深部复合顶板煤巷变形破坏机制及耦合支护设计

岩石力学与工程学报 Vol.26 No.5

2007年5月 Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering May，2007

深部复合顶板煤巷变形破坏机制及耦合支护设计

何满潮12，齐 干1，程 骋1，张国锋1，孙晓明1

，

(1. 中国矿业大学 力学与建筑工程学院，北京 100083；2. 中国地质大学 工程技术学院，北京 100083)

摘要：煤矿开采进入深部以后，地质力学环境远比浅部复杂得多，由此引起的各种非线性力学现象越来越严重，给深部支护与开采带来很大的难度。夹河矿2442工作面上材料道复合顶板松散、破碎，采用原支护形式很难有效控制，进而加剧两帮收缩和底板臌起，严重影响巷道的正常掘进和安全生产。通过对该巷道工程地质条件的综合分析和地质力学评估，采用数值模拟和理论分析方法研究该类巷道的变形破坏机制，有针对性地提出锚网索耦合支护设计方案，现场试验结果表明该支护设计方案可取得良好的支护效果。 关键词：采矿工程；深部煤巷；复合顶板；耦合支护；数值模拟

中图分类号：TD 353 文献标识码：A 文章编号：1000–6915(2007)05–0987–07

DEFORMATION AND DAMAGE MECHANISMS AND COUPLING

SUPPORT DESIGN IN DEEP COAL ROADWAY WITH COMPOUND ROOF

HE Manchao12，QI Gan1，CHENG Cheng1，ZHANG Guofeng1，SUN Xiaoming1

，

(1. School of Mechanics and Civil Engineering，China University of Mining and Technology，Beijing 100083，China；

2. School of Engineering Technology，China University of Geosciences，Beijing 100083，China)

Abstract：As the mining depth increasing，geological and mechanical conditions of roadway become more complicated compared with those in shallow roadway. Consequently，the nonlinear mechanical phenomena occur with high frequency，which brings about great difficulties for deep engineering support during excavation and mining. These problems caused by the deep mining engineering are the focuses in the fields of mining engineering and rock mechanics. A lot of achievements have been obtained by scholars through theoretical study，experimental test，and in-situ test. The loose and cracked compound roof of working face 2442 in Jiahe Coal Mine is difficult to control by using traditional support measures which increase the walls shrink and the floor heave and greatly affect the normal excavation and safe production. Based on the in-situ investigation，experimental test，analysis of engineering geological conditions，geomechanical evaluation and numerical simulation，the deformation and damage mechanisms of the roadway are analyzed；and then the bolt-mesh-cable coupling support design is put forward. The result of in-situ test shows that the new design can ultimately guarantee the stability of deep coal gateway. The design scheme of bolt-mesh-cable coupling support is feasible and efficient for the stability control of surrounding rock in deep mining engineering.

Key words：mining engineering；deep coal gateway；compound roof；coupling support；numerical simulation

收稿日期：2006–09–26；修回日期：2007–01–10

基金项目：国家重点基础研究发展计划(973)项目(2006CB202200)；国家自然科学基金重大项目(50490270)；教育部科学技术研究重大项目(10405) 作者简介：何满潮(1956–)，男，博士，1981年毕业于长春地质学院工程地质专业，现任教授、博士生导师，主要从事软岩、边坡及工程地质、地热工程等方面的教学与研究工作。E-mail：hemanchao@163.com

• 988 • 岩石力学与工程学报 2007年

煤层走向变化不大，为NE60°左右，倾向为NW，倾角为18°～24°，平均为20°。影响掘进的主要地质因素为SF26，SF34，Fa断层，其倾角50°～80°，落差10～20 m，对掘进影响较大。局部小断层发育，对支护也有一定影响。该工作面靠近断层附近水文地质条件相对复杂，掘进过程中可能出现淋(涌)水，预计最大涌水量为15 m3/h，正常涌水量为8 m3/h。 2.3 工程岩体特性

