極弱膠結(jié)地層煤巷支護(hù)體系與監(jiān)控分析

孟慶彬，韓立軍，浦　海，喬衛(wèi)國(guó)，梅鳳清，周　星，李　浩

(1.中國(guó)礦業(yè)大學(xué) 深部巖土力學(xué)與地下工程國(guó)家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室，江蘇 徐州　221116；2.山東省土木工程防災(zāi)減災(zāi)重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室(山東科技大學(xué))，山東 青島　266590)

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極弱膠結(jié)地層煤巷支護(hù)體系與監(jiān)控分析

孟慶彬1,2，韓立軍1，浦海1，喬衛(wèi)國(guó)2，梅鳳清1，周星1，李浩1

(1.中國(guó)礦業(yè)大學(xué) 深部巖土力學(xué)與地下工程國(guó)家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室，江蘇 徐州221116；2.山東省土木工程防災(zāi)減災(zāi)重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室(山東科技大學(xué))，山東 青島266590)

摘要:針對(duì)極弱膠結(jié)地層煤巷圍巖自穩(wěn)能力差、自穩(wěn)時(shí)間短、圍巖變形劇烈等特征，采用FLAC3D深入揭示了矩形、切圓拱形與直墻拱形等3種斷面形狀煤巷開(kāi)挖后圍巖位移、塑性區(qū)及應(yīng)力分布規(guī)律，確定了極弱膠結(jié)地層煤巷合理斷面形狀；結(jié)合國(guó)內(nèi)外煤巷支護(hù)理論與技術(shù)，提出了極弱膠結(jié)地層煤巷“雙層錨固平衡拱結(jié)構(gòu)”，基于煤層厚度與巷道埋深，分類提出了極弱膠結(jié)地層煤巷支護(hù)技術(shù)方案，模擬驗(yàn)證了支護(hù)方案的合理性與可行性；基于圍巖變形與支護(hù)結(jié)構(gòu)受力實(shí)時(shí)監(jiān)測(cè)及分析，動(dòng)態(tài)掌握了極弱膠結(jié)地層煤巷圍巖變形與支護(hù)結(jié)構(gòu)受力狀態(tài)，評(píng)價(jià)了支護(hù)效果與驗(yàn)證了支護(hù)方案的可行性。監(jiān)測(cè)結(jié)果表明，切圓拱形斷面煤巷成型較好、受力均勻，有利于巷道圍巖的整體穩(wěn)定，提高了煤巷開(kāi)挖后的自穩(wěn)與承載能力；錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)技術(shù)方案有效地控制了極弱膠結(jié)地層煤巷圍巖大變形與破壞，保證了巷道圍巖與支護(hù)結(jié)構(gòu)的長(zhǎng)期穩(wěn)定及安全。

關(guān)鍵詞:極弱膠結(jié)地層;煤巷;斷面優(yōu)化;支護(hù)體系;監(jiān)控量測(cè)

隨著我國(guó)中東部淺部煤炭資源趨于枯竭，礦井建設(shè)逐步向煤炭資源豐富的西部地區(qū)發(fā)展，包括內(nèi)蒙古在內(nèi)的西部地區(qū)廣泛分布著極弱膠結(jié)軟巖地層[1-3]，該類特殊軟巖分布在侏羅系、白堊系地層中，成巖時(shí)間較晚、膠結(jié)程度差，由于西部地區(qū)特殊的成巖沉積環(huán)境，使得極弱膠結(jié)軟巖的物理力學(xué)性質(zhì)介于軟巖、硬土之間，是一類特殊軟巖，該軟巖具有膠結(jié)性差，強(qiáng)度低，易風(fēng)化，遇水泥化、軟化、崩解等特性[1-3]；極弱膠結(jié)地層巷道圍巖自穩(wěn)能力差，自穩(wěn)時(shí)間短，圍巖變形劇烈，圍巖控制難，巷道多次翻修后仍不能保持穩(wěn)定。在極弱膠結(jié)地層巷道施工過(guò)程中易發(fā)生冒頂事故，影響了礦井掘進(jìn)速度與安全生產(chǎn)，嚴(yán)重制約著我國(guó)西部礦井建設(shè)與煤炭資源向西部開(kāi)發(fā)的進(jìn)度及開(kāi)采深度。

煤巷一般采用矩形斷面，在這類特殊地層中矩形斷面成型困難，需采用型鋼支架進(jìn)行維護(hù)，且翻修頻繁。雖然我國(guó)許多專家學(xué)者針對(duì)煤巷斷面形狀的選擇[4-7]及支護(hù)難題[8-14]進(jìn)行了一定的理論探索和工程實(shí)踐，解決了一些工程難題；但是，總的來(lái)說(shuō)，目前對(duì)極弱膠結(jié)地層煤巷支護(hù)理論與技術(shù)相關(guān)研究較少，基本處于探索階段。本文以蒙東五間房礦區(qū)西一礦煤巷支護(hù)工程為研究背景，進(jìn)行極弱膠結(jié)地層煤巷斷面優(yōu)化研究，討論煤巷合理斷面形狀；結(jié)合國(guó)內(nèi)外煤巷支護(hù)理論與技術(shù)，探討極弱膠結(jié)地層煤巷合理的支護(hù)技術(shù)。工程實(shí)踐證明[15-19]，通過(guò)現(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè)可獲得復(fù)雜工程地質(zhì)條件下圍巖變形與支護(hù)結(jié)構(gòu)受力的變化規(guī)律。通過(guò)對(duì)極弱膠結(jié)地層煤巷圍巖變形與支護(hù)結(jié)構(gòu)受力監(jiān)測(cè)，可動(dòng)態(tài)掌握圍巖變形與支護(hù)結(jié)構(gòu)受力狀態(tài)，評(píng)價(jià)支護(hù)效果，優(yōu)化支護(hù)設(shè)計(jì)，確保極弱膠結(jié)地層煤巷圍巖與支護(hù)結(jié)構(gòu)的長(zhǎng)期穩(wěn)定及安全。

