北一62采区煤底板专用回风巷中期报告

1、北一（6-2）采区6煤底板回风巷中期总结报告目录1、工程概况11.1 工程地质概况11.2 巷道支护情况52、现阶段支护形式评价82.12.2巷道分区域变形特征8巷道分区域变形分析102.3 U 型棚变形情况实照132.4掘巷期间矿压显现规律152.4.1 巷道表面收敛规律172.4.2 巷道顶板深部围岩位移规律202.4.3 锚索受力监测232.4.4 岩石力学性质242.4.5 U 型钢支架变形分析272.5小结283、断层对巷道稳定性影响数值计算293.1 FLAC 软件简介293.23.3计算模型的建立30计算结果分析333.3.13.3.23.3.3断层周围初始应力场33垂直应力分布

2、34水平应力分布363.3.4 最大主应力差分布393.3.53.3.63.3.7围岩位移矢量场41塑性区分布43巷道变形监测463.4小结474、巷道未掘进段支护方案49I北一（6-2）采区6煤底板回风巷中期总结报告4.14.2巷道未掘进段基本情况49支护方案524.2.14.2.24.2.34.2.44.2.5架棚52锚索梁53喷射混凝土55深孔注浆55中空注浆锚索565、回风巷掘进对邻近巷道变形影响57回风巷掘进对底板回风上山变形影响57回风巷掘进对胶带机上山变形影响58底板回风上山和胶带机上山变形影响对比605.15.25.3六、总结61II北一（6-2）6煤底板回风巷中期总结报告1、

3、工程概况为掌握巷道围岩变形规律，评估现有支护形式效果，中国矿业大学巷道支护与围岩稳定性课题组于2012 年4 月至12 月开展了为期近8的矿压观测、现场调研工作，获得了大量数据。在此期间，选取现场岩样，对岩石的物理力学性质进行了分析，并根据工程现场情况模拟得出邻近断层带对巷道支护变形的影响。结合现场实测、数值模拟结果和理论分析，基本掌握了 6 煤底板回风巷变形基本规律，对类似巷道维护具有重要指导意义。1.1 工程地质概况北一（6-2）上山采区 6 煤底板回风巷位于-648m 井底车场西北，掘进区段位于 6-2 煤及 1 煤层之间，自北一（6-2）采区回风石门拨门，以方位角 303°，

4、 跟 6 煤底板施工，平均垂距 20m 左右。与之平行布置的巷道包括 6 煤胶带机上山、6 煤底板回风上山、6 煤底板轨道上山三条巷道，平距分别为 30m、40m、60m；6 煤胶带机上山在 6-2 煤层中掘进，其余两条巷道与 6 煤底板位于同一水平。巷道布置平剖面图如图 1-1-1 所示。回风巷6 煤底板回风巷掘进层位主要位于泥岩和砂泥岩互层中，顶板岩性主要为细砂岩、煤线、泥岩，底板主要为砂泥岩互层、粉细砂岩。巷道岩性综合柱状图如图 1-1-2 所示。6 煤底板回风巷自拨门开始至结束位置一帮始终毗邻一系列断层所组成的断层群，已探明断层有 SF49、SF55、Fs263、Fs905、Fs909

5、、F92 及 FD92-3，巷道轴线方向与断层群基本一致。根据 6 煤底板回风上山掘进断层情况，预计 6 煤底板D6-D12 七条断层。对巷道回风巷掘进过程中将先后掘进影响较大的断层及其参数见表 1-1-1。 1 北一（6-2）6煤底板回风巷中期总结报告表 1-1-1预计对 6 煤底板回风巷掘进影响较大的断层及其参数断层名称倾向倾角性质落差程度F92 FD92-3 Fs263 Fs909Fs905300330°295308°237°290°295°120210°205218°147°20°25°

6、5065°75°70°6075°6070°正035.0m022.0m2.0m2.5m07m较高正较高正较高正较低正较低 2 北一（6-2）6煤底板专用回风巷中期总结报告图 1-1-1 巷道布置平剖面图 3 北一（6-2）6煤底板回风巷中期总结报告图 1-1-26 煤底板回风巷岩性综合柱状图（1）巷道断面及形状6 煤底板回风巷断面形状为直墙半圆拱形，采用锚网喷支护形式时净宽×净高=6000×4 600mm，采用架棚支护方式时净宽×净高=5407×4 330mm，巷道掘进断面面积 23.7m2，净断面面积 2

7、0.1m2。（2）巷道层位 4 柱 状层厚岩石名称岩性描述10.40.960.262.50中细砂岩泥岩煤线泥岩浅灰色,中细砂质结构，水平层理清晰，岩性坚硬，性脆。灰色,块状,性脆易碎,断口平坦,细小裂隙发育,局部含砂质泥岩。黑色,粉末状为主，发育不稳定，灰分含量较高。灰色,块状,性脆易碎,断口平坦,细小裂隙发育,局部含粉砂质。3.666-2煤黑色,粉末状为主，次为块状，鳞片状，片状，暗煤为主，弱光泽光泽，夹少量镜煤条带及线炭，属半暗型煤,含矸石。1.70泥岩灰色,块状,性脆易碎,断口平坦,细小裂隙发育,局部含砂质泥岩。0.287.9014.20煤线 细砂岩砂质泥岩黑色,粉末状为主，发育不稳定，