巷道顶底板特征如表1所示。由表1可知，巷道顶板为复合顶板，局部赋存页岩伪顶和2上煤层，易离层冒落，对巷道掘进和顶板控制影响较大。

表1 2442工作面上材料道顶底板特征

Table 1 Characters of roof and floor of working face 2442

upper roadway

类别 伪顶 顶

直接顶砂页岩 1.6～4.7灰色，含砂不均，局部赋存2上煤层板老顶

无坚实老顶

为复合顶板，易离层冒落

底直接顶砂页岩 1.7～4.5灰黑色，较致密，含植物化石 板老底

砂岩

10.0

灰色，细粒，含菱铁质腼粒

岩石名称

厚度/m

岩性特征

1 引 言

随着开采深度的不断加大，各种非线性力学现象愈演愈烈，围岩大变形、高地应力、难支护等现象越来越严重，这些给支护与开采带来了很大的难度[1]。夹河煤矿2442工作面上材料道顶板为复合顶板，非常松散、破碎，在初期掘进过程中出现了顶板下沉严重、底臌、两帮收缩量大和多处锚杆断裂失效等现象，原有支护形式不仅难以满足已掘巷道的正常使用，而且无法确保巷道的继续正常掘进，急需开展新支护方案的设计研究。本文在已有研究成果[2

～11]

的基础上，采用现场工程地质调查、室内

试验和数值模拟等手段，在工程条件分析和地质力学评估的基础上，对原巷道的变形破坏机制进行了研究，并有针对性地提出了新的耦合支护设计方案，取得了良好的支护效果。

页岩 0.0～0.4灰黑色，较破碎，局部赋存

2 工程条件分析

2.1 工程概况

2442工作面位于夹河煤矿－800 m水平西一采区，主采煤层为二叠系下石盒子组2煤，煤层平均厚2.2 m，平均倾角20°。工作面由上材料道、中材料道、皮带机道和切眼等组成，设计的工程量为 1 806 m，巷道整体埋深为940～1 020 m。研究对象上材料道位于2442工作面东侧，走向呈SW向，巷道长度约670 m，设计断面为梯形，沿2煤顶板掘进。 2.2 工程地质条件

2442工作面上材料道埋深约940 m，平均重度取22 kN/m3，自重应力为20.7 MPa，巷道开挖后集中应力水平最高可达41.4 MPa，已进入非线性高应力状态，可见巷道受自重应力影响很大。该工作面

根据现场调查，巷道围岩主要分为3个工程岩组：砂岩岩组、页岩岩组(包括页岩、砂页岩)和煤体岩组(包括2煤、2上煤)。巷道围岩以泥岩岩组为主，局部为煤和砂岩。

表2为由X射线衍射试验和扫描电镜所得的不同岩组的主要矿物含量及结构特征。从表2中可以看出：石英含量：砂岩＞砂页岩＞煤；黏土矿物及伊/蒙混层含量：砂页岩＞砂岩＞煤；岩体强度：砂岩＞砂页岩＞煤；膨胀性：砂页岩＞砂岩＞煤。围岩宏观结构大多节理、裂隙较发育，局部受断层影响，岩体更加破碎，对支护非常不利。围岩特别是

表2 不同岩组的主要矿物含量及结构特征

Table 2 Contents of main minerals and structural characters of different rocks

主要矿物含量/%

岩性

石英 黏土矿物 伊/蒙混层

黑色，半光亮型，树脂光泽，碎块状、粉末，性脆，微裂缝发育，连通性好，缝中见片状高岭石与次生孔隙，

煤

0.5

4.1

17

参差断口，节理发育

砂页岩 17.2 50.2

38 灰黑色，块状，节理发育，较破碎

片状伊/蒙混层与1～3 μm溶蚀孔

微裂缝宽约5 μm，可见颗粒表面片、丝状伊/蒙混层及片状

砂岩

50.3 23.9

48 灰～灰白色，块状，中～细粒，较致密

高岭石、伊利石，溶蚀孔内见片状绿泥石 粒表见片状伊/蒙混层及5～10 μm溶蚀孔

具定向结构，见少量微裂隙，颗粒表面可见片状伊利石、

宏观结构特征

微观结构特征

第26卷 第5期 何满潮，等. 深部复合顶板煤巷变形破坏机制及耦合支护设计 • 9 •

砂页岩和煤体微裂隙较发育，连通性好，巷道开挖后原有应力状态改变，岩体裂隙容易扩展进而变得更加破碎，强度降低。围岩中均含有膨胀性较强的伊/蒙混层，遇水后岩体急剧膨胀，产生较大的膨胀应力，从而导致巷道产生较大的变形。

