（矿业工程专业论文）全煤巷大断面围岩稳定性研究.pdf

太原理工大学工程硕士学位论文 y 6 2 0 1 17 全煤巷大断面围岩稳定性研究 摘要 本文针对煤巷围岩稳定性问题，以大宁1 抖矿井全煤巷大断面 为工程背景，运用理论推导、分析，现场观测、试验，数值模拟 等方法，并且三种方法相互结合、相互补充，对全煤巷大断面围 岩稳定性进行了较为系统的分析研究。通过对工程背景的具体分 析，选取合适的理论，分析了大宁1 矿井全煤巷大断面围岩稳 定性情况，并针对性的提出其合理的加固支护形式从而保证了煤 巷的围岩稳定性。同时，经过现场观测与试验和数值模拟验证补 充了相关的理论，使所得结论更符客观实际、更具客观的指导意 义。 最后，本文还推导了大宁l # 矿井的合理空顶距，并且不失一 般性的给出了求解空项距的方法。这对掌握、控制巷道围岩稳定 性提供了更进一步的保障。总之，本文研究的全煤巷大断面围岩 稳定性结论丰富了巷道围岩稳定性的理论基础，对工程实际具有 科学的指导意义。 关键词：全煤巷，围岩，稳定性，空项距 太原理工大学工程硕士学位论文 s t u d yo nt h es t a b i l i t y a b o u tt h e a d j a c e n tr o c ko ft h el a r g e f r a c t u r e s i 瓜f a c ei nw h o l ec o a lr o a d a b s t r a c t a g a i n s t t h ep r o b l e mo f s t a b i l i t ya b o u tt h ea d j a c e n tr o c ko ft h el a r g e f r a c t u r es u r f a c e ，t h ew h o l ec o a lr o a di nn o 1 m i n i n gi nd an i n gi s t h e o b j e c t ，t h et h e o r yd e d u c ea n dt h em a t h e m a t i c a la n a l y s i sa n da r ea p p l i e d ， s t a b i l i t ya b o u t t h ea d j a c e n tr o c ko ft h el a r g ef r a c t u r es u r f a c ei nw h o l ec o a l r o a di s s y s t e m l ys t u d i e d t h r o u g ht h ea n a l y s i n gt ot h ee n g i n e e r i n go b j e c t ， s t a b i l i t ya b o u t t h ea d j a c e n tr o c ko ft h el a r g ef r a c t u r es u r f a c ei nw h o l ec o a l r o a di nn o 1m i n i n gi nd a n i n g i sk n o w n ，t h em e a n so fr e i n f o r c e m e n ti s e x t r a c t e d t h ef i e l d e x p e r i m e n ta n dt h en u m e r i c a ls i m u l a t i o nv e r i f yt h e r e l a t e dt h e o r y , t h ec o n c l u s i o nm e e tt h er e a l i t ya n dh a sg u i d e m e a n i n g t h es u p p o r t - f r e er o o fd i s t a n c ei s d e t e r m i n e d ，a n dt h em e t h o di s s u p p l i e d t h e a s s u r a n c et o s t a b i l i t ya b o u tt h ea d j a c e n tr o c ko ft h el a r g e f r a c t u r es u r f a c ei nw h o l ec o a lr o a di sg a v e i naw o r d ，t h ec o n c l u s i o no ft h e s t a b i l i t ya b o u t t h ea d j a c e n tr o c ko ft h el a r g ef r a c t u r es u r f a c ei nw h o l ec o a l r o a da b o u n d e dt h et h e o r e t i c a lb a s i so ft h e s t a b i l i t ya b o u tt h ea d j a c e n t r o c ki