急倾斜煤层巷道围岩变形破坏机理及支护研究-wjc课件

1、急倾斜煤层巷道围岩变形破坏机理及支护研究 摘 要：急倾斜煤层巷道支护大多采用单一的支护体系，巷道变形破坏严重.为了找出适合急倾斜煤层巷道的支护体系，对急倾斜巷道围岩变形破坏特征进行了深入的分析。以赵家坝煤矿3964运输平巷作为研究对象，借助岩石点荷载试验、围岩松动圈测试和数值模拟软件，对该巷道围岩力学性质、围岩松动范围、应力分布、变形情况分别进行研究，得出急倾斜煤层巷道围岩变形破坏机理，并通过工程实践也取得了非常好的效果，为控制急倾斜煤层巷道稳定性提供了科学依据。关键词：急倾斜煤层；点荷载试验；松动圈测试；数值模拟；围岩变形破坏机理 我国急倾斜煤层占15%20% 的储量，其年产量占全国煤炭总产

2、量的10%左右。近年来，随着国家经济发展对煤炭资源需求的快速增长，急倾斜煤层在我国煤矿开采中所占的比重将逐年增加。大量研究与实践表明1-5，急倾斜煤层开采所造成的围岩变形破坏较一般条件下煤层不同，其围岩结构也具有特殊特征，由于缺乏对其围岩变形破坏机理等基本科学问题的系统研究，造成了开采方法选择失误工作面灾害事故频发。因此，研究急倾斜煤层开采的基本科学问题，可以为该类煤层开采关键技术的解决奠定理论基础，减少安全生产事故，大幅度地提高能源的利用效率。1 围岩力学性质测试试验段巷道围岩强度较低，且节理发育，极易破碎，难以采集到较为完整的岩样，在西安科技大学岩样加工试验室按照岩石力学测定规范利用点荷载

3、仪进行了不规则岩样的载荷强度测定。1.1试验仪器本次进行现场点荷载测试的仪器为美国GCTS公司点荷载测试仪，其最大施加载荷为100kN，可自动记录试件破坏峰值，可测试试件最大尺寸高125mm，宽100mm，行程达54mm。现场调查表明，巷道围岩节理发育，煤层松散破碎，有两层夹矸，特别是巷道顶板岩层层理特征明显。其中伪顶为炭质泥岩，直接顶为灰色薄层状泥质粉砂岩，老顶为中厚层状细砂岩，局部夹有粉砂岩，底板为薄层状泥质粉砂岩。1.2 测试结果通过对所收集岩样进行点荷载测试，取部分岩样及其破坏特征见图1-图3，测试结果见表1。 图1 直接顶岩样以及点荷载破坏特征图Fig.1 Direct roof r

4、ock and failure characteristics of point load 图2 底板岩样以及点荷载破坏特征图Fig.2 floor rock and failure characteristics of point load 图3 煤样以及点荷载破坏特征Fig.3 coal and failure characteristics of point load根据现场实测，巷道围岩层理发育，且层理间的粘结强度较低，其中老顶层理厚度在1525cm左右，直接顶在1530cm左右，煤层在3050cm左右，底板在2540cm左右；同时，围岩的节理也较发育，其中煤层节理发育程度最大，直接顶

5、次之，老顶最少。表1 围岩力学特征点荷载测试结果Tap.1 Mechanical characteristics of surrounding rock pointload test results类别编号压力/(kN)破坏直径/(mm)试样厚度/(mm)强度指标/(MPa)抗压强度/(MPa)老顶10.8626.2225.711.2820.0221.353.1425.430.9624.1532.5129.3127.243.1452.72直接顶12.9455.0027.961.9149.2423.480.621.831.9367.0632.0999.8628.820.7330.09底板15.3

6、975.228.42.5282.8224.1383.2740.341.2343.8231.2499.7834.750.3614.81煤层11.6458.3333.240.8522.7721.24139.4342.240.2111.6431.3753.3430.270.8521.36根据点荷载测试数据，由平均点荷载强度指标和 平均抗压强度公式： 得出老顶岩样抗压强度为49.24MPa；直接顶岩样抗压强度为52.66MPa；煤样抗压强度为15.00MPa，底板岩样的抗压强度为42.18MPa。2 围岩松动圈测试巷道开挖前，地下岩体处于三向受压平衡状态。开挖后，该平衡系统遭到破坏，一方面围岩应力将进