表3列出了不同岩组的物理力学特性，可与表2相互印证。从表3中可以看出，巷道围岩强度普遍较低，尤其是巷道主要揭露的页岩、砂页岩强度甚低。此外，围岩吸水性较强，软化吸水系数较小，吸水后一方面强度大幅降低，另一方面岩体膨胀产生较大应力，对巷道支护极为不利。

表3 不同岩组的物理力学特性

Table 3 Physico-mechanical properties of different rocks

容重 孔隙 吸水 抗压 抗拉 弹性内摩岩性 /(kN· 率 率 强度 软化

强度 模量泊松 黏聚力

擦角m－

3) /% /% /MPa 系数

/MPa /GPa 比 /Pa /(°)煤

14.00 2.03 4.91 0.230 8.0×10

420砂页岩 26.35 5.49 1.39 68.96 0.561.38 32.24 0.184 1.0×10630砂岩

26.37 3.35 0.87 95.25 0.9.85 34.73 0.131 3.1×10

6

40

2.4 工程难度评价

工程岩体最先开始出现非线性力学现象的深度称之为临界深度Hcr。软岩工程岩组最先开始出现非线性大变形力学现象的深度称之为第一临界深度(也称上临界，Hcr1)。通过对夹河矿各开采水平现场工程地质条件，变形和破坏现象的调查、分析，可以确定3个工程岩组：砂岩、页岩和煤岩岩组的第一临界深度

[12]

分别为800，700和600 m。

难度系数Df是指地下工程所处深度与其临界深度的比值，直接反映的是地下深部工程稳定性控制的难易程度[12]。难度系数越大，深部工程支护的难度就越高。巷道在开挖过程中揭露的岩性主要为页岩岩组，因此该巷道支护工程的软化难度系数Df = 940/700≈1.34，属于较难支护工程。

3 变形破坏机制分析

3.1 变形破坏特征

2442工作面上材料道原采用的支护形式为锚网梁索支护。基本支护参数为：顶锚杆φ 20 mm× 2 400 mm，帮锚杆φ 20 mm×2 000 mm，间排距为700 mm×700 mm。锚索采用φ 15.24 mm×7 300 mm的高弹性低松弛度钢绞线，间排距为1 200 mm×1 400 mm，采用“2–1–2”布置，顶板用菱形铁丝网，帮部用高强塑料网护壁。

2442工作面上材料道采用该支护形式，在掘进过程中，巷道矿压显现强烈(如图1所示

)。

图1 巷道典型地段破坏情况

Fig.1 Failure picture of typical zones of roadway

巷道表现出以下几个变形破坏特征： (1) 围岩变形量大

巷道采用上述支护形式，在75 d观测时间内，两帮移近总量最大为560 mm，平均移近速率为7.5 mm/d，两帮收缩明显部位占2/5以上；顶板下沉总量最大达420 mm，下沉速率为5.6 mm/d；底板臌出量最大达1 500 mm，底臌速率为20 mm/d，远超过允许变形量。

(2) 网兜现象十分明显

由于巷道顶板为复合顶板，松散、破碎，采用原支护参数的巷道近1/2以上出现明显网兜现象，多处地段不得不采用点柱和梯形钢架作二次支护；帮部高强塑料网变形较大，使得局部锚杆体被拉出，失去锚固力。

(3) 支护体破坏失效严重

据统计，在使用原支护参数的100 m巷道范围内，断裂锚杆达39根，锚索托盘多处掉落；钢筋梯也多处发生剪断；顶板菱形网严重变形，多处撕裂，不能与托盘连接，失去作用，局部帮锚杆发生错位，锚固力明显减小。 3.2 变形破坏过程分析