1極弱膠結(jié)地層煤巷支護(hù)體系

五間房煤田位于錫林郭勒盟西烏珠穆沁旗境內(nèi)，西一礦井位于五間房煤田西南部。礦井設(shè)計(jì)生產(chǎn)能力為800萬(wàn)t/a，礦井開(kāi)拓方式為斜井盤(pán)區(qū)下山開(kāi)拓。五間房盆地是二連盆地群中眾多含煤盆地之一，區(qū)內(nèi)一般為高角度張性正斷層，斷層的延伸方向多為NE—SW方向，傾向多為NW—SE方向。鉆孔揭露的地層自下而上依次為侏羅系中下統(tǒng)紅旗組，上統(tǒng)白音高老組、白堊系下統(tǒng)巴彥花組，第三系上新統(tǒng)和第四系全新統(tǒng)。西一礦主要含煤地層位于白堊系巴彥花組，煤層頂?shù)装逯饕獮槟z結(jié)程度極差的泥巖、粉沙巖、砂巖等，物理力學(xué)性能極低。煤體抗壓強(qiáng)度為2.9～20.1 MPa，平均值為8.77 MPa，屬軟煤～中硬煤；頂?shù)装灏讏紫党练e巖抗壓強(qiáng)度為0.1～51.8 MPa，平均值為12.05 MPa，為軟弱巖類，力學(xué)性能極低，且存在嚴(yán)重的風(fēng)化、泥化和崩解現(xiàn)象，遇水或風(fēng)化后變?yōu)樯钗铮緵](méi)有承載能力，極不利于圍巖穩(wěn)定與控制。

采用地質(zhì)雷達(dá)對(duì)西一礦煤巷進(jìn)行了圍巖松動(dòng)圈測(cè)試，以確定巷道圍巖松動(dòng)圈的大小和分布規(guī)律，為巷道支護(hù)方案與參數(shù)設(shè)計(jì)提供依據(jù)[4]。巷道圍巖松動(dòng)圈測(cè)試結(jié)果表明，極弱膠結(jié)地層煤巷頂?shù)装鍘r層的強(qiáng)度較低，自穩(wěn)能力差，開(kāi)挖后圍巖松動(dòng)圈范圍較大，其數(shù)值為2～2.5 m，局部可達(dá)3 m左右，屬于大松動(dòng)圈。

1.1極弱膠結(jié)地層煤巷斷面優(yōu)化

煤礦巷道斷面形狀大致可分為折線形和曲線形等兩大類，針對(duì)極弱膠結(jié)地層煤巷圍巖自穩(wěn)能力差、自穩(wěn)時(shí)間短、圍巖變形劇烈等特征，為提高煤巷開(kāi)挖后圍巖的自穩(wěn)與承載能力，且保證巷道具有足夠大的使用空間，以及采用錨網(wǎng)索支護(hù)能在巷道拱頂形成有效地組合拱結(jié)構(gòu)，擬將極弱膠結(jié)地層煤巷斷面形狀由矩形斷面改為切圓拱形斷面。為了驗(yàn)證極弱膠結(jié)地層煤巷切圓拱斷面選擇的合理性與可行性，采用FLAC3D深入揭示了矩形、切圓拱形與直墻拱形等3種斷面形狀煤巷開(kāi)挖后圍巖位移、塑性區(qū)及應(yīng)力分布規(guī)律。

本模型限制底部及側(cè)向位移，在上表面施加自重應(yīng)力，模擬上覆巖層自重(取巷道埋深為250 m，側(cè)壓系數(shù)為1.2)；建立模型幾何尺寸長(zhǎng)×寬×高=60 m×60 m×60 m，煤體和頂?shù)装鍘r石參數(shù)取值詳見(jiàn)表1；巷道幾何尺寸：矩形斷面為5 200 mm×3 500 mm，切圓拱形斷面、直墻拱形斷面為5 200 mm×3 700 mm。不同斷面形狀煤巷圍巖位移曲線如圖1所示，不同斷面形狀巷道圍巖塑性區(qū)與應(yīng)力分布如圖2所示；為直觀反映不同斷面形狀煤巷圍巖位移、塑性區(qū)最大深度與集中應(yīng)力數(shù)值，將數(shù)值計(jì)算結(jié)果置于表2中。

表1　煤層頂?shù)装逦锢砹W(xué)參數(shù)

圖1　不同斷面形狀煤巷圍巖位移曲線Fig.1　Surrounding rock displacement curves in different section shapes extraction roadway

由圖1～2與表1分析可知，不同斷面形狀煤巷圍巖變形呈現(xiàn)出“底板底臌量大于頂板下沉量大于幫部?jī)?nèi)擠量”的規(guī)律，且隨著距巷道表面距離的增大，位移逐漸減小。直墻拱形斷面煤巷頂板、底板及幫部的最大位移量最小，切圓拱形斷面次之，矩形斷面最大；直墻拱形斷面與矩形斷面相比，頂板、底板及幫部的最大位移減小量依次為30.4，30.68，9.22 mm，減小幅度依次為22.62%，17.49%，8.89%；切圓拱形斷面與矩形斷面相比，頂板、底板及幫部的最大位移減小量依次為20.78，26.58，1.26 mm，減小幅度依次為15.46%，15.15%，1.22%，即切圓拱形斷面與直墻拱形斷面相比，圍巖位移減小量與減小幅度相差不大。直墻拱形斷面與矩形斷面相比，應(yīng)力集中數(shù)值減小量依次為2.13 MPa，減小幅度依次為15.86%；切圓拱形斷面與矩形斷面相比，應(yīng)力集中數(shù)值減小量依次為3.7 MPa，減小幅度依次為27.55%，即切圓拱形斷面整體受力較為均勻、合理，避免在巷道底角、頂角處局部應(yīng)力高度集中而破壞，進(jìn)而引起巷道整體失穩(wěn)破壞。矩形斷面、直墻拱形斷面、切圓拱形斷面煤巷使用面積依次為18.2，16.33，16.77 m2，即切圓拱形斷面煤巷使用面積比直墻拱形斷面大一些?？傮w而言，切圓拱形斷面煤巷斷面利用率高，整體受力較為均勻、合理，巷道圍巖位移數(shù)值小、塑性區(qū)分布均勻、應(yīng)力集中程度較小，為了提高巷道開(kāi)挖后圍巖的自穩(wěn)能力和保證巷道具有足夠的使用空間，將煤巷斷面形狀由矩形斷面改為切圓拱形斷面是可行合理的。