7、行重新分布与调整，另一方面巷道表面围岩由原来的三向受压变为双向受力状态，其强度将大大降低。在开巷初期，由于巷道周边产生很大的集中应力，当其超过围岩强度时，该处围岩将发生破坏，导致围岩承载能力和所受应力降低；之后，应力峰值和围岩破坏范围向围岩内部转移，直至达到新的三向应力平衡状态为止。此时围绕巷道的一圈岩层中将出现一定厚度的破裂区，这个破裂区称为围岩松动圈。大量研究结果揭示，巷道支护的主要对象是松动圈形成发展过程中的碎胀变形。松动圈厚度越小，围岩碎胀变形就越小，巷道围岩也越稳定，支护越容易；相反松动圈越大，由此产生的碎胀变形量也越大，巷道围岩就越不稳定，支护越困难，因此有必要进行巷道松动圈的测试

8、，以便更好的依据松动圈的范围进行巷道支护设计。2.1 测试仪器围岩松动圈测试选用的是美国GSSI公司生产的SIR-20探地雷达，其精度高、性能稳定、可靠。SIR-20地质雷达系统包括硬件（主机、天线、传输电缆等）和软件（现场数据采集、预处理、后处理等)两大部分。从数据采集、储存、到数据处理都已实现数字化，边采集数据边显示波形，数据后处理软件功能强大，目前SIR-20地质雷达系统可用于工程地质勘查。采用SIR-20型多通道雷达透视仪，对赵家坝煤矿3964平巷围岩顶、底板及两帮进行了松动圈探测，最大探测深度12m,本次共设置4个测站，每个测站布置4条测线,分别放在顶底板以及两帮上。2.2 探测成果

9、分析根据所分析的结果，得到3964平巷围岩松动范围，见表2。表2松动圈测试结果Tap.2 Loose circle test results测站测线编号松动范围测站测线编号松动范围一测站第1测线2.54.0m三测站第1测线2.02.4m第2测线2.14.2m第2测线2.73.2m第3测线1.22.3m第3测线2.02.4m第4测线1.74.2m第4测线1.92.2m二测站第1测线1.21.8m四测站第1测线2.53.8m第2测线2.53.2m第2测线2.04.2m第3测线1.83.0m第3测线1.32.2m第4测线3.54.3m第4测线2.04.2m对数据进行分析整理后，得到3964底板松动圈

10、范围为1.652.6m,右帮松动圈范围为2.683.93m，顶板松动圈范围为1.732.85m，左邦松动圈范围为2.43.7m。从中可以看出，巷道左帮的松动圈范围明显大于右帮，其原因是急倾斜巷道上帮岩层在沿层面法向力作用下，向开掘空间移动，造成了急倾斜巷道上帮围岩的松动圈范围值较大。由此可知急倾斜巷道围岩松动圈范围呈现非对称分布特征。根据围岩松动圈理论7，该巷道属于类大松动圈不稳定围岩，其中左帮和右帮部分地段达到了类大松动圈极不稳定围岩，结合围岩性质，巷道围岩属于破碎性软岩。3 数值模拟分析通过数值计算分析了解3964巷道变形破坏的基本特征，从而为得出急倾斜巷道围岩的变形破坏机理提供依据。本次

11、数值计算的方法为有限差分法，采用的计算程序为大型岩土工程专用软件FLAC5.08，利用该程序对现3964平巷的变形破坏特征进行了数值模拟分析，巷道断面选取拱形作为典型进行研究。3.1 围岩应力分析 图4 水平应力及垂直应力云图Fig.4 Horizontal stress and vertical stress cloud chart巷道开挖后，围岩应力分布变化明显，呈明显的非对称分布。从水平应力云图可看出，巷道左帮水平应力释放明显，在靠近帮部范围内（3m左右），围岩应力轮廓呈现半圆状分布，随着向深部延伸应力轮廓呈不规律分布；巷道右帮低应力范围较左帮小；底板亦存在小范围低水平应力区，顶部零应力