为分析巷道变形破坏过程，采用大型有限差分法软件FLAC3D对原支护方案进行数值模拟[13]。计算模型的范围为 20 m×30 m×30 m(长×宽×高)，共分有28 440个单元，31 437个节点。该模型侧面水平移动，底部固定，模型上表面为应力边界，施加的荷载为20 MPa，模拟上覆岩体的自重边界；水平方向的侧应力系数为0.3，荷载大小为6 MPa。材料符合Mohr-Coulomb模型。图2为不同计算时步下巷道围岩塑性区范围图；图3，4分别为巷道围岩水平和竖直方向的最终位移分布图。表4给出了

• 990 • 岩石力学与工程学报 2007年 Block StateNoneshear-n shear-pshear-n shear-p tension-pshear-n tension-n shear-p tension-pshear-pshear-p tension-ptension-n shear-p tension-ptension-n tension-ptension-p (a)500步 (b)1 000步 (c)2 000步 (d)3 000步 图2 不同计算步数下巷道围岩塑性区范围图 Fig.2 Distribution of plastic zones at different calculation steps -4.7716e-001 to -4.0000e-001-4.0000e-001 to -3.0000e-001-3.0000e-001 to -2.0000e-001-2.0000e-001 to -1.0000e-001-1.0000e-001 to 0.0000e+000 0.0000e+000 to 1.0000e-001 1.0000e-001 to 2.0000e-001 2.0000e-001 to 3.0000e-001 3.0000e-001 to 4.0000e-001 4.0000e-001 to 4.1295e-001 图3 水平方向的最终位移分布图(单位：m) Fig.3 Distribution of final horizontal displacement(unit ：m) -3.5512e-001 to -3.0000e-001-3.0000e-001 to -2.0000e-001-2.0000e-001 to -1.0000e-001-1.0000e-001 to 0.0000e+000 0.0000e+000 to 1.0000e-001 1.0000e-001 to 2.0000e-001 2.0000e-001 to 3.0000e-001 3.0000e-001 to 4.0000e-001 4.0000e-001 to 5.0000e-001 5.0000e-001 to 5.2460e-001 图4 竖直方向的最终位移分布图(单位：m) Fig.4 Distribution of final vertical displacements(unit：m) 表4 不同计算时步下巷道围岩的最大位移 Table 4 The maximum displacements at different calculation

steps

最大位移/mm

计算步数

左帮侧移

右帮侧移 顶板下沉 底板膨起 500

98.6

102.8

56.7

124.4

1 000 200.6 214.0 161.8 237.7 2 000 358.7 390.1 304.9 456.0 3 000 412.9 477.2 355.1 524.6

不同计算时步下巷道围岩的最大位移。

由图2可见，巷道的变形破坏是一个渐变过程，且在不同部位和不同阶段变形破坏的特征是不同

的。在500步时，顶板上肩窝以剪切破坏为主，巷道中部和下肩窝逐渐过渡为拉张破坏；底板左方以拉张破坏为主，向右方逐渐过渡为剪切破坏；两帮破坏形式主要是剪切破坏，变形破坏呈明显的不对称形式，在巷道的尖角部位易形成应力集中现象，因而在尖角部位变形量往往较大。随着计算步数的增加，巷道塑性区逐渐增大，围岩松动破坏的范围也逐渐向深部扩大，变形量持续增长。在3 000步时，巷道周边主要以剪切破坏为主，仅在底板右方局部位置是拉张破坏，两帮进一步向中间移近，尤以右帮上部更甚。从巷道围岩塑性区发展的过程中可以看出，巷道变形破坏的过程是如下一个恶性循环的过程：巷道开挖→围岩应力状态改变→塑性松动圈扩大→顶部块体开始滑移→帮部煤体垂向和水平位移剧增→底板加剧臌起→顶板岩层加速失衡。 3.3 变形破坏原因分析 通过上述分析可知，该巷道所处的复杂地质力学环境(埋深大、构造压力大等)和巷道围岩自身的特性(松散、破碎、膨胀性较强、强度较低等)是影响巷道变形、破坏的客观因素，巷道开挖后所采取的支护措施不当(支护参数和施工过程不能实现耦合支护)是影响巷道变形、破坏的主观因素。因而必须从客观因素出发，改变主观因素，才能有效实现巷道稳定，确保巷道在采掘期间的安全和正常使用。