8、灰分含量较高。浅灰色,细砂质结构，含较多暗色矿物,局部夹泥质条带，岩性坚硬，性脆， 局部含有少量粉砂岩及微量中砂岩。灰色,含砂不均,往下增多,上部含菱铁鲕子,含痕木化石,局部相变为泥岩.6.503.300.74砂泥岩互屋粉细砂岩4-2煤粉细砂岩与砂质泥岩互层，灰色到灰白色，致密,块状,以粉细砂岩为主， 局部可见炭屑，水平层理清晰。浅灰色,细砂质结构，含较多暗色矿物,局部夹泥质条带，岩性坚硬， 性脆，局部含有微量中砂岩。黑色，块状为主，局部粉状和片状，油脂光泽,暗煤、亮煤为主，夹少量镜煤条带和丝炭，半暗型半亮型，属不稳定局部可采煤层。2.340.72泥岩4-1煤灰色,块状,性脆易碎,断口平坦,细

9、小裂隙发育,局部含粉砂质。黑色,块状为主，弱油脂光泽油脂光泽，暗煤、亮煤为主，夹少量镜煤条带及丝炭，常伴生有4-2煤，半暗型半亮型，属不稳定局部可采煤层。7.10泥岩灰色,块状,性脆易碎,断口平坦,细小裂隙发育,局部含砂质泥岩及鲕状铝质泥岩。北一（6-2）6煤底板回风巷中期总结报告巷道顶板距上覆 6-2 煤法距为：0.020.0m；巷道底板距下伏 1 煤层法距为：16.095.0m。（3）巷道掘进区段地层特征预计的岩层岩性主要为砂质泥岩、粉砂岩、中细砂岩、泥岩、细砂岩、砂质泥岩互层等，岩层裂隙、滑面较发育；局部发育小褶曲。地层变化较大，倾角 08。（4） 瓦斯地质本区段 6-2 煤层为突出煤层

10、，根据顾北矿井地质报告，6-2 煤层瓦斯煤样采样深度从-487.24-767.96m，-648m 以上其瓦斯含量为 2.999.974m3/t，平均瓦斯含量为 5.74m3/t；-648m 以下其瓦斯含量为 1.146.38m3/t，平均瓦斯含量为4.80m3/t。（5） 水文地质巷道顶底板砂岩富水性以静储量为主，预计巷道掘进期间正常用水量 3 5m3/h，最大涌水量为 10m3/h，当巷道下山施工至 1 煤顶板附近岩层时，预计最大涌水量为 25m3/h。（6） 地温本区属地温异常区，该水平地温 36，处于一热害状态。1.2 巷道支护情况6 煤底板回风巷断面为直墙半圆拱形，如图 1-2-1 所

11、示，为宽×高=5.4×4.3m 。现阶段采用的支护形式为单一架棚支护，正常掘进采用 U29 型钢，棚距 600mm，过异常带采用 U36 型钢，棚距为 500mm。每棚施工卡缆 4 副，卡缆间距 300mm，拉条 4 道。目前采用综掘机掘进，日进尺 6m，即 10 棚。6 煤底板回风上山巷道断面为直墙半圆拱形，如图 1-2-2 所示，为宽×高= 5.4×3. 8m。采用架 U29 金属棚进行支护，棚距 600mm，每棚施工卡缆 4 副， 卡缆间距 300mm，拉条 4 道。部分变形剧烈的地段在顶板及巷道肩角补打锚索或锚杆。6 煤胶带机上山断面为直墙半圆拱

12、形，如图 1-2-3 所示，为宽×高=5.4×3. 8m。采用架 U29 金属棚进行支护，棚距 600mm，每棚施工卡缆 4 副，卡 5 北一（6-2）6煤底板回风巷中期总结报告缆间距 300mm，拉条 4 道。图 1-2-16 煤底板回风巷支护图（：mm）巷道底板图 1-2-26 煤底板回风上山支护图（：mm） 6 巷道底板北一（6-2）6煤底板回风巷中期总结报告图 1-2-36 煤胶带机上山支护图（：mm） 7 北一（6-2）6煤底板回风巷中期总结报告2、现阶段支护形式评价2.1 巷道分区域变形特征中国矿业大学巷道围岩课题组调研了北一（6-2）采区 6 煤底板回风巷自轨