圖2　不同斷面形狀煤巷圍巖塑性區(qū)與應(yīng)力分布Fig.2　Surrounding rock plastic zone and stress distribution in different section shapes extraction roadway

斷面形狀圍巖位移/mm頂板下沉量底板底臌量幫部?jī)?nèi)擠量圍巖塑性區(qū)最大深度值/m頂板塑性區(qū)底板塑性區(qū)幫部塑性區(qū)應(yīng)力集中位置集中應(yīng)力數(shù)值/MPa巷道使用面積/m2矩形134.38175.45103.754.413.782.16底角、頂角13.4318.20直墻拱形103.98144.7794.532.162.802.16煤幫11.3016.33切圓拱形113.60148.87102.492.563.002.16煤幫9.7316.77

1.2極弱膠結(jié)地層煤巷雙層錨固平衡拱結(jié)構(gòu)

目前，西一礦極弱膠結(jié)地層煤巷主要采用錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)方案，針對(duì)極弱膠結(jié)地層巷道與工程特征，提出了“雙層錨固平衡拱結(jié)構(gòu)”，即在進(jìn)行煤巷掘進(jìn)時(shí)，適當(dāng)擴(kuò)大掘進(jìn)斷面，頂部和幫部各預(yù)留一定的變形量，以允許巷道圍巖產(chǎn)生一定的變形，從而使圍巖中的高應(yīng)力得到釋放，有利于降低圍巖應(yīng)力集中程度，并使圍巖中的高應(yīng)力向更深部圍巖轉(zhuǎn)移，有利于圍巖穩(wěn)定；將煤巷由矩形斷面改為切圓拱斷面，可提高煤巷開(kāi)挖后圍巖的自穩(wěn)能力和保證巷道具有足夠的使用空間，以及采用錨桿支護(hù)能在巷道拱頂形成有效地組合拱結(jié)構(gòu)；在巷道頂板與幫部進(jìn)行錨索加強(qiáng)支護(hù)，可在深部穩(wěn)定煤層內(nèi)形成深部承載拱，并通過(guò)錨桿與錨索在剛度、強(qiáng)度上的耦合，進(jìn)而將錨桿淺部組合拱(內(nèi)層錨固結(jié)構(gòu))與錨索深部承載拱(外層錨固結(jié)構(gòu))有效地組合在一起形成雙層錨固平衡拱結(jié)構(gòu)，其示意圖如圖3所示。

在分析煤巷雙層錨固平衡拱幾何特征的基礎(chǔ)上，采用彈塑性理論研究了雙層錨固拱結(jié)構(gòu)的形成條件和結(jié)構(gòu)承載力的影響因素，推導(dǎo)出了雙層錨固平衡拱結(jié)構(gòu)的承載力與其厚度的計(jì)算公式等，確定了形成錨桿間排距的變化可以改變錨桿支護(hù)應(yīng)力場(chǎng)的分布特征，錨桿間排距過(guò)大則不能形成連續(xù)的壓應(yīng)力區(qū)。取錨桿間排距為0.5，0.6，0.7，0.8，1.0，1.2 m等6種數(shù)值，不同錨桿間排距對(duì)錨固效應(yīng)的影響如圖4所示。

由圖4分析可知，當(dāng)錨桿間排距為 0.5～0.8 m時(shí)，隨著間排距的減小，內(nèi)外層錨固結(jié)構(gòu)的疊加效應(yīng)逐漸增強(qiáng)，雙層錨固平衡拱結(jié)構(gòu)的厚度也不斷增加；當(dāng)錨桿間排距為1.0～1.2 m時(shí)，內(nèi)外層錨固結(jié)構(gòu)的疊加效應(yīng)不明顯，且雙層錨固平衡拱結(jié)構(gòu)的厚度也明顯減小，幫部錨桿形成的壓應(yīng)力區(qū)沒(méi)有疊加。當(dāng)間排距大于1.0 m時(shí)，錨桿支護(hù)應(yīng)力場(chǎng)未能在幫部形成壓應(yīng)力疊加區(qū)，頂板難以形成內(nèi)層錨固拱結(jié)構(gòu)，不利于雙層錨固平衡拱結(jié)構(gòu)的形成。

圖3　雙層錨固平衡拱結(jié)構(gòu)示意Fig.3　Structural figure of double balance arch

“雙層錨固平衡拱結(jié)構(gòu)”的合理參數(shù)，并采用FALC3D研究了雙層組合拱結(jié)構(gòu)的形成機(jī)制[20]。本文簡(jiǎn)要說(shuō)明錨桿間排距、錨索數(shù)量、預(yù)應(yīng)力等參數(shù)對(duì)雙層組合拱結(jié)構(gòu)形成機(jī)制的影響規(guī)律。

1.2.1錨桿間排距的影響

圖4　錨桿間排距對(duì)錨固效應(yīng)的影響Fig.4　Anchorage effect of bolt spacing and row distance

研究表明[20]，錨桿的徑向應(yīng)力在錨桿錨固范圍內(nèi)處于受壓狀態(tài)，隨著錨桿間排距的增大，徑向應(yīng)力極大值逐漸減小，其數(shù)值依次為-52.48，-45.44 ，-40.37，-37.15，-33.49，-31.89 kPa。切向應(yīng)力在距圍巖一定范圍內(nèi)處于受拉狀態(tài)，隨著距巷道表面距離的增大，切向應(yīng)力逐漸由受拉狀態(tài)轉(zhuǎn)向受壓狀態(tài)。隨著錨桿間排距的增大，圍巖中徑向應(yīng)力受拉區(qū)的范圍隨之增大，徑向應(yīng)力受拉區(qū)的范圍依次為0.65，0.77，0.81，0.99，1.11，1.27 m。因此，隨著錨桿間排距的增大，不利于煤巷圍巖中壓應(yīng)力區(qū)的形成與疊加，且難以將圍巖中的拉應(yīng)力區(qū)抵消，不利于圍巖的穩(wěn)定。