4 支护对策及设计方案

4.1 支护对策分析

根据上述对2442工作面工程地质条件和巷道变形破坏机制的综合分析，可以确定巷道工程岩体为高应力–节理化–膨胀性(HJS)的复合型软岩，变形力学机制为IABCIIABIIIAC复合型变形力学机制[14]。针对每一变形力学机制可供选取的支护对策有：IABC型——巷道围岩变形能的层次释放、柔性喷层技术

第26卷 第5期 何满潮，等. 深部复合顶板煤巷变形破坏机制及耦合支护设计 • 991 •

等；IIAB型——可通过巷道布局方向的三维优化、锚杆的三维优化、加大支护密度、提高支护强度等转化为IIB型；IIIAC型——锚杆注浆支护技术、锚网索耦合支护技术等。通过对2442工作面具体工程地质条件分析、现场破坏状况调查及破坏原因分析、地质力学评估和耦合支护设计理论分析，结合现场施工的可行性和经济的合理性，确定该工作面的变形力学机制转化过程(即支护对策)如图5所示。

锚杆三 I巷道变形充分 ABCIIABIIIAC II释放变形能 ABIIIAC 维优化 锚网索支护 IIAB 45°底角锚杆 IIB 图5 变形力学机制转化过程

Fig.5 Conversion course of mechanical mechanism of

deformation

4.2 支护参数设计

(1) 围岩结构优化

原设计毛断面尺寸为4 100 mm×2 500 mm，新设计放大到4 200 mm×2 600 mm，预留变形量为100 mm。原设计沿2煤顶板掘进，由于大部分地段2煤上方存在0.6 m左右厚破碎的伪顶，其上方有一层0.4 m左右薄煤层(2上煤)，容易冒落掉顶，难以支护。因而新设计改为沿2上煤层顶板掘进，优化了围岩结构。

(2) 锚网索耦合参数

顶板采用φ 22 mm×2 400 mm左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆，两帮采用φ 20 mm×2 200 mm左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆，间排距均为700 mm×700 mm，三花布置。锚固剂采用CK2350型树脂药卷2根，锚杆预紧力不小于80 kN。底角锚杆使用φ 43 mm×1 600 mm管缝式锚杆，与水平面成45°夹角打在巷道底角，安装完后再在管缝式锚杆中空部分插入一根螺纹钢锚杆，并采用水泥浆注实。顶网采用φ 6 mm钢筋焊制而成的钢筋网，网孔70 mm，网片间搭接长度为70 mm，逐扣连接。帮网采用高强塑料网。钢带选用φ 12 mm圆钢焊制，宽度为70 mm，全断面使用。

锚索采用φ 18.9 mm×7 300 mm钢绞线，间排距为1 800 mm×2 100 mm，“2–2”布置，上肩窝和巷道中间各打1根。采用CK2350型树脂药卷2卷(内部)，K2350型树脂药卷一卷(外部)进行端头锚固。 (3) 托盘优化

锚杆托盘由原来的单一铁托盘改为木托盘和碟形铁托盘组成的复合托盘，其中木托盘尺寸为200 mm×150 m×50 mm，外部为120 mm×120 mm×10 mm的碟形铁托盘，不与岩面垂直的锚杆(包括底角锚杆)采用异形铁托盘以保证托盘的一面紧贴岩面，另一面与锚杆垂直。锚索托盘选用20#槽钢，尺寸为400 mm×200 mm×80 mm，中间加焊尺寸为200 mm×150 mm×10 mm的钢板，钢板中心眼孔为φ 20 mm。这一措施可以在锚杆和围岩之间预留柔性空间，适当释放巷道变形能，防止表面应力集中对围岩的破坏。

图6为支护设计布置图；图7，8分别为新设计方案水平和竖直方向位移分布图；图9为新设计方案巷道塑性区分布图。从图7～9中可以看出，新设计方案与原设计方案相比能较好地控制围岩变形，从而实现巷道稳定。