13、回联巷一拨门往迎头方向878m 范围内的巷道维护情况并沿途对U 型棚典型变形情况进行拍照。此范围内巷道掘进岩性基本保持一致，为深灰色砂质泥岩与灰白色细砂岩互层，岩层层理清楚，裂隙发育。从 U 型棚变形情况可以看出，该条巷道变形呈现明显的分区特性，可大致分为以下 5 种变形特征：1）以顶梁左侧下沉为主，伴有尖顶、扭曲现象发生。距联巷口 031m 范围， 巷道左帮毗邻 FD92-3 断层，平距 0.95.5m；123168m 范围，130m 处出现尖顶现象；252279m 范围，巷道右帮邻近 F9 断层，平距 0.86.5m，部分 U 型棚顶梁出现扭曲现象。2） 以顶梁右侧下沉为主，伴有平顶、扭曲

14、现象发生。168252m 范围，右帮邻近 F9 断层，平距 6.532.4m，部分顶梁扭曲；279348m 范围，巷道过 F11 断层，且与 F92 断层平距达到最小为 31.7m，部分地段出现平顶现象；639735m范围，由于矿压显现剧烈，巷道变形情况严重，自 690m 处开始， 架棚支护形式由 U29 改为 U36，并按“3-2-3-2”布置形式补打单体锚索。3） 以顶梁中部下沉为主，伴有顶梁曲现象发生。31123m 范围，巷道逐步远离 FD92-3 断层，左帮与该断层平距范围为 0.70.9m，与 F92 断层平距在 50m 以外。在原有架棚支护条件下，对 87105m 范围内巷道进行锚

15、索梁补强，但顶梁中部仍出现下沉、扭曲现象。4）顶梁压平。528639m 范围，巷道与 F92 断层平距在 50m 以上，U 型棚变形主要为顶梁压平，部分地段补打单体锚索。5）U 型钢支架维护良好。348528m 范围，单纯架棚，采用 U29 型钢，巷道与 F92 断层平距为 31.554.0m，未发生明显变形；735878m 范围，架棚采用U36 型钢，棚间补打单体锚索，由于巷道掘出时间不长，U 型棚维护良好。各区域大致范围如图 2-1-1 所示。 8 北一（6-2）6煤底板回风巷中期总结报告6煤底板回风巷轨回联巷一架棚由U29改为U36架U29型棚(棚间按"3-2-3-2"

16、;布置锚索)图 2-1-16 煤底板回风巷 U 型棚分区域变形特征 9 北一（6-2）6煤底板回风巷中期总结报告2.2 巷道分区域变形分析6 煤底板回风巷大部分区域邻近断层带，且岩性多为砂质泥岩、泥岩、砂质泥岩互层，岩层裂隙、滑面发育，岩性较差，支护方式基本为架棚支护，被动承载，围岩，难以满足巷道长时维护要求。6 煤底板回风巷与 6 煤底板回风上山层位大致相同，方位角、倾角、掘进长度、巷道跨度、支护形式大致相同，两者具有很好的可比性。而 6 煤底板专用回风巷更为靠近断层群，服务年限更长，因此与 6 煤底板回风上山相比其难度更大。类比底板回风上山对应区域巷道变形情况，可分析出巷道周围地质构造分布

17、、岩性特征及支护形式对巷道变形的影响。巷道分区域地质特征及现有支护形式下变形情况见表 2-2-1。表 2-2-1巷道分区域地质特征及现有支护形式 10 与联巷口距离（m）支护形式岩性断层位置变形情况回风上山对应变形情况031架棚（U29）砂泥岩互层左帮毗邻 FD92-3断层，平距 0.95.5m顶梁左侧下沉以棚腿内挤为主，部分U 型棚顶梁出现右侧下沉、压平现象31123架棚（U29），部分地段施工锚索梁砂泥岩互层远离FD92-3断层，与 F92 断层平距在50m 以外顶 梁 中 部 下沉、部分扭曲123168架棚（U29）砂泥岩互层接近F9 断层顶梁左侧下沉168252架棚（U29）砂泥岩互层

18、右帮邻近 F9断层，平距6.532.4m顶 梁 右 侧 下沉、部分扭曲252279架棚（U29）砂泥岩互层右帮邻近 F9断层，平距0.86.5m顶梁左侧下沉北一（6-2）6煤底板回风巷中期总结报告对比表 2-2-1 中各变形区域地质构造、岩性及支护方式情况，并结合图 2-1-1分析得出：1）巷道夹在两断层中间或者一帮距断层较近时，受断层影响大。巷道邻近断层地段（0348m、528735m）顶板活动较为剧烈，体现在 U 型棚变形上，主要表现为顶梁压平、扭曲、一侧下沉、顶梁中部下沉等形式，变形严重地段则呈 11 279348架棚（U29），部分地段施工单体锚索砂泥岩互层巷道过 F11 断层，且与F

19、92 断层平距达到最小为 31.7m顶 梁 右 侧 下沉、部分压平348528架棚（U29）砂泥岩互层与 F92 断层平 距 为31.554.0mU 型棚维护良好变形相对稳定，U 型棚维护良好528639架棚（ U29 ）， 自594m 处 按“3-2-3-2”在顶板施工锚索以砂岩为主、少量泥岩与 F92 断层平距在50m 以上顶梁压平顶板剧烈变形，U 型棚顶梁扭曲、压平，部分呈向下的“V”字形， 甚至折断639735架棚（ U29 ）， 自690m 处改为架棚（ U36 ） ， 按“3-2-3-2”在顶板施工锚索以砂岩为主、少量泥岩与 F92 断层平距在50m 以上顶 梁 右 侧 下沉、部分