1.2.2錨索布置方式的影響

巷道頂板錨索按3，4，5，6根布置，不同錨索布置方式對(duì)錨固效應(yīng)的影響如圖5所示。

圖5　錨索布置方式對(duì)錨固效應(yīng)的影響Fig.5　Anchorage effect of cable arrangement mode

由圖5分析可知，增加錨索的數(shù)量對(duì)錨固效應(yīng)影響比較明顯，當(dāng)巷道斷面布置3根錨索時(shí)，錨索在巷道頂板未形成較大范圍的外層錨固拱結(jié)構(gòu)，很難與錨桿預(yù)應(yīng)力場(chǎng)相互疊加。當(dāng)頂板布置5，6根錨索時(shí)，由于支護(hù)密度增大，錨桿與錨索形成的預(yù)應(yīng)力場(chǎng)相互疊加，形成了雙層錨固平衡拱結(jié)構(gòu)。因此，在保證錨索間距合理的情況下，采用密集型錨索布置有利于外層錨固拱的形成，可增強(qiáng)與錨桿內(nèi)層錨固拱形成壓應(yīng)力區(qū)的疊加效應(yīng)。

1.2.3預(yù)應(yīng)力耦合效應(yīng)分析

錨桿與錨索預(yù)應(yīng)力耦合效應(yīng)分析[20]，當(dāng)錨桿預(yù)應(yīng)力過(guò)大、錨索預(yù)應(yīng)力較小時(shí)，如圖6(a)所示，在巷道周邊錨桿錨固范圍內(nèi)形成了均勻、層狀壓縮層，即內(nèi)層錨固結(jié)構(gòu)；因錨索預(yù)應(yīng)力較小，在巷道頂板處未形成較大范圍的外層錨固拱結(jié)構(gòu)，很難與錨桿預(yù)應(yīng)力場(chǎng)相互疊加。當(dāng)錨索預(yù)應(yīng)力過(guò)大、錨桿預(yù)應(yīng)力較小時(shí)，如圖6(c)所示，錨索在巷道頂部形成了范圍足夠大的外層錨固結(jié)構(gòu)，但由于錨桿沒(méi)有能夠發(fā)揮預(yù)應(yīng)力支護(hù)作用，造成應(yīng)力場(chǎng)未能相互疊加。當(dāng)錨桿、錨索預(yù)應(yīng)力耦合時(shí)，如圖6(b)所示，錨桿與錨索作用形成的內(nèi)外層錨固結(jié)構(gòu)在巷道頂板處相互疊加，形成雙層錨固平衡拱結(jié)構(gòu)。分析可知，當(dāng)錨索預(yù)應(yīng)力數(shù)值為錨桿預(yù)應(yīng)力的2～3倍時(shí)，錨桿與錨索可產(chǎn)生耦合支護(hù)效應(yīng)，在巷道頂板形成雙層錨固平衡拱結(jié)構(gòu)，可有效地控制頂板離層與下沉，保證頂板穩(wěn)定及安全。

圖6　錨桿與錨索預(yù)應(yīng)力耦合效應(yīng)Fig.6　Coupling effect of prestress of bolt and anchor cable

1.3極弱膠結(jié)地層煤巷支護(hù)方案優(yōu)化

針對(duì)極弱膠結(jié)地層煤巷圍巖自穩(wěn)能力差、自穩(wěn)時(shí)間短、圍巖變形劇烈等特征，結(jié)合國(guó)內(nèi)外煤巷支護(hù)理論與技術(shù)，基于煤層厚度與巷道埋深，分類提出了極弱膠結(jié)地層煤巷支護(hù)技術(shù)方案，如圖7所示：當(dāng)煤層厚度小于10 m時(shí)，采用直墻切圓拱形斷面；由于煤層較薄，在極弱膠結(jié)軟巖中錨索的錨固力極差或不可錨固，根本無(wú)法有效地安設(shè)錨索，此時(shí)可采用錨網(wǎng)與型鋼支架聯(lián)合支護(hù)技術(shù)方案，以保證煤巷整體穩(wěn)定與安全。當(dāng)煤層厚度大于10 m時(shí)，采用直墻切圓拱形斷面；由于煤層較厚，錨索在煤層中可錨，且錨固力可靠，可采用錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)技術(shù)方案，充分發(fā)揮錨桿、錨索的主動(dòng)支護(hù)作用，可有效地控制煤巷圍巖的變形與破壞。理論分析與數(shù)值計(jì)算結(jié)果表明，隨著煤巷埋深不斷增大，圍巖變形與塑性區(qū)損傷范圍也越來(lái)越大；可對(duì)不同埋深段的巷道采取相應(yīng)的加強(qiáng)支護(hù)措施，保證煤巷圍巖的整體穩(wěn)定與安全。通過(guò)對(duì)煤巷圍巖變形、頂板離層、錨桿與錨索受力監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)的反饋，及時(shí)修改、優(yōu)化支護(hù)方案，以保證極弱膠結(jié)地層煤巷圍巖與支護(hù)結(jié)構(gòu)的長(zhǎng)期穩(wěn)定及安全。

錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)技術(shù)方案材料及參數(shù)：錨桿，規(guī)格φ20 mm×2 400 mm，間排距700 mm×700 mm，預(yù)緊力不低于50 kN；錨桿托盤(pán)，拱型高強(qiáng)度托盤(pán)，規(guī)格150 mm×150 mm×8 mm；金屬網(wǎng)，采用φ6.5 mm冷拔鐵絲編制的菱形網(wǎng)，網(wǎng)格為50 mm×50 mm；鋼筋托梁，全斷面使用，由φ14 mm的圓鋼焊接，在錨桿安裝位置各焊接兩段縱筋，縱筋間距為60 mm；錨索，規(guī)格φ17.8 mm×5 100 mm(6 000 mm)，間排距1 600 mm×2 100 mm，按3-2-3布置，預(yù)緊力不低于150 kN；錨索托盤(pán)，高強(qiáng)度墊板，規(guī)格300 mm×300 mm×16 mm；藥卷，錨桿采用1卷中速2360型和1卷慢速2360型樹(shù)脂藥卷錨固，錨索采用1卷中速2360、1卷慢速2360和1卷超慢2360型樹(shù)脂藥卷錨固；底板砼，底拱處厚度為300 mm，墻角處厚度為200 mm，砼強(qiáng)度等級(jí)為C35。