12、特征不明显，高水平应力集中区域处于巷道顶部直接顶与老顶的接触面上，且影响范围较大，最大应力值达到11MPa，右帮靠近老顶的岩体也出现水平应力集中，但应力值较小。从垂直应力特征中可看出，巷道围岩应力分布特征与岩层赋存特征具有明显的一致性，其中巷道附近煤岩层大范围应力释放明显，靠近巷道表明围岩的垂直应力值接近零值，其中顶板和底板低应力轮廓向深部岩体延伸范围较大，两帮相对较小；高应力集中区域位于巷道右帮老顶岩层内，最大值达到20MPa，左帮应力集中程度较低，且距离帮部较远。3.2 变形破坏分析位移矢量特征表明，巷道左侧整体变形较右侧大，即两侧变形呈现明显的非对称性，从图6看出，最大变形出现在底部，位

13、移量达到0.617m，底臌明显，左帮位移量次之，最大值为0.4m左右。同时，左帮偏上区域的大部分岩层均出现大幅度的运移。 图5位移矢量及塑性区特征图Fig.5 Displacement vector and the characteristics of plastic zone 塑性区特征表明，巷道围岩破坏范围较大，其中靠近左帮巷道破坏深度较大，最大值达到6m左右，以剪切破坏为主；底板和左帮表面围岩以拉伸破坏为主，底板拉伸破坏深度较大（最大值为1m）；同时可以看出，在急倾斜煤层巷道开挖过程中，围岩的塑性破坏具有明显沿岩层赋存方向延伸的特点，由于不同岩层具有不同的塑性破坏特性，所以其塑性破坏深度

14、也有所不同，从图中可以明显看出：伪顶岩层塑性破坏范围沿倾斜方向延伸范围最大。3.3 巷道围岩位移分析 图6两帮以及顶底板位移曲线Fig.6 Two help and roof and floor displacement curve从位移曲线图6看出，左帮水平位移整体大于右帮，其中，左帮下部位移较左帮上部大，右帮水平位移变化较小；顶底板垂直位移表明，巷道底板中部垂直位移最大，靠近左帮的底板次之，最后为靠近右帮的底板，顶板位移变化量较小，巷道的变形呈明显的非对称分布。4 工程实践4.1 巷道的变形破坏情况四川广旺集团赵家坝煤矿目前回采巷道全部采用梯形断面，11#矿用工字钢梯形棚支护。巷道掘出后不

15、久致棚腿钻底、歪斜、扭转等失稳现象，使得工字钢棚丧失支护能力，从而巷道变形破坏严重，特别是巷道底板的底臌变形剧烈，如巷道右侧顶板下沉，巷道左侧底板臌起等。在采面采动影响作用过程中必须随时加密或替换金属支架，不但返修率高，而且严重影响正常运输和安全。4.2 支护形式与参数由理论分析和数值模拟研究成果得知，急倾斜巷道围岩承受非对称载荷而引起围岩变形破坏呈现非对称性，变形破坏方式为“顶板下滑和底板臌起”，因此对急倾斜巷道的支护应采用非对称支护体系，对顶帮和底角加强支护。针对3964巷道实际情况，巷道断面采用半斜墙圆拱形，采用高强度锚杆+锚索+W钢带网+注浆锚杆+喷砼非对称支护形式，巷道支护施工布置断

16、面图如图7所示。图7 锚网索非对称耦合支护示意图Figure 7 Cable anchor and asymmetric coupling support schematic diagram(1)主要支护技术参数巷道顶部采用规格202500mm高强度左旋无纵筋螺纹钢锚杆，全长等强，预紧力不小于70KN，间排距800800mm，采用两支树脂药卷全长锚固，每组布置11根，拱顶布置3根，每根锚杆垂直于拱顶，两帮各布置3根锚杆，巷道右侧底板也布置2跟锚杆。锚索采用规格15.247000mm双股笼形锚索。采用全长注浆锚固，巷道顶中2根锚索，下帮中部、下部各1根，上帮中部各1根，间距1000mm，排距30

17、00mm。金属网采用10#铅丝编制，网片尺寸为2000mm1000mm，顶网片尺寸为4100mm1000mm，网格规格8080mm。锚杆托盘采用规格为200mm200mm14mm可调心托盘，锚索托盘采用规格为300mm300mm20mm高强度可调心托盘及配套锁具。W钢带型号WD280-3.0，宽度280mm，厚度3.0mm，高度23.5mm，孔径40mm。二次喷砼。在锚网索+钢带+注浆锚杆安装后，进行二次喷层，喷层厚度为20mm。4.3 支护效果分析4.3.1 现场观测为了掌握支护试验段的锚杆（索）承载工况、围岩变形特征以及巷道支护效果，同时为支护设计进行修改、调整提供依据，应对巷道进行系统性

