失去横向支撑而向巷内挤入，将直接造成巷道断面的减少和底板鼓起。随着底板强度降低，零位移点、零应变点均向底板深部发展，围岩强度越小，底鼓量越大。底鼓控制需重点加固破碎底板，增大其峰后强度及残余强度，尽量减小底板自由面积，控制水平应力对底鼓的影响。通过以上分析，破碎软岩巷道的破坏变形具有整体性，底板作为巷道支承的基础，其破坏变形将影响巷道帮部围岩的稳定性，而帮部围岩的破坏变形将影响顶板围岩的稳定，造成巷道压力增

6、大，进一步加剧围岩破坏，造成巷道整体失稳。巷道两帮顶、底角及巷道围岩体系中的软弱部位应重点加强支护。409辅助运输巷布置在2#煤层中，2#煤破碎软弱，且底板泥岩强度较低，底板及帮部围岩的破坏变形是巷道破坏变形的主要原因。2.3 巷道断面自稳隐形拱理论认为：达到塑性破坏后即便是松散的围岩都具有一定的支承能力，而那些处于受拉应力的围岩被列入预防和支护的对象。在巷道两帮无支护状态下，巷道垮落片帮的极限深度最大值为3 支护方案巷道设计断面4.6mx3.8m。顶板支护：顶板采用6根Φ22mmx2800mm左旋螺纹钢锚杆配合M型托盘及M5钢带压网支护，锚杆间距800mm、排距800mm。同时针对顶

7、板进行 3-2-3;布置方式的锚索强化支护。帮部支护：采用5根Φ20mmx2500mm左旋螺纹钢锚杆配合M5钢带分段搭接，锚杆间距1000mm、排距1000mm。由自稳平衡拱理论验证：顶、帮补支护已基本满足支护要求。原支护方案下巷道破坏变形的主要原因：未治好两帮脚;。原设计忽视了两帮脚;的支护，是导致巷道变形的主要原因。4 巷道变形实测4.1 测站布置为了得到破碎软煤岩巷道的变性特点与规律，本次在409辅助运输巷道选取50m典型支护段4个断面布置4个观测站进行矿压观测，具体包括顶板下沉量及下沉速度、底鼓量及底鼓速度、两帮移近量及移近速度。截至现场观测第一天，已施工990m左右，日进尺可

8、达11m。测站布置于掘进迎头。4.2 巷道变形规律4.2.1 巷道两帮位移规律表1 巷道变形值mm从表1看出， 巷道变形底臌量最大， 两帮移近量次之，顶板下沉量最小， 其中底臌量占顶底板移近量85.6%， 由于该矿区煤系地层中大部分煤层底板附近为砂质泥岩，强度较低， 而且节理较发育， 极易破碎失去承载能力， 底板破坏向巷道中部移动，带动两帮移近，巷道底板与两帮的失稳将最终导致顶板破坏失稳。图3 表面位移帮部变形量曲线图4 表面位移两帮变形速度曲线对四组表面位移测站采用多断面观测法共观测21天，两帮移近量为27.75mm，单帮变形量14mm；两帮变形速度最大为10mm/d。通过图34可以看出，两

9、帮变形速度在巷道掘出9天内速度降至1mm/d以下，巷道掘出12天后，巷道两帮变形速度降至0.25mm/d以下。即可以认为在测点附近顶板岩性及现有支护参数情况下，巷道掘出后两帮变形剧烈期为9天左右，12天后趋于稳定，掘巷迎头应力影响范围为100m左右。4.2.2 巷道顶底板位移规律在观测期间，顶底板移近量为138.5mm，其中顶板下沉量20mm，底鼓量118.5mm，底鼓占85.6%；顶板下沉速度最大为6mm/d，底鼓速度最大为25mm/d。图5 表面位移顶底变形量曲线图6 表面位移顶底变形速度曲线图56表明，巷道掘出后，测点顶板下沉速度较小，在巷道掘出5天以后，速度降至1mm/d以下，8天后，

10、顶板下沉速度稳定在0.25mm/d以下，迎头应力对顶板影响范围为90m左右；底鼓速度较快，刚开始为25mm/d，15天后，顶板下沉速度降至1mm/d，19天后，底鼓速度降至0.5mm/d，基本趋于稳定，迎头应力对底板影响范围为200m左右。5 分析与结论通过现场实测的结果可以看出，巷道破坏程度与所处岩性、埋藏深度、支护形式及支护参数关系很大，其破坏规律及原因分析如下：（1） 掘进初期巷道变形量大，变形速度快。原因是由于巷道埋深大，造成地应力增大，加上采动影响，使巷道围岩处于破裂状态并造成较大的破裂范围，从而产生较大的变形量。这与开采深度、岩石力学性质、支护方式等有关。409辅运巷的现场观测表明

11、，现有支护条件下，破碎软岩巷道刚开挖时的变形速度可达25mm/d以上，5d的变形量就达到其变形总量的62%64%，8d后该比例上升到82%86%。巷道收缩变形主要是由于巷道帮、底破碎软围岩破坏变形的结果。（2）在破碎软岩支护中，巷道顶板巷帮底板围岩作为有机统一的平衡体系，其破坏其破坏变形相互影响，巷道两帮顶、底角及巷道围岩体系中的软弱部位应重点加强支护。（3）从实测结果可以看出，409辅运巷底臌量约占顶底板移近变形总量的85.6%。这是因为巷道两帮和顶板进行过支护，阻碍了相应部位围岩的继续变形和围岩应力的进一步调整，此时底板成为最薄弱的临空面，于是应力释放和岩体扩容变形向底板转移，而底板泥岩强

12、度有较为软弱，导致底板变形严重。巷道底臌增加了巷道矿压控制难度，使支护复杂化。所以应采用合理的支护形式及支护参数防治底臌。【参考文献】【1】黄庆享，冉隆明，等.构造破碎带大巷复修的支护理论与实践.煤炭科学技术，2008，06：15-18.【2】惠兴田，韦正范，等.自稳隐形拱的研究与应用.矿业安全与环保，2006，12：38-40.【3】康红普.巷道围岩的关键圈理论.力学与实践，1997，01：34-36.【4】柏建彪，李文峰，等.采动巷道底鼓机理与控制技术.采矿与安全工程学报，2011，03：01-05.【5】杨生彬，何满潮，等.底角锚杆在深部软岩巷道底臌控制中的机制及应用研究.岩石力学与工程学报，2006，06：2913-2919.【6】卓知权，黄