20、扭曲735878架棚（ U36 ）， 按“3-2-3-2”在顶板施工锚索， 后自837m 处 顶 板 按“3-3-3-3”间隔施工锚杆、锚索，帮部锚杆尚未打齐砂泥岩互层，迎头处岩性较差与 F92 断层较远U 型棚维护良好北一（6-2）6煤底板回风巷中期总结报告现出多种变形。2）巷道一帮距断层较远时，受断层影响小，巷道维护良好。支护形式及岩性不同地段（348528m、735878m），U 型棚整体效果好，未发生明显变形。6煤底板回风巷与底板回风上山对应地段（348528m）附近地质及支护情况基本一致，巷道变形情况大致相同；对应地段（735878m），底板回风上山右帮邻近 D11 断层，呈现出不同

21、的变形情况。3） 在断层影响及支护形式大致相同而巷道岩性不同的地段，岩性差的区域巷道变形情况较严重。巷道岩性较差地段（31123m）顶梁中部压平后呈“V” 字型，相对岩性较好地段（528639m）顶梁中部仅出现压平现象。4） 在原有架棚支护形式下，增大支护强度，并补打锚索或锚杆等主动支护，围岩变形较单一架低强度 U 型棚效果好。5）架棚支护不能满足长时围岩的要求。巷道大部分范围单一架棚，且岩性破碎，巷道成形后棚后充填碎石，棚后空间大，壁后空间的存在使支护体在周边上与巷道围岩呈不规则的点、线接触，当围岩变形时，U 型钢支架将到不均匀的集中载荷，使支护结构受力状况，易于被破坏。U 型钢支架受力分析

22、如图 2-2-1 所示。q3cq2dq4rbeq1Va图 2-2-1支架分析模型 12 fah q5北一（6-2）6煤底板回风巷中期总结报告从以上分析可以看出，巷道变形影响因素主要有断层、岩性及支护形式，而断层分布在巷道变形影响中起主导作用。断层影响较弱地段，支护可做适当调整，但由于该条巷道岩性较差，以泥岩为主，单纯架棚或在此基础上补打锚杆（索），均不能长时有效围岩变形。尚未掘进地段，需根据断层分布情况，及时调整支护形式。2.3 U 型棚变形情况实照北一（6-2）采区 6 煤底板回风巷维护现状及 U 型棚典型变形情况实照如图 2-2-1 所示。图中锚索段及锚索梁补强段为矿压显现巷道变形过后施工

23、，未围岩变形。U 型棚维护良好顶梁左侧下沉顶梁右侧下沉顶梁压平 13 北一（6-2）6煤底板回风巷中期总结报告顶梁扭曲顶梁中部下沉棚腿良好顶梁多种变形锚索梁段顶梁变形尖顶现象14 北一（6-2）6煤底板回风巷中期总结报告锁棚段变形单体锚索段图 2-3-1巷道维护情况及 U 型棚典型变形实照2.4 掘巷期间矿压显现规律北一（6-2）6 煤底板回风巷矿压观测的主要内容包括巷道表面收敛、深部围岩位移、锚索受力等内容。（1）巷道表面收敛。巷道表面收敛是反映巷道表面位移的大小及巷道断面缩小程度，具体包括顶板下沉量及下沉速度、底鼓量及底鼓速度，通过对巷道掘进全过程围岩移近的观测，得出巷道变形全过程速度、变

24、形曲线。（2）巷道围岩深部位移观测。掌握巷道顶板 10m 范围内围岩的位移变化量及变形速度，研究巷道围岩结构的稳定性规律，顶板离层情况以及为确定锚杆合理支护的参数提供依据。（3）锚杆（索）受力监测。通过监测支护体受力大小与分布，可以比较全面地了解锚杆（索）工作情况，并锚杆（索）是否发生屈服和破断，评价巷道围岩的稳定性和安全性，锚杆（索）支护是否合理，根据监测数据提出支护设计修改建议。中国矿大课题组在北一（6-2）6 煤底板回风巷 115m 范围内共设置表面位移测点 5 处（B1B5），多点位移测点 2 处，孔深 10m（D1，D2），锚索受力测点 5 处（Y1 测点 3 处，Y2 测点 2 处

25、）。各测试内容及平面分布如图 2-4-1 所示。 15 6-2煤专用回风巷测站布置图北一（6-2）6底板回风巷中期总结报告B5B4B3B2 B1D2D1Y1 Y26煤底板回风巷迎头438m24m18m18m12m27m9m3m4m508m18m18m18m18m迎头B1 B2B3B4B5B1B2迎头B3B4B56煤胶带机上山74m11m14m15m14m6煤底板回风上山图 2-4-1测点分布示意图北一（6-2）6 煤底板回风巷的矿压观测仪器主要有测试巷道表面收敛的短锚杆配带钩螺母、多点位移计、锚索测力计等仪器，如图 2-4-2 所示，所耗材料见表 2-4-1。所有仪器均为一次消耗性物品。（a）