nc o a lr o a d ，i th a ss c i e n t i f i cg u i d e m e a n i n g t op r o j e c t s 太原理工大学工程硕士学位论文 k e yw o r d s ：t h ew h o l ec o a lr o a d ，t h ea d j a c e n tr o c k ，t h es t a b i l i t y , t h e s u p p o r t - f r e e r o o fd i s t a n c e 太原理工大学工程硕士学位论文 1 、引言 一、绪论 巷道围岩的稳定性是矿山开采过程中关注的重点，因为这和矿山职工 的生命财产安全以及矿方的生产成本有着密不可分的、直接的关系。所以 从上个世纪以来，就涌现了很多相关的研究。由b a r t o n 等人开发的掘进质 量指标( q ) 以及b i e n i a w s k i 开发的岩石力学评价( r m k ) 两种岩体分类方法在 采矿工程、土木工程中都有应用。l a u b s c h e r 将b i e n i a w s k i 的岩石力学评价 ( r m r ) 进行了修正并用于矿山工程的岩体分类“。b i e n i a w s k i 的岩体分类 方法所考虑的参数有：岩体强度、岩石质量指标( r q d ) 、弱面间距、弱面条 件、地下水等。这些因素无疑会对巷道围岩的稳定性有一定的影响。然而， 对巷道围岩稳定性起主导作用的因素之一巷道围岩应力也不应当被忽视。 众所周知，巷道围岩被视为地下结构的组成部分，它与巷道支架共同承受外 部荷载( 原岩应力) 的作用；巷道围岩稳定性决定于围岩应力状态和岩体的强 度。 2 、国内外巷道围岩稳定性研究概况及存在问题 ( 1 ) 国内外巷道围岩稳定性研究概况 围岩稳定性的判据巷道围岩体中存在着随机变化的大小裂隙，既不能 视为连续体，但也并非松散体，因为被裂隙分割的岩块之间尚存在着一定的 粘结力。因此，巷道围岩体只能当作部分受到破坏的物体。这个物体具有相 1 太原理工大学工程硕士学位论文 当大的抗压强度和较小的抗拉强度和抗剪强度，并处于某种应力状态。既然 巷道围岩体被视为地下结构的一部分，而且与巷道支架共同承受外力，那么， 巷道围岩体的稳定性决定了巷道的稳定，而岩体的稳定性取决于岩体强度 与岩体应力之比值。实践表明：巷道围岩体的强度和应力可通过测试钻孔的 套筒致裂试验测得；依据实测的岩体强度值和岩体应力值得到的岩体稳定 性判据能够综合反映矿山地质条件。 巷道围岩体一般处于二维应力状态，3 个主应力o1 、o2 、o3 分别等 于巷道周边的切向应力0 。、纵向应力02 和径向应力o ，即：0i = 0 。，u 2 _ o z ，o3 = 口r _ 0 。借助于套筒致裂法测得的应力为o 。和o ：，它们& 够代 表巷道围岩体l m 2 的平均应力。根据上述应力值，可得岩体的折算应力oi 如下： oi _ o 7 ( ( o1 o2 ) 2 + ( o2 一o3 ) 2 + ( o3 一。1 ) 2 ) o 5 ( 1 ) 至于说岩体的折算抗压强度，可利用岩体抗压强度与岩体抗拉强度之 间的比值加以确定，因为岩体的抗拉强度可利用套筒致裂法测得。根据同 一标号的圆柱形混凝土试件的液压套筒致裂试验和单轴抗压试验，混凝土 试件的抗压强度与液压抗拉强度之比值近似等于2 t 钔。遇到岩体的性质有似 于混凝土材料，岩体的抗压强度与抗拉强度之比值暂取2 。于是，巷道围岩体 的稳定性判据可表述为 w = 0c o 净2 t 。i ( 2 ) 式中，oc 为岩体的抗压强度；t 为岩体的抗拉强度；oi 为岩体的折算 应力：w 为岩体稳定性判据。 采用岩体稳定性判据、遵循习惯上的逻辑形式，即随着岩体稳定性判 2 太原理工大学工程硕士学位论文 据w 的增大，巷道围岩暴露面的稳定性在提高。故这类指标在不少文献中 有所反映。例如，淮南工业学院主持完成的6 个矿井的巷道围岩应力及立 井井壁应力测试研究成果扎是各个矿井的井巷支护改革及围岩稳定性分 析的依据并且曾用于淮北临涣矿井井壁稳定性分析，它揭示了该井井壁材 料的强度储备情况：该稳定性判据是淮北临涣矿井巷道围岩分类的主要参 数。文献 5 w 认为岩体暴露面的稳定性以及地压的显现比值r h r e ( r 、h 、 r c 分别为容重、深度及抗压强度) 。k y z n e s k i 矿山建设研究院提出了较为 准确的稳定性系数是： n = r c r h k i k 2 k 3 ( 3 ) 式中，r c 为岩体的平均抗压强度；k l 为取决于巷道断面形状的应力集中系 数；k 2 为考虑相邻巷道影响的应力集中系数；k 3 为回采工作引起的应力集 中系数：h 为距地表的深度。 考虑到支架设计的需求，主张以岩体的折算强度鼢与巷道周边的最大 正应力之比值作为稳定性的判据，即： n = r r k r h ( 4 ) 在形式上式( 3 ) 和式( 4 ) 并无原则上的差别，两者的分子全部为岩体的抗 压强度，分母均为应力。但是，前者的折算抗压强度需借助于测试钻孔的 套筒致裂试验得出，后者却未有明确规定；前者的折算应力需要依据实测 应力值按式( 2 ) 计算得出，而后者需借助于理论分析方法加以确定，并取最 大正应力值。