采用FLAC3D模擬研究了不同工況情況下極弱膠結(jié)地層煤巷圍巖變形與塑性區(qū)損傷演化規(guī)律，圍巖位移與塑性區(qū)數(shù)值詳見(jiàn)表3。分析可知，隨著支護(hù)強(qiáng)度的提高，煤巷圍巖位移與塑性區(qū)范圍逐漸減小。① 當(dāng)煤厚t<10 m時(shí)，采用技術(shù)方案1：錨網(wǎng)與型鋼支架聯(lián)合支護(hù)，錨網(wǎng)噴支護(hù)及底板參數(shù)同本文1.3節(jié)；型鋼支架采用16號(hào)工字鋼，排距為1 400 mm；頂板下沉量從113.62 mm降低為9.54 mm，兩幫內(nèi)擠量從104.35 mm降低為19.83 mm，底板底臌量從148.14 mm降低為29.5 mm；頂板塑性區(qū)范圍從1.39 m降低為0.59 m，幫部塑性區(qū)范圍從1.28 m降低為0.51 m，底板塑性區(qū)范圍從1.95 m降為0.87 m。② 當(dāng)煤厚t≥10 m，埋深h≤250 m時(shí)，采用技術(shù)方案2：錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)，錨網(wǎng)索支護(hù)及底板參數(shù)同本文1.3節(jié)；頂板下沉量從113.62 mm降低為18.34 mm，幫部?jī)?nèi)擠量從104.35 mm降低為29.35 mm，底板底臌量從148.14 mm降低為37.26 mm；頂板塑性區(qū)范圍從1.39 m降低為0.67 m，幫部塑性區(qū)范圍從1.28 m降低為0.52 m，底板塑性區(qū)范圍從1.95 m降低為0.91 m。③ 當(dāng)煤厚t≥10 m，250 m

圖7　極弱膠結(jié)地層煤巷分類支護(hù)技術(shù)方案Fig.7　Classification supporting technology schemes of extraction roadway with very weak cementation strata

巷道埋深與煤層厚度/m工況(支護(hù)技術(shù)方案)圍巖位移/mm頂板下沉量?jī)蓭蛢?nèi)擠量底板底臌量圍巖塑性區(qū)范圍/m頂板兩幫底板工況1:開(kāi)挖不支護(hù)113.62104.35148.141.391.281.95煤厚t<10工況2:錨網(wǎng)61.8162.5985.210.980.921.46工況3:錨網(wǎng)+工字鋼13.8622.6378.430.620.551.25工況4:錨網(wǎng)+工字鋼+底板混凝土9.5419.8329.500.590.510.87工況1:開(kāi)挖不支護(hù)113.62104.35148.141.391.281.95煤厚t≥10,工況2:錨網(wǎng)64.0868.4793.580.940.931.44埋深h≤250工況3:錨網(wǎng)+錨索22.3532.5487.870.70.571.25工況4:錨網(wǎng)+錨索+底板混凝土18.3429.3537.260.670.520.91工況1:開(kāi)挖不支護(hù)163.89149.52200.202.171.72.54煤厚t≥10,埋工況2:錨網(wǎng)96.995.2129.061.341.181.61深250

2極弱膠結(jié)地層煤巷圍巖變形與支護(hù)結(jié)構(gòu)受力監(jiān)測(cè)分析

為及時(shí)動(dòng)態(tài)掌握極弱膠結(jié)地層煤巷圍巖變形與破壞情況、支護(hù)結(jié)構(gòu)受力狀態(tài)，評(píng)價(jià)支護(hù)效果及優(yōu)化支護(hù)設(shè)計(jì)，確保極弱膠結(jié)地層煤巷圍巖與支護(hù)結(jié)構(gòu)的長(zhǎng)期穩(wěn)定及安全，對(duì)巷道頂板離層、圍巖收斂變形、錨桿與錨索受力進(jìn)行了實(shí)時(shí)監(jiān)測(cè)。頂板離層監(jiān)測(cè)采用頂板離層儀，每個(gè)監(jiān)測(cè)斷面在頂板布置1個(gè)測(cè)點(diǎn)，可反映頂板離層情況，以便加強(qiáng)對(duì)巷道頂板的管理，防止冒頂事故的發(fā)生；圍巖收斂變形監(jiān)測(cè)采用收斂計(jì)，每個(gè)監(jiān)測(cè)斷面布置4～5測(cè)點(diǎn)，可反映巷道表面圍巖的變形特征與支護(hù)效果，為支護(hù)方案優(yōu)化設(shè)計(jì)提供依據(jù)；錨桿與錨索受力監(jiān)測(cè)采用測(cè)力計(jì)，每個(gè)監(jiān)測(cè)斷面布置3～5個(gè)錨桿測(cè)點(diǎn)、2～3個(gè)錨索測(cè)點(diǎn)，可反映錨桿、錨索的受力情況，掌握其工作狀態(tài)，及時(shí)調(diào)整支護(hù)方案與參數(shù)，避免錨桿、錨索達(dá)到屈服強(qiáng)度而破斷，保證錨網(wǎng)索支護(hù)效果，維持巷道的穩(wěn)定及安全。

2.1頂板離層監(jiān)測(cè)結(jié)果與分析

在極弱膠結(jié)地層煤巷(1302回風(fēng)巷及運(yùn)輸巷)內(nèi)，每隔30～50 m在頂板安設(shè)一個(gè)離層儀，以監(jiān)測(cè)巷道頂板離層狀況。頂層離層監(jiān)測(cè)采用機(jī)械式兩點(diǎn)離層儀，部分監(jiān)測(cè)結(jié)果如圖8所示。

圖8　頂板離層監(jiān)測(cè)結(jié)果Fig.8　Abscission layer value monitoring results on the roof