26、多点位移计（b）锚杆（索）测力计图 2-4-2常用矿压测试仪器 16 30m 30m联络巷北一（6-2）6煤底板回风巷中期总结报告表 2-4-1北一（6-2）6 煤底板回风巷及胶带机上山矿压测试仪器消耗表2.4.1 巷道表面收敛规律采用多断面法回归出北一（6-2）6 煤底板回风巷掘出后 100 天范围内的围岩两帮收敛规律和顶底板收敛规律典型曲线，如图 2-4-3 和图 2-4-4 所示。 17 序号仪器名称规格数量备注1短锚杆20×800mm10 根5 个断面2螺母M2210 套焊制带钩3多点位移计KDW-22 套10m 多基点4锚索17.8mm×6.3m5 根5 处测站5

27、测力计（枕）量程 40MPa5 套量测锚索受力6卷尺8m1 套量测巷道高度及宽度7测绳80m1 卷布置测站北一（6-2）6煤底板回风巷中期总结报告（a）两帮位移收敛演化规律（b）两帮位移速度演化规律图 2-4-36 煤底板回风巷两帮位移收敛演化规律（a）顶底板位移演化规律 18 北一（6-2）6煤底板回风巷中期总结报告（b）顶底板位移速度演化规律图 2-4-46 煤底板回风巷顶底板位移收敛演化规律由图 2-4-3 和图 2-4-4 可以得出以下结论：（1） 巷道掘出后 101 天，顶底板移近量 313mm、底鼓量 209mm、顶板下沉量 130mm、两帮位移量 138mm、左帮位移量 121m

28、m、右帮位移量 29mm。两帮位移量明显小于顶底板移近量，前者约为后者的 44.1%；底鼓量约占顶底板移近量的 66.7%；左帮位移量为右帮位移量的 4.13 倍。（2） 按照巷道两帮位移收敛的速度，两帮的位移演化规律可分为三个时期：第一区间，变形急剧期，第 617d，平均位移速度 4.38mm/d；第二区间，变形缓和期，第 1857d，平均位移速度 1.18mm/d；第三区间，变形稳定期，第58101d，平均位移速度 0.44mm/d。具体分区见表 2-4-2。表 2-4-2巷道两帮移近分区及平均速度一览表（3）按照巷道顶底板位移收敛的速度，顶底板的位移演化规律也可分为三个时期：第一区间，变

29、形急剧期，第 617d，平均位移速度 10.04mm/d；第二区 19 区间名称时间段（d）两帮移近速度（mm/d）左帮移近速度（mm/d）右帮移近速度（mm/d）急剧期6174.384.131.08缓和期18571.180.600.57稳定期571010.440.330.13北一（6-2）6煤底板回风巷中期总结报告间，变形缓和期，第 1883d，平均位移速度 2.00mm/d；第三区间，变形稳定期， 第 84101d，平均位移速度 1.00mm/d。具体分区见表 2-4-3。表 2-4-3巷道顶底板移近分区及平均速度一览表（4）巷道表面变形主要集中在成巷初期，巷道掘出后半范围内两帮及顶底板变

30、形速度大。因而，为限制巷道大变形，需在掘巷后及时补强支护。2.4.2 巷道顶板深部围岩位移规律中国矿业大学课题组在北一（6-2）6 煤底板回风巷设置 10 m 多点位移计 2 处，在巷道掘出后第 5 天装设。对该巷道的顶板深部围岩进行了 85 天范围内的连续观测，各测站的顶板深部围岩位移演化规律如图 2-4-5 和 2-4-6 所示。（a）1#测站深部围岩位移演化规律 20 区间名称时间段（d）顶底板移近速度（mm/d）底鼓速度（mm/d）顶板下沉速度（mm/d）急剧期61710.046.043.58缓和期18832.001.351.21稳定期841011.000.510.72北一（6-2）6

31、煤底板回风巷中期总结报告（b）2#测站深部围岩位移演化规律图 2-4-5围岩深部位移演化规律由图 2-4-5 中 1#和 2#各基点的位移量变化曲线可得出以下规律：1）两个测站内 10m 范围的各点位移量至观测结束时已基本达到稳定。至观测结束时，1#测站的各基点位移增量大于 2#测点的各测点数值，1m、4m、6m、8m、10m 基点范围内的围岩最大累计位移量分别为 94mm、154mm、158mm、162mm、168mm。2）1#测站和 2#测站各基点之间的绝对离层值见表 2-4-4。表 2-4-4巷道深部围岩各基点间绝对离层值：mm由表 2-4-4 可以看出：1#测站在 1m 基点和 4m