很明显，前者的参数确定靠实测，比较客观，而后者的参数确 定难免参杂主观因素。但是，采用稳定性系数n 的益处是，可由稳定性系 数n 按经验公式预测巷道支架荷载值1 。巷道围岩分类的基本原则研究表 3 太原理工大学工程硕士学位论文 明，决定巷道稳定性和巷道支架载荷的重要指标是巷道围岩稳定性判据， 所以巷道围岩分类也有以巷道围岩稳定性判据w 作依据，并针对各个类别 的围岩制定相应的支护方案。考虑到扬长避短和尽可能与国际上的成熟的 分类方法接轨，围岩分类的基本原则为：以巷道围岩稳定性判据w 作为围 岩分类的指标，对各个类别的围岩制定相应的支护方案，将围岩分类与 r m r 分类以及按1 2 值分类融合在一起，以避免重复性的劳动。 巷道围岩稳定性判据w 的工程应用揭示了徐淮地区冻结施工立井井 壁破坏原因。1 9 9 3 年曾进行了临涣矿主井井壁应力的套筒致裂法测试。主 井井壁共计布置了5 个测试钻孔，它们分布在3 个测试( 垂深为 l o o m ，2 0 0 m ，2 4 0 m ) 水平的南北侧。实测得出的并壁内缘应力有切向应力、 纵向应力及折算应力，得到的强度为液压抗拉强度，而井壁的折算抗压强 度是根据水泥砂浆圆柱试件抗压强度与液压套筒抗拉强度之比值 ( r a t i o = 2 7 0 1 2 8 8 = 2 0 8 ) 等于2 推算得到的。实践表明：井壁混凝土稳定性判 据w 随垂深的增大而减小，也即浅部的井壁强度储备远大于深部，第三测试 水平( 垂深2 4 0 m ) 的井壁虽无破裂迹象，但强度储备已所剩无几；依据实测的 混凝土液压抗拉压强度与立井井壁混凝土设计抗压强度2 2 4 0 m p a 基本 吻合。研究表明，以稳定性判据w 为指标分析地下结构的强度储备、判断 巷道围岩的稳定性和进行巷道围岩的分类是可行的，这对地下结构设计与 施工是有益处的。实践使笔者认识到，即使在巷道周边稳定性较差的条件， 巷道围岩体的应力集中系数仍大于1 。这说明，巷道围岩应力达极限状态 后，巷道围岩体并不即刻塌落，其强度并非大幅度降低。实测的围岩应力 分布与理论分析接近。 4 太原理工大学工程硕士学位论文 也有学者认为正确认识水平应力的矿压显现规律对指导采准巷道布置 方式和维护巷道围岩稳定性有非常重要的意义。最大水平应力方向相对于 工作面走向是影响区段平巷顶板稳定性的一个重要因素。在中国煤矿实行 的单巷系统中，应尽可能使运输巷纳入类型4 的范畴。鉴于水平应力的影 响范围较广，巷道围岩稳定性的研究应注意从大范围和宏观上着手。 也有学者认为顶板弯曲变形对巷道产生影响：煤直接顶因属复合顶板 结构，其所夹煤线及与各煤线之间的夹矸层厚度及自身的层理、节理裂隙的 发育程度以及自身的抗拉强度、抗剪切能力都对巷道的宽度与支护方式产 生较大影响。我们将巷道的直接顶板视为一两端固定的梁结构，首先引起 顶板冒落的为直接顶的第一层岩石，设第一层岩石厚度为h ，其弹性模数 为e ，单位进尺上的轴惯性矩为j ，顶板所承受的均布载荷( 垂直应力) 为 q ，上覆岩层厚度为h ，上覆岩层的平均容重为y ，巷道宽度为l ，顶板 弯曲变形量为f ，则巷道在地应力的作用下，顶板弯曲变形量 fmax = ql4 3 8 4 ej 式中：q = yh ，j = h3 1 2 ，e 为煤直接顶第一层砂质泥岩层的弹性模 数，h 为煤直接顶第一层砂质泥岩上覆岩层厚度，y 为上覆岩层的平均容 重，代入顶板弯曲变形量f 公式，得 f = ql4 3 8 4 ej = o 0 0 0 0 0 9 3 8l 4 h 3 当巷道断面上顶板的弯曲变形量f 小于允许的变形量时，则巷道顶 板将不会冒落。从现场观察得知，顶板发生冒顶时的弯曲变形量一般在5 0 m m ，当顶板的完整性受到滑面、渗水等影响时，允许的变形量将显著降低。 当巷道宽度在5 m ，上覆直接顶第一层完整层的厚度为0 5 m 时f 5 太原理工大学工程硕士学位论文 = o 0 4 6 9 m ，在允许弯曲变形量之前将顶板支护到位，锚于稳定顶板岩层中并 给予紧固，则顶板将不会垮落。当巷道宽度在3 t 3m ，直接顶第一层完整层 的厚度为o 5 m 时，则f = o 0 0 9 m ，此变形值比允许弯曲值小，则项板 不会冒落。顶板的弯曲变形量还与巷道掘出的时间有关，掘出的时间越短， 弯曲下沉量越小。 也有认为由于巷道的原因，顶板受剪切作用而冒落。根据巷道两端固 定受垂直地应力的特点，当上覆直接顶第一层完整层岩石的强度较低，则在 两煤帮支撑点易发生剪切破坏，形成巷道顶板沿某一角度整体切落。岩石 本身的抗剪强度t = c tg 。式中，c 为岩石的内聚力，v 为岩石的内 摩擦角，将q = yh = 1 8 4 m pa ，c 取7 9 m pa ，w = 2 6 。代入，得 1 = 7 9 + 1 8 4 tg2 6 = 8 7 9 7 mpa 两煤帮支撑点的剪力q 帮= o 5q1 ，发生在两煤帮支撑点的延米剪切 应力t 帮为：t 帮= q 帮h = ql ( 2h ) ，当1 帮 f 顶、底板岩性较两帮软弱，即k d ， f b ：顶、底板岩性较两帮软弱，即k 。 