由圖8分析可知，1302回風(fēng)巷里程為168.9～1 583 m處(巷道埋深為168.9～250 m)淺基點(diǎn)離層平均值約為5 mm；深基點(diǎn)離層平均值約為13.9 mm。巷道里程為1 614.4～1 943 m處(巷道埋深為253～281.5 m)淺基點(diǎn)離層平均值約為16.5 mm；深基點(diǎn)離層平均值約為19.3 mm。1302運(yùn)輸巷里程為466.3～1 792 m處(巷道埋深為157.7～250.1 m)淺基點(diǎn)離層平均值約為5.2 mm；深基點(diǎn)離層平均值約為6.3 mm。里程為1 828～1 900 m處(巷道埋深約為250.7～251.6 m)淺基點(diǎn)和深基點(diǎn)離層值約為0 mm?？偟膩?lái)說(shuō)，頂板離層監(jiān)測(cè)斷面的淺基點(diǎn)與深基點(diǎn)離層值均不大(除個(gè)別監(jiān)測(cè)點(diǎn)外)，尤其是淺基點(diǎn)離層值較小，即表明錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)技術(shù)方案有效地控制了極弱膠結(jié)地層煤巷頂板層、滑移；個(gè)別監(jiān)測(cè)點(diǎn)離層值較大，主要是由于該測(cè)點(diǎn)處頂板煤體破碎下沉形成網(wǎng)兜，造成離層值監(jiān)測(cè)結(jié)果較大。

2.2圍巖位移監(jiān)測(cè)結(jié)果與分析

圖9　巷道圍巖位移隨時(shí)間變化關(guān)系曲線Fig.9　Time curves of surrounding rock displacement

巷道圍巖收斂變形監(jiān)測(cè)采用收斂計(jì)，每隔30～50 m布置一個(gè)監(jiān)測(cè)斷面，部分煤巷圍巖位移隨時(shí)間變化關(guān)系曲線如圖9所示。由圖9分析可知，隨著時(shí)間的延續(xù)，幫部圍巖變形與頂板下沉經(jīng)過(guò)劇烈變形、波動(dòng)變形與穩(wěn)定變形等3個(gè)階段后趨于穩(wěn)定，即巷道圍巖位移隨時(shí)間變化關(guān)系曲線為衰減穩(wěn)定型。1302回風(fēng)巷道里程為1 710～1 936 m(巷道埋深為254.4～281.5 m)，幫部收斂變形量平均值約為120.24 mm；頂板下沉量平均值約為30.17 mm。1302回風(fēng)巷道里程為2 183～2 397 m(巷道埋深為300.35～312.07 m)，幫部收斂變形量平均值約為150 mm；頂板下沉量平均值約為57 mm。1302運(yùn)輸巷道里程為1 242～1 740 m(巷道埋深為224.8～248.31 m)，幫部收斂變形量平均值約為30.67 mm；頂板下沉量平均值約為12.83 mm。1302運(yùn)輸巷道里程為1 895～2 067 m(巷道埋深為251.19～263.7 m)，幫部收斂變形量平均值約為61 mm；頂板下沉量平均值約為24 mm。

巷道圍巖變形監(jiān)測(cè)結(jié)果表明，煤巷幫部收斂變形量大于頂板下沉量，這說(shuō)明煤巷頂板的錨索有效地控制了頂板的下沉與離層；隨著巷道埋深的增加，巷道圍巖變形與頂板下沉量有所增大，故應(yīng)采取相應(yīng)的加強(qiáng)支護(hù)措施(如加密頂板錨索數(shù)量，將錨索布置方式由3-2-3改為4-3-4；加強(qiáng)巷幫的支護(hù)強(qiáng)度)；同時(shí)為有效地限制幫部位移的過(guò)度有害發(fā)展，建議在巷道幫部補(bǔ)打錨索，以增強(qiáng)巷道幫部的支護(hù)抗力和提高支護(hù)結(jié)構(gòu)的整體穩(wěn)定性；建議當(dāng)巷道埋深較大時(shí)，可采用注漿加固技術(shù)，以提高圍巖的強(qiáng)度與自承能力，且可將錨桿、錨索由端錨轉(zhuǎn)變?yōu)槿L(zhǎng)錨固，提高錨桿、錨索的可靠性與承載能力，防止錨桿、錨索滑移與破斷，可有效地控制圍巖的變形破壞，以保證極弱膠結(jié)地層煤巷圍巖與支護(hù)結(jié)構(gòu)的長(zhǎng)期穩(wěn)定及安全。

2.3錨桿受力監(jiān)測(cè)結(jié)果與分析

錨桿受力監(jiān)測(cè)采用錨桿測(cè)力計(jì)，每個(gè)監(jiān)測(cè)斷面布置3～5個(gè)測(cè)點(diǎn)，且錨桿與錨索受力監(jiān)測(cè)斷面間隔布置，部分錨桿受力隨時(shí)間變化關(guān)系曲線如圖10和11所示。

圖10　1302回風(fēng)巷錨桿受力隨時(shí)間變化關(guān)系曲線Fig.10　Time curves of 1302 tailentry bolt stress

圖11　1302運(yùn)輸巷錨桿受力隨時(shí)間變化關(guān)系曲線Fig.11　Time curves of 1302 headentry bolt stress