32、基点范围内的围岩发生明显离层，离层量分别达到 94mm 和 60mm，占 10m 范围内围岩扩容量的 56%和 36%。2#测站在 1m 基点、 6m 基点和 10m 基点范围内的围岩发生明显离层，离层量分别为 54mm、40mm 和 36mm，占 10m 范围内围岩扩容量的 40%、30%和 27%。1#测站 410m 范围内的围岩绝对扩容量仅为 14mm，且 4m 以上各相邻 21 测站011446688101#94604462#54134036北一（6-2）6煤底板回风巷中期总结报告基点间的增量稳定在 4mm 左右，4m 以上岩层基本稳定，顶板呈整体均匀下沉。2#测站各基点间位移量变化不

33、均匀，16m 范围离层量仅为 4mm，基本稳定；68m和 810m 范围围岩绝对扩容量分别为 40mm 和 36mm，明显大于前两个区间， 说明该区域内顶板岩层在 10m 内未得到稳定，加之两测站仅相距 3m，两测站反映出的变化规律却存在明显差距，说明该区域顶板深部围岩活动极为复杂。（a）1#测站深部围岩位移速度演化规律（b）2#测站深部围岩位移速度演化规律图 2-4-6围岩深部位移速度演化规律 22 北一（6-2）6煤底板回风巷中期总结报告由图 2-4-6 可得出以下规律：1）1#和 2#测站各基点位移速度变化趋势大致相同，两测点处顶板不同深度范围内的围岩位移速度呈震荡式衰减，掘出 11 天

34、后，趋于缓和，最终达到稳定。2）巷道开挖初期离层速度较大，1#测站顶板 1m、4m、6m、8m、10m 基点处的最大位移速度分别为 12mm/d、42mm/d、40mm/d、42mm/d、41mm/d，均出现在巷道掘出后第 3d，即顶板 10m 以内的岩层在观测初期位移速度达到最大值。2#测站顶板 1m、4m、6m、8m、10m 基点处的最大位移速度分别为 5mm/d、8mm/d、8mm/d、21mm/d、25mm/d，分别出现在巷道掘出后第 5d、第 4d、第 4d、第 5d、第 5d，即顶板 10m 以内的岩层在观测初期位移速度达到最大值。2.4.3 锚索受力监测中国矿业大学课题组成员在北

35、一（6-2）6 煤底板回风巷距联巷口 544m（施工 3 根，1#3#）和 553m（施工两根，4#5#）处，施工 5 根锚索，具体如图 2-3-1 所示。锚索托板能够围岩向巷道内位移，对围岩施加径向支护力，使围岩由平面应力状态转化为三向应力状态提高了围岩的强度，通过定时测量得出托锚力与时间的变化关系，如图 2-4-7 所示。图 2-4-7由图 2-4-7 可以得出：锚索托锚力随时间变化关系 23 北一（6-2）6煤底板回风巷中期总结报告1）初始观测值近乎为 0，说明锚索施工过程中存在一定问题。分析得出以下两点：锚索施工质量问题，未施加预紧力。围岩表面破碎导致托板与围岩表面接触不实，致使锚索预

36、紧力损失，初始值偏低。2）1#5#锚索施工后，托锚力开始增大，初期增长较快，其中 2#、4#和 5#锚索在达到峰值后逐步衰减为 0。1#和 3#锚索最终分别稳定在 4t 和 18t。3）从各锚索托锚力随时间变化关系可以看出，只有 3#锚索符合要求，率仅为 20%。锚索施工后托锚力失效势必会影响围岩效果。2.4.4 岩石力学性质岩石力学性质影响岩石的变形破坏，从而决定巷道变形情况。岩石受载时首先发生变形，当载荷增大到超过某一数值（极限强度）时，就会导致岩石破坏，所以岩石的变形和破坏是岩石在载荷作用下力学性质变化的两个阶段。为了掌握顾北矿北一（6-2）上山采区 6 煤底板回风巷围岩力学性质，及其破

37、坏特征，指导现场各种支护措施的采取。课题组于 8 月 22 日在掘进迎头，27 日完成试样，29 日对岩石的物选取了代表性岩样，并封装带回理力学性质进行了测定，具体包括岩石的单向抗压强度、抗拉强度、内聚力、内摩擦角等。试件与实验遵照中民煤炭行业标准煤和岩石物理力学性质测定方法MT44-87、MT45-87 、MT47-87、MT173-87 的规定执行，并参照国际岩石力学学会和现场标准化委员会编制的岩石力学试验建议方法。（1）试块实验所取煤岩样均取自于现场不规则煤岩块，通过制成规程所要求的标准试块。（2）试件的规定执行。、数量，根据合同规定的测定指标，按岩石性质，测定方法（3）实验设备与方法实