单位：mm 1—锚索；2—顶板锚杆；3—帮部锚杆； 4—底角锚杆；5—钢筋网；6—高强塑料网 图6 新支护设计布置图 Fig.6 Layout of new support design -8.7707e-002 to -8.0000e-002-8.0000e-002 to -6.0000e-002-6.0000e-002 to -4.0000e-002-4.0000e-002 to -2.0000e-002-2.0000e-002 to 0.0000e+000 0.0000e+000 to 2.0000e-002 2.0000e-002 to 4.0000e-002 4.0000e-002 to 6.0000e-002 6.0000e-002 to 8.0000e-002 8.0000e-002 to 1.0000e-001 1.0000e-001 to 1.0420e-001 图7 新设计方案水平方向位移分布图(单位：m) Fig.7 Distribution of horizontal displacements with new support design(unit：m) 4.3 施工过程设计 • 992 • 岩石力学与工程学报 2007年 g-7.1291e-002 to -7.0000e-002-6.0000e-002 to -5.0000e-002-4.0000e-002 to -3.0000e-002-2.0000e-002 to -1.0000e-002 0.0000e+000 to 1.0000e-002 2.0000e-002 to 3.0000e-002 4.0000e-002 to 5.0000e-002 6.0000e-002 to 7.0000e-002 7.0000e-002 to 7.2207e-002 图8 新设计方案竖直方向位移分布图(单位：m) Fig.8 Distribution of vertical displacements with new support Design scheme(unit：m) Block StateNoneshear-n shear-pshear-n shear-p tension-pshear-pshear-p tension-ptension-n tension-ptension-p 图9 新设计方案巷道塑性区分布图 Fig.9 Distribution of plastic zones with new support design scheme 软岩巷道的支护效果与支护施工过程密切相关，相同的支护方案采用不同的施工顺序，其支护效果会有很大的差异。因而必须重视施工过程的设计。根据锚网索耦合支护设计原则，本设计采用如下施工过程：

第1步：按设计的毛断面掘进巷道，并保证有良好的成型→架设前探梁进行临时支护；

第2步：紧跟迎头挂网→紧跟迎头打顶部锚杆眼→安装顶部锚杆→打帮部锚杆眼→安装帮部锚杆，确保顶帮锚杆预紧力不小于80 kN；

第3步：打锚索眼→安装锚索。锚索既可紧跟迎头(在装岩机前)安装，也可滞后迎头(在装岩机后)安装。紧跟迎头施加锚索，则施加预应力为100 kN；滞后迎头15 m施加锚索，则预应力为120 kN；

第4步：在装岩机后打底角锚杆眼→安装底角锚杆，安装完后再插入一根螺纹钢并用水泥浆注实。

5 支护效果

现场采用新支护方案进行施工约213 m，已施

工巷道成型良好，未出现顶板离层和网兜现象，两帮侧移和底板膨起也较小，支护体工作状态良好，未发现有锚杆断裂现象。矿压监测结果显示，4#测站在观测的77 d内，顶板下沉总量、两帮移近总量和底臌总量分别为67，111和248 mm，平均变形速率分别为0.87，1.44和3.22 mm/d，且变形速率有下降的趋势，变形基本趋于稳定。而采用原支护形式75 d内顶板下沉总量、两帮移近总量和底臌总量分别高达420，560和1 500 mm，可见新设计方案取得了明显的支护效果。 6 结 论 本文在对夹河矿2442工作面上材料道工程地质条件和变形破坏机制分析的基础上，通过对巷道断面优化、掘进方式的改进和采用锚网索耦合支护技术，成功地解决了夹河矿深部复合顶板煤巷支护的技术难题。成功支护的经验表明：锚网索耦合支护(包括支护参数耦合和施工预紧力耦合)能最大限度地利用围岩的自承能力、发挥锚杆的支护能力和调动深部围岩的强度，从而使围岩和锚杆、锚索、网等支护体达到优化组合，实现支护一体化和荷载均匀化，最终实现支护系统的最佳耦合支护状态，进而达到控制围岩稳定性的目的[15]。此外底角锚杆可减弱巷道底角部应力集中程度，有效切断来自巷道两侧的塑性滑移线，削弱来自巷道两侧的挤压应力，有效控制底板膨起变形。锚网索耦合支护技术是深部巷道稳定性控制的一种科学合理和行之有效的技术，可为同类巷道的支护提供借鉴和参考。 参考文献(References)：

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