分析可知，1302回風(fēng)巷里程為1 279～1 385 m處(巷道埋深為226.6～245.38 m)，左拱肩錨桿受力值為40.6～78.29 kN，拱頂錨桿受力值為17.4～31.32 kN，右拱肩錨桿受力值為75.98～115.42 kN，左幫錨桿受力值約為116 kN，右?guī)湾^桿受力值約為21.46 kN。1302回風(fēng)巷里程為1 765～1 855 m處(巷道埋深為262.2～275.2 m)，左拱肩錨桿受力值約為25.52 kN，右拱肩錨桿受力值約為44.66 kN，左幫錨桿受力值為13.34～43.5 kN，右?guī)湾^桿受力值約為42.34 kN。1302運(yùn)輸巷里程為946～1 930 m處(巷道埋深為204.6～247.97 m)，左拱肩錨桿受力值為27.26～67.68 kN，頂板錨桿受力值為10.61～49.3 kN，右拱肩錨桿受力值為1.218～70.76 kN。1302運(yùn)輸巷里程為2 088～2 210 m處(巷道埋深為265.17～270.38 m)，左拱肩錨桿受力值為6.38～12 kN，拱頂錨桿受力值為2.32～8.16 kN，右拱肩錨桿受力值為3.48～14.88 kN?？偟膩?lái)說(shuō)，錨桿受力較小，尚未到達(dá)錨桿的屈服強(qiáng)度[21](BHRB500型錨桿的屈服強(qiáng)度≥157 kN)，這主要由于受錨桿預(yù)緊力施加設(shè)備的限制，對(duì)錨桿施加的初始預(yù)緊力較小，達(dá)不到設(shè)計(jì)預(yù)緊力(錨桿設(shè)計(jì)預(yù)緊力[21]≥50 kN)，使得錨桿施加后，不能及時(shí)承載，未能充分發(fā)揮錨桿對(duì)圍巖變形的限制作用，導(dǎo)致錨桿整體受力較?。涣硗庥捎谙锏篱_(kāi)挖后引起圍巖應(yīng)力重分布，在關(guān)鍵部位(拱頂、肩窩、底角等)會(huì)產(chǎn)生應(yīng)力集中現(xiàn)象，故呈現(xiàn)出“肩窩處錨桿受力大于頂板錨桿受力”的規(guī)律，并且隨著時(shí)間的延續(xù)，錨桿整體受力趨于穩(wěn)定。

2.4錨索受力監(jiān)測(cè)結(jié)果與分析

錨索受力監(jiān)測(cè)采用錨索測(cè)力計(jì)，每個(gè)監(jiān)測(cè)斷面布置2～3個(gè)測(cè)點(diǎn)，部分錨索受力隨時(shí)間變化關(guān)系曲線如圖12所示。

圖12　錨索受力隨時(shí)間變化關(guān)系曲線Fig.12　Time curves of cable stress

由圖12分析可知，1302回風(fēng)巷里程為1 278～1 408.6 m處(巷道埋深為226.1～244.27 m)，左拱肩錨索受力值為80.04～156 kN，拱頂錨索受力值為281.28 kN，右拱肩錨索受力值為71.04～141.52 kN。1302回風(fēng)巷道里程為1 726～2 100 m處(巷道埋深為256.8～296.8 m)，左拱肩錨索受力值為109.62～325.92 kN，拱頂錨索受力值為75.4～327.36 kN，右拱肩錨索受力值為120.64～201.84 kN。1302回風(fēng)巷道里程為2 195～2 355 m處(巷道埋深為310.23～332.84 m)，左拱肩錨索受力值為109.62～365.4 kN，拱頂錨索受力值為74.24～114.26 kN，右拱肩錨索受力值為113.68～128.76 kN。1302運(yùn)輸巷道里程為942～1 730 m處(巷道埋深為204.4～247.97 m)，左拱肩錨索受力值為6.38～174.58 kN，拱頂錨索受力值為57.42～156.02 kN，右拱肩錨索受力值為57.42～131.08 kN。1302運(yùn)輸巷道里程為1 840～2 253 m處(巷道埋深為250.79～271.88 m)，左拱肩錨索受力值為117.12～143.52 kN，拱頂錨索受力值為73.92～225.6 kN，右拱肩錨索受力值為99.84～272.64 kN。監(jiān)測(cè)結(jié)果表明，錨索受力可分為快速增長(zhǎng)、波動(dòng)變化與穩(wěn)定變化等3個(gè)階段[15]，最終錨索受力趨于穩(wěn)定。錨索整體受力較大，充分調(diào)動(dòng)了深部穩(wěn)定煤巖體的承載力，是主體承載結(jié)構(gòu)，但錨索受力尚未達(dá)到其強(qiáng)度極限[21](φ17.8 mm的錨索的破斷荷載為353 kN)。

總的來(lái)說(shuō)，錨桿和錨索的受力均在正常范圍內(nèi)，但錨索承受著較大的荷載，對(duì)圍巖控制發(fā)揮著主要作用；錨桿整體受力較小，建議增大錨桿的初始預(yù)緊力[21-22]，一方面可改善破碎煤巖體的物理力學(xué)性質(zhì)，并通過(guò)托盤(pán)與鋼筋托梁等構(gòu)件來(lái)擴(kuò)大錨桿預(yù)緊力的擴(kuò)散范圍，以提高錨固體的整體剛度與強(qiáng)度，保持其完整性；另一方面錨桿施加預(yù)緊力后改善了圍巖應(yīng)力分布狀態(tài)，可抵消由于巷道開(kāi)挖引起圍巖應(yīng)力重新分布而產(chǎn)生的部分拉應(yīng)力，進(jìn)而可提高圍巖的抗拉強(qiáng)度，并通過(guò)壓應(yīng)力產(chǎn)生的摩擦力提高圍巖的抗剪能力；并且對(duì)錨桿施加的預(yù)緊力越大，錨桿支護(hù)后在圍巖內(nèi)產(chǎn)生的壓應(yīng)力范圍也越大，可在錨桿支護(hù)范圍內(nèi)形成完整的壓應(yīng)力區(qū)，以充分發(fā)揮錨桿的主動(dòng)支護(hù)作用[21-22]。錨索可充分調(diào)動(dòng)深部穩(wěn)定煤巖體的承載能力，對(duì)圍巖施加有效約束作用[23]；另外錨索施加的預(yù)緊力較大時(shí)，可將錨桿端部的拉應(yīng)力區(qū)抵消而轉(zhuǎn)化為壓應(yīng)力區(qū)，使得在錨桿與錨索錨固范圍內(nèi)的壓應(yīng)力區(qū)相互疊加，在圍巖內(nèi)形成較大范圍、且完整的壓應(yīng)力主動(dòng)支護(hù)區(qū)，可提高錨固承載結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定性、整體剛度及強(qiáng)度；增大錨桿預(yù)緊力，可與錨索在剛度、強(qiáng)度等方面相匹配，進(jìn)而形成錨網(wǎng)索耦合支護(hù)結(jié)構(gòu)[24-25]，可充分發(fā)揮耦合支護(hù)效應(yīng)，提高錨網(wǎng)索支護(hù)效果，從而更有效地控制圍巖的變形與破壞，保證極弱膠結(jié)地層煤巷圍巖與支護(hù)結(jié)構(gòu)的長(zhǎng)期穩(wěn)定及安全。