38、验过程按照原煤炭工业部标准，关于煤和岩石物理力学性质试验规程中的要求进行。所学性质的测定均在由美国引进的 SANS 试验机上进试数据自动处理。 24 北一（6-2）6煤底板回风巷中期总结报告图 2-4-8试验机图 2-4-9 按试验规程好的标准试样 25 北一（6-2）6煤底板回风巷中期总结报告图 2-4-10 实验完成后试样破坏情况测得结果如下：1）单轴抗压强度共进行了 2 组单轴抗压强度试验。第 1 组 3 块试样，单轴抗压强度分别为：29.97MPa、24.559MPa、22.185MPa，平均 22.002MPa；第 2 组 2 块试样，单轴抗压强度分别为：11.295Mpa、38.7

39、76MPa，平均 25.04MPa。2）抗拉强度试验(巴西法)共进行了 2 组抗拉强度试验。第 1 组 3 块试样，抗拉强度分别为：2.715MPa、2.799MPa、2.650MPa，平均 2.545MPa；第 2 组 3 块试样，抗拉强度分别为：2.019Mpa、1.55MPa、1.501MPa，平均 1.69MPa。3）抗减强度试验(变角剪切)抗剪试验按角度分为 65°、60°、55°三组进行。第 1 组角度 65°，试验3 块，第一块由于未沿剪切面破裂，强度值过小，舍去；第 2 组角度 60°，试验2 块；第 3 组角度 55°

40、;，试验 3 块。通过对三组试验结果进行线性拟合，得到了岩石部分强度曲线，计算得到了内聚力为 3.945MPa，内摩擦角为 55.7°。三个实验岩样的破坏表现出一个共同特征，即岩石的破坏受层理面影响较为 26 北一（6-2）6煤底板回风巷中期总结报告严重，试样在破坏时通常在沿主破裂面破坏的同时，沿层理面产生裂纹，试验结束后的岩块往往碎成多块。围岩内存在各种节理、层理、裂隙等不连续面，这些结构面的分布与强度对岩体强度影响很大。一般情况下，结构面的强度比较低，锚索对其强度影响很大，从而提高岩体的整体强度、完整性与稳定性。2.4.5 U 型钢支架变形分析U 型钢支架受力分析如图 2-2-1

41、 所示。目前，我国绝大部分煤矿的井下巷道掘进期间形成的毛断面仍难以形成能与 U 型钢支护体在周边紧密接触的光滑外形，不可避免地在支护体背后形成了壁后空间。壁后空间的存在使支护体在周边上与巷道围岩呈不规则的点、线接触，当围岩变形时，U 型钢支架将易于被破坏。到不均匀的集中载荷，使支护结构受力状况，同时，由于存在壁后空间，U 型钢支架不向围岩提供支撑力，围岩在地应力作用下非弹性变形继续发展，松动圈范围将进一步扩大，围岩变形将长期不能稳定，离掘进头越远，松动圈范围越大。据统计，围岩收敛量的 36%78%是在松动圈形成期内产生的，其实质是破碎岩石体积膨胀扩容的结果。由于巷道单纯 U 型棚后较难围岩变形

42、，后补打单体锚索，采用“3-2-3-2”布置形式，排距 1200mm，间距 2600mm。锚索规格 21.8×6300mm，配大小托盘，大托盘为 400×400×15mm 厚平钢板，小托板为 300mm 长 11#工字钢，工字钢横向筋板开孔，钻孔直径 27mm。每孔采用三节 Z2360 型树脂药卷加长锚固。锚索外露小于 200mm。锚索预紧力 80100kN，锚固力不低于 200kN，中部锚索垂直岩面施工，肩部锚索与垂线夹角不大于 10°。但由于锚索未能紧跟迎头施工且滞后迎头近 100m，围岩效果不理想。单纯普通 U 型钢棚式支护难以满足深埋、采动、断层

43、影响等复杂条件巷道的基本要求，需采用锚杆、锚索、注浆、喷浆等方式加强支护，主动提供较高支护阻力，将主动支护与 U 型钢支护协调承载，减少壁后空间，围岩变形。 27 北一（6-2）6煤底板回风巷中期总结报告2.5 小结对 6 煤底板回风巷现有支护条件下维护情况调研，总结出以下几点：1）巷道变形影响因素主要有断层、岩性及支护形式，而断层分布在巷道变形影响中起主导作用。巷道夹在两断层中间或者一帮距断层较近时，受断层影响大。巷道一帮距断层较远时，受断层影响小，巷道维护良好。2）在断层影响及支护形式大致相同而巷道岩性不同的地段，岩性差的区域巷道变形情况较严重。3）单纯普通 U 型钢棚式支护难以满足深埋、

44、采动、断层影响等复杂条件巷道的基本要求，需采用锚杆、锚索、注浆、喷浆等多种方式加强支护，主动提供较高支护阻力。4）巷道变形主要集中在成巷初期，在巷道掘出后半范围内两帮及顶底板变形速度大。为限制巷道大变形，需在掘巷后紧跟迎头及时主动补强。 28 北一（6-2）6煤底板回风巷中期总结报告3、断层对巷道稳定性影响数值计算自从 R.W.Clough1965 年首次将有限元引入土石坝的稳定性分析以来，数值模拟技术在岩土工程领域获得了巨大的进步，并解决了许多工程问题。数值计算方法和计算机技术的发展，使得分析在室内进行岩土工程数值模拟成为可能，也使得数值模拟技术逐渐成为岩土工程研究和设计的主流方法之一。根据