k b 。，f 。； f 。不同围岩特 征的巷道将表现出不同的矿压特征。 2 ) 巷道围岩的稳定性状态可分为两种类型：一是围岩破碎区产生之 前所形成的稳定状态即弹塑性稳定状态，二是围岩破碎区产生后才形成的 稳定状态即松动性稳定状态。当巷道围岩力学环境条件较好时围岩在整个 服务期间都将可能保持在弹塑性稳定状态：反之，将处于松动性稳定状态， 随着变形量的增加还会表现为阶段性特征，即先后出现弹塑性及松动性稳 定状态。 进行巷道围岩控制时应根据不同的围岩条件及力学环境条件确定不同 的围岩控制原则，使围岩处于不同的稳定性状态。 3 ) 目前，较成熟的锚杆支护理论主要可归纳为三大类：一是基于锚 杆的悬吊作用而提出的悬吊理论、减跨理论等；二是基于锚杆的挤压、加 固作用提出的组合梁理论、组合拱理论以及楔固理论等；三是综合锚杆的 各种作用而提出的松动圈支护理论、锚固体强度强化理论、锚注理论、整 体锚固结构理论等。不同锚固理论具有不同的适用条件，应用时应根据具 体围岩条件进行合理选择。 4 ) 大宁煤矿巷道顶板岩层具有叠合板的结构特征，两帮岩性鉴于裂隙 体与破碎体之间，巷道围岩特征属于第一节描述中的第二种类型，即两帮 岩性较顶、底板软弱，且两帮与顶、底间层理明显。 3 4 太原理工大学工程硕士学位论文 5 ) 大宁煤矿巷道顶板与两帮矿压显现存在着“顶板弯曲变形一两帮 挤压破碎一片帮、垮帮一两帮对顶板支撑减弱一顶板弯曲变形加剧一两帮 破坏加剧”的互动特征。随着时间的延伸，顶板中还可能形成拱形破碎区， 使围岩中的载荷体范围扩大。 6 ) 本课题所研究大宁煤矿的巷道顶、帮的控制应遵循不同的支护原则： 顶板控制应遵循使围岩处于弹塑性稳定状态的支护原则，两帮控制应遵循 使围岩处于松动性稳定状态的支护原则。 7 ) 大宁煤矿宜采用的锚杆支护原理 大宁煤矿巷道顶、帮的锚杆支护应依据不同锚杆的支护原理：顶板锚 杆支护应依据组合梁理论和悬吊理论进行；两帮锚杆支护宜采用挤压加固 和整体锚固以及喷射混凝土相结合的方式进行。 8 ) 顶板中不同部位的锚杆长度参数可取不同的值。顶板锚杆的拉拔力 应不小于1 5 吨，锚杆排距不应大于1 2 米；帮锚杆的拉拔力应不小于5 吨， 锚杆间排距不应大于0 8 米。 9 ) 大宁煤矿永久性巷道应进行长期的稳定性监测，以便对稳定性状态 发生恶化的部位及时进行必要的补强加固。 3 5 太原理工大学工程硕士学位论文 三、井下实验、观测及分析 本文针对大宁1 存矿井进行了现场调研，并进行了现场观测、实验研究。 1 、地质力学评估 ( 1 ) 矿区地质构造及特征 就区域地质构造讲，上黄崖井田位于沁水岔地南缘，太行复背斜南 端西翼，中条崖断层东段北侧。从地质力学分析，居于晋东南山字型构造 脊柱西侧马蹄形盾地，同时矿区受到华夏系、东西向构造带及南北向构造 带的复合地层应力作用影响。 矿区内地层总的趋向由南向北倾斜，井田东部以褶曲为主，西部 断裂发育。根据其生成联系的空间排列规律，可划分为近南北向构造带， 近东西向构造带和沁水带状构造体系。 向构造带：其构造形迹主要为南北走向褶曲及压性断裂和同它生成 鞋系的横张，压扭性断裂。多位于井田东部，其走向大致平行，呈南北向 延深，主要构造包括：马庄背斜；刘家腰向斜以及轴长在几百米至几千米 的褶曲3 0 多余条；f 3 3 4 断裂；f 3 4 8 断裂；f 3 4 9 断裂等。 东西向构造带：由于受矿区外部索泉岭一南岭带东西压性断裂构造带 的影响，在本井田内形成东西向构造带，主要分布在井田西部，向东延深 时受南北构造力的影响，致使构造向北偏转，矿区内主要东西向构造有： 寺头断裂；南板桥断裂；f 3 1 4 断层等。 ( 2 ) 3 # 煤层及顶底板岩层力学参数 3 ”煤层顶底岩层柱状图见图3 。1 ；3 2 。 3 “煤层及顶底板岩层力学参数见表3 - 1 3 6 太原理工大学工程硕士学位论文 * b 中e 吉，薛荻色张为主盎。i 母最舟噎观罚b 嬉分强中警层理币j 青 辑栌考欺色，硅宙、块状，台i 母，舟选# 茬层理不美青 # e 岩耳莪色、赫，矗，毓母、i 状古步重云矗瞬陡菇相 榜目p 者t ；俄色、i 自嘧、舆恹、含云母、中下茸自萼田台檀铷盹石 f 岩t 袭熏色1 瞪，q e 状、圣。i 嘲童竿麒l t 备安雠量 t 自社岩t 袄丑每、聩匝、块挠、含羞母疆黼报舒化石 鼯t 岩t 嚣莪色石夔为主盘自云母片，丹进a 掬黼腔蛄，辩量理发育 特t p 者- ，治。