18、的观测。对巷道围岩的表面位移、顶板离层以及围岩深部变形和位移等进行了观测。巷道断面收敛仪：本次试验观测巷道断面收敛采用钢卷尺。试验采用MYJ-10、MYJ-20型锚杆液压枕来观测锚杆锚索受力情况。对于顶板离层观测则是采用双高度横式顶板离层仪。4.3.2 矿压观测结果分析从试验巷道表面位移观测数据图8图9，锚杆（索）受力观测数据图10，顶板多点位移计观测数据图11来具体介绍试验巷道的矿压观测结果。（1）巷道表面位移观测数据及分析试验段巷道观测断面的巷道表面位移观测数据随时间的变化曲线如图910所示。图8巷道围岩表面位移-时间曲线Fig 8 the roadway surface displace

19、ment time curve图9巷道围岩移近速度-时间变形曲线Fig 9 the roadway near speed time deformation curve由图8图9可以看出：顶底板、两帮相对移近量在第19天左右基本趋于稳定，顶底板和两帮最大移近量分别为243m和120mm，相差123mm。顶底板相对移近量在前19天的平均变形速率为7.9mm/d，最大变形速率为12.7mm/d，初期变形速率较大，随着时间的延长，顶底板相对移近速率逐渐降低。在19天后，顶底板相对移近的平均速率为1.7mm/d。两帮相对移近量在前19天的平均变形速率为3.5mm/d，最大变形速率为7mm/d，初期变形速

20、率较大，随着时间的延长，两帮相对移近速率逐渐降低。在19天后，两帮相对移近的平均速率为0.9mm/d。（2）锚杆（索）的受力观测数据及分析试验段巷道观测断面的顶锚杆和帮锚杆的锚固力随着时间的变化曲线如图10所示。图10锚杆受力变化曲线Figure 10 Variation curve of anchor bar stress从图10可以看出：顶板和右帮锚杆受力开始有所下降，之后逐渐趋于稳定。左帮锚杆受力缓慢增加。这说明，在此观测期间内，巷道围岩变形缓慢，锚杆锚固效果良好。（3）顶板多点位移观测数据及分析图11 巷道围岩内部位移变化曲线Fig.11 the curve of roadway su

21、rrounding rock displacement试验段巷道观测断面的顶底板多点位移计观测数据随时间的变化曲线如图11所示。由图11可以看出：顶板深部位移测点的观测结果显示，2m范围的位移变化量较小，最大累计变化量4mm，2m-6m范围内位移量开始增长，逐渐缓慢，最大累计量为19mm。说明在整个支护过程中，2m范围内的顶板保持完好，2m-6m之间位移有较小的变形，巷道顶板稳定性较好，锚网索非对称耦合支护有效的控制了巷道的顶板位移。5 结 论(1)急倾斜煤层巷道顶底板围岩为煤岩共存、两帮所处不同力学性质的煤（岩）层中，造成了巷道围岩力学性质的非均匀性，导致了急倾斜煤层巷道围岩应力载荷呈现非对

22、称分布；(2)通过地质雷达探测围岩松动圈的成果可知，巷道左帮侧松动圈范围明显大于右帮侧，主要是左帮侧围岩在上覆岩层法向力和剪应力作用下，向开掘空间运移，造成松动圈范围在急倾斜巷道中呈非对称分布；(3)数值分析表明：急倾斜巷道围岩应力分布的不均匀性，引起巷道围岩变形破坏在同一断面内具有明显的非对称性和不均衡性；（4）针对急倾斜巷道围岩载荷的非对称性，支护方案采用锚网索非对称耦合支护，对巷道围岩进行了有效的控制，巷道没有发生顶板冒顶和片帮事故，巷道的稳定性和安全性得到极大的改善。参考文献1 石平五,高召宁.急斜特厚煤层开采围岩与覆盖层破坏规律J.煤炭学报,2003,28 (1):13-16.Shi

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