3工程應(yīng)用效果

目前，西一礦井下極弱膠結(jié)地層煤巷(1302 回風(fēng)及運(yùn)輸巷)已施工4 000 余米，近3年來(lái)，煤巷圍巖變形穩(wěn)定，巷道斷面成型較好(圖13)，未出現(xiàn)冒頂事故與支護(hù)結(jié)構(gòu)失效破壞現(xiàn)象。工程實(shí)踐表明，切圓拱形斷面煤巷成型較好、受力均勻，有利于巷道圍巖的整體穩(wěn)定，提高了其自穩(wěn)與承載能力；所提出了極弱膠結(jié)地層煤巷錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)技術(shù)方案有效地控制了極弱膠結(jié)地層煤巷圍巖大變形與破壞，保證了巷道圍巖與支護(hù)結(jié)構(gòu)的長(zhǎng)期穩(wěn)定及安全。

圖13　施工與支護(hù)后的煤巷Fig.13　Roadway after construction and supporting

4結(jié)論

(1)針對(duì)極弱膠結(jié)地層煤巷圍巖自穩(wěn)能力差、自穩(wěn)時(shí)間短、圍巖變形劇烈等特征，采用FLAC3D揭示了矩形、切圓拱形與直墻拱形等3種斷面形狀煤巷開(kāi)挖后圍巖位移、塑性區(qū)及應(yīng)力分布規(guī)律，確定了極弱膠結(jié)地層煤巷合理斷面形狀。

(2)結(jié)合國(guó)內(nèi)外煤巷支護(hù)理論與技術(shù)，提出了極弱膠結(jié)地層煤巷“雙層錨固平衡拱結(jié)構(gòu)”，基于煤層厚度與巷道埋深，分類提出了極弱膠結(jié)地層煤巷支護(hù)技術(shù)方案；采用FLAC3D研究分析了不同支護(hù)方案的支護(hù)效果，模擬驗(yàn)證了支護(hù)方案的合理性與可行性。

(3)動(dòng)態(tài)掌握了極弱膠結(jié)地層煤巷圍巖變形與支護(hù)結(jié)構(gòu)受力狀態(tài)，評(píng)價(jià)了支護(hù)效果，驗(yàn)證了支護(hù)方案的可行性。工程實(shí)踐表明，通過(guò)斷面形狀優(yōu)化，提高了回采巷道開(kāi)挖后圍巖的自穩(wěn)與承載能力；采用錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)技術(shù)方案，可有效地控制煤巷頂板離層與煤幫變形，確保了極弱膠結(jié)地層煤巷圍巖與支護(hù)結(jié)構(gòu)的長(zhǎng)期穩(wěn)定及安全。

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Research and monitoring analysis of coal roadway bolting system in very weakly cemented stratum

MENG Qing-bin1,2，HAN Li-jun1，PU Hai1，QIAO Wei-guo2，MEI Feng-qing1，ZHOU Xing1，LI Hao1

(1.StateKeyLaboratoryforGeomechanicsandDeepUndergroundEngineering,ChinaUniversityofMiningandTechnology,Xuzhou221116,China;2.ShandongProvincialKeyLaboratoryofDepositionalMineralization&SedimentaryMinerals(ShangdongUniversityofScienceandTechnology)，Qingdao266590,China)

Abstract:The displacements,plastic zone and stress distribution were revealed by FLAC3D in three cross section shape of rectangle,tangential arch and straight wall arch after excavation according to the characteristics of very weakly cemented stratum with low self-stable ability,short stable time and deformation severely.The reasonable section shape of coal roadway was determined in very weakly cemented stratum.Combining with the roadway supporting theories and technologies at home and abroad,a “Double anchorage balance arch structure” in very weakly cemented stratum was put forward.The different roadway supporting technology solutions was proposed based on the coal seam thickness and buried depth of roadway.The rationality of the supporting scheme has been validated by FLAC3D.Based on the real-time monitoring and analysis,the surrounding rock deformation and supporting structure stress were dynamically known;the supporting effect and supporting schemes feasibility were valued.Monitoring results show that the circle arch roadway form is a good form,and its stress is uniform.It is in favor of the overall stability of the surrounding rock,and the stability and bearing capacity are raised.Combining supporting scheme with bolting wire mesh technology solutions can effectively control the large deformation and destruction of roadway surrounding rock in very weakly cemented stratum,and the long-term stability and safety of the roadway surrounding rock and supporting structure can be warranted.

Key words:very weakly cemented stratum;coal roadway;section optimization;supporting system;monitoring measurement

中圖分類號(hào):TD353

文獻(xiàn)標(biāo)志碼:A

文章編號(hào):0253-9993(2016)01-0234-12

作者簡(jiǎn)介:孟慶彬(1985—)，男，山東菏澤人，助理研究員，博士。E-mail：mqb1985@126.com

基金項(xiàng)目:國(guó)家自然科學(xué)基金資助項(xiàng)目(51574223)；中國(guó)博士后科學(xué)基金資助項(xiàng)目(2015M580493)；山東省土木工程防災(zāi)減災(zāi)重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室開(kāi)放課題資助項(xiàng)目(CDPM2014KF03)

收稿日期:2015-03-09修回日期:2015-04-20責(zé)任編輯:常琛

孟慶彬，韓立軍，浦海，等.極弱膠結(jié)地層煤巷支護(hù)體系與監(jiān)控分析[J].煤炭學(xué)報(bào),2016,41(1):234-245.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2015.0283

Meng Qingbin，Han Lijun，Pu Hai,et al.Research and monitoring analysis of coal roadway bolting system in very weakly cemented stratum[J].Journal of China Coal Society,2016,41(1):234-245.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2015.0283