到暖、挺桡蕾 母 蛔e p 岩t 霹叛色ti i 薨为主宙自拍片飘罐口0 啼腔菇舒诂中等水平鏖理发 膏下珏i 蚺 1 = _ 耢i ，岩戎丑色ti 憾童云母戋蛔砂糟g ；帚具不明显的水平簋理 _ 1 ； _ _ 一 # b 岩萁曩色，i * 宙块抗古董啦惶鄙亿 ；真滑蓝= 曩z 再辉炼下整0 酩米，牛睦兽为主_ # e 者- 色、i * 曰，客云母疑疆协蕞片下部具i 嘴条静 中砂岩一戎色碳为主，夸云母，乳辣置黼较蛄舟选捩好，上皤旦舛噔墓 主耢t p 者 i 目彗鼻色、酞富、糟坷夸 母t 断口平垣，史蠹拄矿皤髌 石自浩- 获翼色有方i # 若脐 鞍吾争重恤、辨壮、童疆橇证若& 量氍矿，下甚斑焉瞽焉 图3 1 大宁煤矿20 5 9 号钻孔柱状图 3 7 太原理工大学工程硕士学位论文 图3 - 23 # 煤层顶底板岩层柱状图 太原理工大学工程硕士学位论文 表3 - 13 煤层及项底板岩层力学参数表 取芯 取芯 取芯 取芯 长度 长度 直径 直径 开始结束 单轴弹性 泊松 ( 英( 英 深度 深度岩性 压力模量 ( m m )( r a m )( m )( m )( m p a )( 1 0 4 m p a ) 比 寸)寸) 1 1 344 56 023 62 9 02 72 9 37 3 页岩 5 6l1 203 7 1 1 545 35 8 22 8 2 9 4 2 32 9 53 3 细砂岩 8 810 403 6 1 1 54 5 35 8 22 8 2 9 5 3 32 9 58 3页岩2 207 00 3 5 1 1 64 5 75 822 82 9 60 32 9 74 3 页岩 3 105 90 4 0 1 1 746 l5 822 82 9 7 4 33 0 1 2 l粉砂岩8 01 1 70 2 5 1 0 8 4 ，2 55 42 1 3 2 9 74 3 3 0 1 2 l 糟砂岩 6 7 o 0 8 0 2 6 1 0 842 55 42 132 9 74 33 0 1 2 l 粉砂岩 4 5l0 50 2 8 1 18 46 56 1 24 0 3 0 26 13 0 80 8中砂岩1 1 8 22 40 1 5 1 2 047 26 l24 03 0 26 13 0 8 0 8 中砂岩 1 3 720 902 3 1 2 0 4 7 26 l 2 4 0 3 0 26 1 3 0 80 8 中砂岩l3 6 26 9 0 1 3 泥质粉 1 1 84 6 55 92 3 23 0 8 5 33 1 1 0 47 709 303 4 砂岩 泥质粉 1 2 04 7 26 023 63 0 85 33 1 10 43 l03 10 2 9 砂岩 泥质粉 1 2 047 26 0 2 3 6 3 0 85 33 1 10 43 805 l03 9 砂岩 1 1 84 6 55 923 23 1 1 0 93 1 3 0 4细砂岩1 2 516 90 2 9 1 1 64 5 75 8 22 8 3 1 1 0 9 3 1 3 0 4 细砂岩1 1 6 19 002 8 9 03 5 46 02 3 63 1 5 7 53 1 5 8 7 煤 702 804 5 1 0 03 9 45 72 2 43 1 7 2 73 1 73 8煤500 9o3 5 7 93l l5 822 83 1 7 7 23 1 7 8 7煤l l0 1 904 3 图3 - 3 单向抗压强度分布图 3 9 太原理工大学工程硕士学位论文 表3 - 23 。煤层及顶底极岩层力学参数表 取样 取芯 取芯开始结柬 直径直径深度 深度 岩性 常压 剪应力 位置 ( m p a )( m p 丑) ( 英寸)( n u n )( i t i )( m ) 3 # 煤 24 060 03 1 62 43 1 6 4 7 煤0l 3 # 煤23 2 58 l 3 1 683 1 6 9 6焰0 矸o2 3 # 煤23 2 5 8 l3 1 68 3 1 69 6煤，矸0l 322 8 57 l 2 9 4 2 32 9 53 3细砂岩56 322 857 l 2 9 42 3 2 9 5 ” 细砂岩35 323 659 l2 9 42 32 9 53 3 细砂岩 23 1 023 258 l3 i l0 43 1 30 4 细砂岩 o2 824 060 03 0 26 i3 0 80 8 中砂岩 5 1 2 824 06 0 03 0 2 6 l3 0 8 0 8 中砂岩31 2 g2 4 060 03 0 26 i3 0 80 8 中砂岩 2l l 82 4 46 1 03 0 26 i3 0 8 0 8 中砂岩 o8 222 857 i2 9 37 32 9 42 3 泥质耘砂岩 54 222 85 7 12 9 37 32 9 42 3 泥质粉砂岩 34 923 65 9 13 0 85 33 l l0 4 泥质粉砂岩 22 923 25 8 l3 0 85 33 l l0 4 泥质耢砂岩 2 l24 06 0 02 9 0 2 72 9 3 7 3 页岩53 l2 3 659 i2 9 02 72 9 37 3 页岩 3 3 s22 45 b 12 9 60 32 卯4 3 页岩 22 522 a 5 7 1 2 9 60 32 9 74 3页岩0l 622 456 12 9 74 33 0 l2 l 粉砂岩 54 622 456 l2 9 74 33 0 l2 i 粉砂岩 43 622 4 56 l2 9 74 33 0 l2 l 粉砂岩23 62 1 353 i2 9 74 33 0 12 1 粉砂岩 o1 图3 - 4 剪切强度分布图 4 0 太原理工大学工程硕士学位论文 表3 33 煤层及顶底板岩层力学参数表 取芯 取芯取芯开始结束 长度 直径直径深度深度岩性 张应力 ( m p a ) ( m m )( r a m ) ( 英寸) ( m ) ( m ) 2 56 023 6 2 9 0 2 72 9 3 7 3 页岩 4 2 56 l24 02 9 02 72 9 37 3 页岩 4 2 55 72 2 4 2 9 4 2 32 9 53 3 细砂岩 5 2 55 822 82 9 4 2 3 2 9 53 3 细砂岩 4 2 55 82 2 82 9 5 - 3 32 9 58 3 页岩 4 2 55 72 2 4 2 9 7 4 33 0 i2 l 粉砂页 6 2 55 722 42 9 74 33 0 1 2 i 粉砂岩6 2 55 722 42 9 74 33 0 12 1 粉砂岩8 2 56 l24 0 3 0 26 l3 0 80 8 中砂岩 9 2 56 i2 4 03 0 26 1 3 0 8 0 8中砂岩1 0 2 56 124 03 0 26 13 0 8 0 8 中砂岩 9 泥质粉砂 2 56 02 _ 3 63 0 85 33 1 10 4 3 泥质粉砂 2 56 02 3 63 0 85 33 1 10 44 泥质粉砂 2 5 6 02 3 63 0 85 33 1 1 0 43 2 55 92 3 23 1 1 0 93 1 30 4 细砂岩4 2 5 6 l2 4 03 1 5 7 53 1 58 7 煤 1 2 55 923 23 1 57 53 1 5 8 7 煤2 图3 - 5 抗拉强度分布图 4 1 太原理工大学工程硕士学位论文 ( 3 ) 巷道围岩稳定性分类 巷道围岩分类指标参数见表3 - 4 。 表3 - 4 分类指标数据分类指标数据 顶板强度o ( m p a ) 1 l岩体完整性指数l ( m )2 0 底板强度o ( m p a ) 2 1煤柱宽度x ( m )1 9 5 煤层强度。煤( m p a ) 7直接顶厚度与巷高比值n1 0 巷道埋深h ( m ) 3 1 0 分类方法 采用模糊聚类煤巷围岩稳定性分类方法，主要步骤分为： 1 分类指标原始数据的预处理( 线性处理) 2 数据标准化( 无量纲化处理和指标数值 o ，1 】闭区间处理) 3 分类指标加权处理( 指标影响程度处理) 4 标定( 建立模糊相似规律) 5 聚类( 阀值截取及分类数据) 分类结果 4 2 太原理工大学工程硕士学位论文 分类结果为3 4 煤层煤巷为类不稳定围岩。 ( 4 ) 地质力学分析评估 矿区位于晋东南山字型构造脊柱西侧马蹄形盾地，受新华夏系、东西 构造带和南北构造带的复合压扭性作用影响。矿区内西部为断裂发育区， 主要构造为东西向压性断裂构造带。矿区内东部为褶曲构造，形成南北压 性和压扭性断裂构造带。3 “煤层属脆性中等强度煤层，但分层明显，节理 裂隙发育，易片帮，尤以中部煤层突出。3 。煤上部煤层致密且强度较大， 具有较强的自承能力和保护顶板泥岩坍落的能力。应充分利用顶煤护顶。 3 4 煤层顶板由厚0 4 m 的炭质泥岩( 伪顶) 和厚0 8 m 的黑色泥岩( 直接顶) ， 以及4 m 左右的粉砂岩( 老顶) 组成。泥岩层强度较低，上部煤层冒落后，泥岩 层随之冒落，是必须进行支护的顶板岩层。3 “煤层底板为黑色泥岩，水平层理 发育，强度较低；在地层压力作用下局部地段产生底鼓现象。巷道围岩分 类为不稳定围岩。根据上述分析建议加强两帮支护，顶板锚杆支护范围 为直接顶范围，帮锚杆应在巷道两侧形成坚固的挤压加固带。同时注意两 底角的稳定性问题。 2 、锚杆锚固性能试验 为了检验锚杆的力学参数，试验锚杆在实际围岩中的锚固性能、锚杆 所能提供的预紧力、锚杆所能提供的最大锚固力、检验锚杆的结构性能， 从而提供锚杆支护参数设计依据。 作者测定了锚杆杆体的屈服抗拉强度和极限抗拉强度，测定了锚杆的 实际预紧力，测定了锚杆实际最大锚固力。所用锚杆为： 顶板：j e n n m a r 中1 8 2 5 0 0 螺纹金属锚杆，国产中1 8 x 2 5 0 0 螺纹 金属锚杆；两帮：国产中1 6 x1 6 0 0 光园金属锚杆 试验仪器为进口3 0 t 锚杆拉拔机和国产2 0 t 锚杆拉拔机 4 3 太原理工大学工程硕士学位论文 所得试验原始数据：见表3 5 ；表3 ，6 ：表3 7 ；表3 - 8 ：表3 - 9 。 表3 - 5 顶板锚杆杆体力学特性 试样 测试数据 编号 d ( m m ) 盯0 , 2 ( m p a )仃b ( m p a ) 6s a #1 86 0 08 6 52 0 b 。】85 9 28 6 02 1 表3 - 6 帮锚杆杆体力学特性 试样 测试数据 编号 d ( m m )s ( r a m 2 ) f b ( k n ) ob ( m p a ) 1 41 62 0 0 9 67 63 8 0 2 41 62 0 0 9 6 7 4 53 8 1 4 表3 7 锚杆锚固剂试验结果 测试数据 试样编号 抗压强度( m p a )锚固力( k n ) 树脂锚固剂 3 31 2 2 水泥锚固剂 1 6 96 0 表3 - 8 顶锚杆井下拉拔试验 锚固剂 锚杆试验数据( t )备注 种类 数量( 卷) j e n n m a rj e n n m a r1951 2 569 56 54 小时后 j e n n m a r国产1854 小时后 国产j e n n m a r 】6 59651 384 小时后 国产国产l86 54 小时后 j e n n m a r j e n n m a r21 51 6 5 l 小时后 j e n n m a r67 51 小时后 太原理工大学工程硕士学位论文 表3 - 9 帮锚杆井下拉拔试验 锚杆锚固剂试验数据( t ) 备注 国产水泥( 2 卷)130 730 734 小时后 试验结果分析： 1 锚杆杆体最大抗拉载荷： j e n n m a r 锚杆中1 8 杆体屈服载荷：3 1 4 x 9 2 5 9 2 1 0 。