45、顾北矿北一(6-2)上山采区 6 煤底板回风巷实际工程地质条件，采用FLAC2D5.0 建立数值计算模型，分析不同法距条件下的影响，具体包括巷道围岩垂直应力、水平应断层对巷道围岩稳定性应力差、围岩位移矢量、巷道变形量监测分析等内容，以期得到在断层影响下，巷道围岩应力场分布特征、变形特征等，为支护技术的选取提供依据和参考。3.1 FLAC 软件简介FLAC(Fast Lagrangian Analysis of Continua)是由美国明尼苏达 ITASCA 软件公司开发的通用计算程序，主要适用地质和岩土工程的力学分析。该程序自 1986年问世后，经不断，已经日趋完善。前国际岩石力学学会C.A

46、irburst 评价它：“现在它是国际上广泛应用的可靠程序”(1994)。FLAC 程序的基本原理和算法与离散元法相近，是由 P.A.Cundall 提出的。它与离散元法的区别在于它应用了节点位移连续的条件，在拉格朗日算法基础上，采用有限差分显式算法来获得模型全部运动方程（包括内变量）的时间步长解，从而可以追踪材料的渐进破坏和垮落，可用于连续介质的大变形分析。由于它不必形成像有限元法中那样的整体刚度矩阵，因此可以在内存较小的微机上计算较大规模的题目。FLAC 程序采用的是快速拉格朗日方法，它基于显式差分法来求解运动方程和动力方程。程序将计算区域内的介质划分为若干个二维单元，单元之间用节点相互连

47、接。对某一个节点施加荷载之后，该节点的运动方程可以写成时间步长t的有限差分形式。在某一个微小的时段内，作用于该节点的荷载只对周围的若干节点（例如相邻节点）有影响。根据单元节点的速度变化和时段t，程序可求出单元之间的相对位移，进而可以求出单元应变；根据单元材料的本构方程即可求出单元应力。随着时段的增长，这一过程将扩展到整个计算范围，直到边界。 29 北一（6-2）6煤底板回风巷中期总结报告FLAC 程序将计算单元之间的不平衡力，将此不平衡力重新加到各节点上，再进行下一步的迭代运算，直到不平衡力足够小或者各节点的位移趋于平衡为止。FIAC 程序可以模拟弹性模型材料，摩尔-库仑模型材料，横观各向同性

48、模型的层状材料，具有软弱夹层的节理材料等六种。它还可以模拟地应力场的生成、计算岩土材料力学行为，特别适合模拟大变形和扭曲、不可逆剪切破坏和压密、粘弹（蠕变）、洞室或边坡开挖、回填混凝土、锚杆锚索安设、渗力学问题等。尤其是对锚杆的设置非常方便，可以在任何指置设置锚杆而不考虑网格的划分和结点的分布。FLAC 程序的另一特点是，它具有强大的前后处理功能。网格自动生成，界面美观。用户可以使用各种命令修正网格以适应各种复杂边界，计算结果均可以有图形输出，并可着色。这包括各期的主应力分布向量x、y、xy 分布等值线，位移向量 Ux、Uy 等值线，塑性区范围，锚杆受力等等。使用方便快速，可以模拟煤层开挖后岩

49、层（顶底板等）及节理的移动、变形过程，可以准确分析围岩性质，采动影响，支护特征等因素对巷道稳定性的影响。FLAC 程序建立在拉格朗日算法基础上，特别适合模拟大变形和扭曲。FLAC 采用显式算法来获得模型全部运动方程(包括内变量)的时间步长解，从而可以追踪材料的渐进破坏和垮落，这对研究工程地质问题非常重要。FLAC 程序具有强大的后处理功能，用户可以直接在屏幕上绘制或以文件形式创建和输出打印多种形式的图形。使用者还可根据需要，将若干个变量合并在同一副图形中进行研究分析。3.2 计算模型的建立由于现场问题的复杂性，数值计算不可能完全再现工程实际情况，需要对实际工程地质条件进行一定程度的简化，建立数值计算模型。根据弹塑性理论，将断层对巷道围岩稳定性影响问题简化为平面应变问题。简化后的数值计算模型及计算方案如图 3-2-1 所示。为了充分减小模型边界对于所分析问题的影响，同时考虑计算机的计算能力及时间消耗，确定模型为：长×宽=100×70m ，巷道形状为直墙半圆拱形，采用其实际，即：宽×高=5.4×4.3m 。断层倾角为 60°，落差为 20m，位于巷道的左帮肩角处。巷道围岩各层岩性和厚度根据综合柱状图进行选取，为了方便网格划分防止分层过细，部分 30 北一（6-2）6煤底板回风巷中期