= 1 5 0 k n j e n n m a r 锚杆中1 8 杆体极限载荷：3 1 4 x 9 2 8 6 0 1 0 3 = 2 1 8 k n 国产由1 6 锚杆杆体极限载荷：3 1 4 x 8 2 x 3 8 0 1 0 。= 7 6 k n 国产中1 6 锚杆杆体屈服载荷：3 1 4 8 2 2 3 5 1 0 。3 = 4 7 k n 2 锚固剂所提供的最大锚固力( 锚固长2 5 0 m m ) 树脂锚固剂：1 2 2 k n 水泥锚固剂：6 0 k n 3 井下锚杆拉拔试验数据 顶板锚杆：锚杆预紧力：6 0 7 5 k n 单卷锚固剂锚固力：平均7 8 k n ；最小5 0 k n ；最大1 3 0 k n 两卷锚固剂锚固力：平均1 5 7 k n ：最小1 5 0 k n ；最大t 6 5 k n 帮锚杆：锚杆锚固力：平均1 9 k n ；最小7 k n ；最大3 0 k n 。 4 锚杆锚固力影响因素及分析 锚杆锚固力影响因素：锚杆杆体的屈服载荷 锚固剂本身的最大锚固力 锚固剂与围岩粘结摩擦力 各因素数据及分析：( 见表3 1 0 ) 4 5 太原理工大学工程硕士学位论文 表3 - 10 锚杆锚i ! 1 力影响因素数据表 锚杆杆体锚固剂最大锚杆实测 项目 锚固长度 屈服载荷锚固力锚固力 单卷7 8 k n6 0 0 m m 顶锚杆1 5 0 k n1 2 2 k n 两卷1 5 0 k n 1 2 0 0 m m 帮锚杆 4 7 k n6 0 k n1 9 k n4 0 0 m m 分析：锚固围岩松软破碎，与锚固剂的粘结摩擦力小是导致顶板锚杆 锚固力小的主要因素。施工操作不当：水泥锚固剂质量差；锢固剂直径偏 小；锚固长度不够；钻孔内有煤粉是造成帮锚杆锚固力小的主要因素。 结论及建议 1 在目前锚固顶板围岩条件下，采用j e n n m a r 锚杆，其预紧力取6 0 k n ， 锚固力 取1 5 0 k n ； 2 在3 。煤层中帮锚杆用国产巾1 6 锚杆，其预紧力取2 0 k n ，锚固力取5 0 k n ； 3 帮锚杆钻孔要冲洗煤粉，旅工中要科学确定浸水时间，控制水泥锚固剂 水灰比为0 3 0 0 1 范围内。 4 改变水泥锚固剂直径和长度，调整为巾3 0 2 5 0 m m 规格；且质量合格。 调整后若仍不能满足锚杆锚固力，建议采用树脂锚固剂。 3 、巷道变形位移观测及分析 为了分析巷道顶板离层情况，进一步分析巷道围岩变形影响范围，测 出巷道周边表面位移量及变化特点，分析巷道变形速度及时间效应，从而 提供锚杆支护参数设计依据。作者观测了巷道顶板围岩变形、巷道两帮围 岩变形、巷道周边表面位移。所用仪器为多点位移离层指示仪和收敛计。 观测地点在e 6 巷道，观测断面布置见图3 - 6 、图3 7 ，观测数据见表 3 】1 ：3 1 2 ：3 13 。 4 6 太原理工大学工程硕士学位论文 注 1 )i 、1 1 、i i i 、i v 观测断面位置 2 ) 。一巷道掘进顺序 图3 6观测断面布置图 图3 7测点安装布置图 太原理工大学工程硕士学位论文 表3 - 11 顶板变形位移观测数据表 观 观测时间( d ) 测 观测点 断 l23456 面 l1 6 0 41 6 0 61 6 0 71 6 0 81 6 0 81 6 0 8 22 1 0 72 1 1 02 1 1 22 4 2 1 1 4 2 1 1 4 i 3 3 1 1 03 1 153 1 1 9 3 1 2 3 3 1 1 5 3 1 2 6 44 1 1 04 1 1 64 1 2 04 1 2 44 1 2 74 1 2 8 11 6 0 31 6 0 51 6 0 51 6 0 61 6 0 61 6 0 6 22 1 0 52 1 0 82 1 0 92 1 1 02 1 1 12 1 1 1 i i 3 3 1 0 73 1 1 33 1 1 5 3 1 1 8 3 1 2 0 3 1 2 1 44 1 0 94 1 1 54 1 1 74 1 2 04 1 2 34 1 2 4 l1 6 0 31 6 0 51 6 0 51 6 0 61 6 0 61 6 0 6 22 1 0 52 1 0 82 1 0 92 1 1 02 1 1 l2 1 1 l i i i 33 1 0 73 1 1 23 1 1 43 1 1 63 1 1 83 1 1 9 44 1 0 74 1 1 34 1 1 64 1 1 64 1 2 04 1 2 1 11 6 0 41 6 0 61 6 0 71 6 0 81 6 0 91 6 0 9 22 1 0 7 2 1 1 02 1 1 1 2 1 1 3 2 1 1 5 2 1 1 5 33 1 1 03 1 1 53 1 1 93 1 2 33 1 2 73 1 2 8 44 l l l4 1 1 74 1 2 14 1 2 54 1 2 9 4 1 3 0 太原理工大学工程硕士学位论文 表3 1 2 两帮变形位移观测数据表 观测 观测点 观测时间( d ) 断面 12 3 45 6 l1 0 0 51 0 0 71 0 0 91 0 1 01 0 1 01 0 l o 22 0 0 8 2 0 1 2 2 0 1 62 0 1 82 0 1 92 0 1 9 i 33 0 1 03 0 1 53 0 2 03 0 2 23 0 2 43 0 2 4 44 0 1 14 0 1 74 0 2 24 0 2 44 0 2 64 0 2 6 11 0 0 21 0 0 41 0 0 61 0 0 71 0 0 81 0 0 9 22 0 0 42 0 0 | 1 82 0 1 12 0 1 32 0 1 42 0 1 6 i i 33 0 0 5 3 0 0 93 0 1 33 0 1 53 0 1 73 0 1 9 4 4 0 0 6 4 0 1 1 4 0 1 6 4 0 1 81 0 2 0 1 0 2 2 11 0 0 31 0 0 51 0 0 71 0 0 81 0 0 91 0 l o 22 0 0 62 0 l o2 0 1 32 0 1 42 0 1 62 0 1 8 i i i 32 0 0 8 2 0 1 3 2 0 1 7 2 0 1 92 0 2 22 0 2 4 44 0 1 04 0 t 64 0 2 04 0 2 34 0 2 64 0 2 8 结果整理及分析 1 围岩变形速度与时问关系曲线；见图3 9 ；3 1 0 。 2 不同深度围岩变形与时间关系曲线；见图3 1 1 ：3 - 1 2 。 3 巷道周边表面位移量与时间关系曲线；见图3 - 1 3 ；3 - 1 4 。 4 分析： ( 1 ) 从顶板变形速度与时间关系曲线看，大体可分三个阶段，初期 变形速度快，变形量大，为第一阶段，此时巷道处于未支护和初支护状态； 第二阶段为变形速度处于下降调整期，此时锚杆锚固力由预紧力向上不断 提高，来抵抗围岩的变形压力；最后变形速度处于下降稳定期为第三阶段， 4 9 銮堕堡三盔堂三堡堡主堂焦笙塞 此时锚杆锚固力与围岩变形压力处于平衡状态，巷道围岩变形速度明显减 少( 见图3 - 8 ) 。 表3 - 13 巷道周边表面位移数据表 观测观测距 观测时间( d ) 断面 离 12 3456 1 #2 9 8 02 9 7 6 2 9 6 82 9 6 02 9 5 42 9 5 0 i 2 43 1 1 43 l l l3 1 0 03 0 9 13 0 9 8 3 0 8 5 3 #5 4 8 0 5 4 6 45 4 5 25 4 4 25 4 3 45 4 2 8 1 42 8 8 52 8 7 52 8 6 6 2 8 6 02 8 5 92 8 5 5 i i2 #3 7 7 63 7 6 73 7 6 23 7 6 03 7 5 3 3 7 4 8 3 #5 6 7 85 6 6 65 6 5 65 6 4 55 6 3 95 6 3 4 1 43 0 1 0 3 0 0 22 9 9 62 9 9 02 9 8 82 9 8 5 i i i2 03 2 9 53 2 8 83 2 8 2 3 2 7 73 2 7 13 2 6 9 3 拌 5 6 1 25 5 9 65 5 8 55 5 7 35 5 6 35 5 5 6 图3 8 变形速度与锚籽锚圉力变化曲线 5 0 太原理工大学工程硕士学位论文 ( 2 ) 从顶板围岩各测点变形量与时间关系曲线看出，开始各测点变 形量较大，但随着锚杆支护后，锚固区内变形基本得到控制，处于微小变 形稳定阶段，而锚固区外的变形仍有所发展，未处于稳定状态。 ( 3 ) 从顶板表面位移变形来看，巷道开挖两天内变形量占总变形量的 6 0 ，总变形量为3 0 n m a ，顶板3 米内围岩变形率为1 ，属于小变形围岩。 上覆软岩与泥岩层变形量偏大，可能会出现微小离层或处于离层临界状态。 ( 4 ) 顶板围岩变形范围为3 2 m 。 ( 5 ) 从巷道两帮围岩及表面位移曲线看，帮变形量为2 8 r a m ；变形影 响范围为4 m 左右，但主要变形集中在1 7 m 范围以内。 ( 6 ) 巷道两帮围岩变形未处于稳定期，支护后与支护前变形速度没 有明显减缓。说明现在帮支护效果不佳，只起到了一个护帮作用，而未提 高两帮围岩整体强度。 速度( 12 1 1 1 0 9 8 7 6 5 4 3 2 1 0 图3 9 顶板各断面变形速度与时间关系曲线 5 1 太原理工大学工程硕士学位论文 变形速度( 8 o 图3 10 两帮各断面变形速度与时间关系曲线 结论及建议 1 顶板围岩变形属小变形范围，变形影响范围为3 2 m ( 至砂岩层底 部) 。顶板软岩和泥岩是主要的变形岩层。 2 目前顶板锚杆支护能有效地控制顶板变形，但后期