（采矿工程专业论文）深井回采巷道围岩变形机理及支护技术研究.pdf

摘要 摘要 本文在分析大量工程实测和现场调查的基础上，采用理论分析、相似模拟试 验和f l a c 数值模拟分析，对深井回采巷道围岩变形机理及支护技术进行深入细 致地研究，得出了围岩流变特性；围岩控制的途径；在不同支护条件下围岩变形 特征以及深井回采巷道锚梁网索支护的优越性。通过对锚索作用效果的分析，提 出锚索作用区内应力分界点的概念。然后根据白集煤矿3 煤层生产技术条件，对 现行锚杆参数进行优化；最后结合现场实测数据分析，通过技术经济比较，证明 锚梁网索联合支护是一种合理有效的支护方式。为我国深井回采巷道支护技术的 发展和创新提供了实践经验和理论依据。 图：【6 1 】；表：【1 2 】；参：【4 9 】 关键词：深井；回采巷道；变形机理；联合支护 a b s t r a c t a b s 订a c t b a s e do n al o to fd a t aa l l do n m e s p o ti n v e s t i g a t i o n s ，i no r d e r t os t u d ym e c h a n i s m 0 fd e f b 册a t i o na 1 1 d s u p p o r t i n gt c c l l i l o l o g yi ne x t r a c t i n go p e n j n g so fd c e pm i n e s m u l t i r e s e a r c hm e t l l o d s ，s u c ha st h ec o m p u t e rn 删c a ls i m u l a t i o n 、s i m u l a t i o no f s i m i l a rm a t e r i a l s ，f i e l dr e s e 盯c hw e r es ”1 l e t i c a l l yu s e di nm i sp a p e lr h e o l o g i c a l c h a r a c t e “s t i c sa 1 1 da p p r o a c h e so f c o n t r 0 1 l i n gd e f b m a t i o no fs u r r o u n d i n gr o c k s ， d e f b 衄a t i o nc h a m c t e r i s t i c so fs u i t o l l l l d i n gr o c k sa n da d v a l l t a g e so f b o l t m e s h a n c h o ri n e x 廿1 c t i o n o p e n i n go fd e e pm i n e sw e r ef o u n d a i l db o l t - a n c h o r se 抒b c tw e r ea l s o r e s e a r c h e d ，a t l es 眦et i m e ，a 1 1i d e ao fp o i n to fs t r e s sd i v i d i n gl i n e i na n c h o r 、o r k i n g a r e aw a sp m p o s e da r c ra i l a l y s i s 锄c h o r se 腩c t s 1 址e 也en o 3c o a ls e a mo fb a 巧ic o a l m i i l ea sa ne x a 埘l p l e ，b o l t i n go p t i m i z a t i o na r ec a r r i e do n b yc o m p a r i s o no ft e c l l i l o l o g y 趾de c o n o m y ，b o l t m e s h a n c h o rc o m b i n e ds u p p o r t si sb e s tf i 札e dm a n n e r n 丽l lo 虢r t l l e o r e t i c a lb a s i sa n dp r a c t i c e de x p e r i e n c ef o re x t r a c t i o no p e n i n go fd e e pm i n e s f i g l l r e ：【6 1 】；t 曲l e ：【1 2 】；r c f c r e n c e ：【4 9 】 k e y w o r d s ：d e 印m i n e s ；e x t r a c t i o no p e i l i n g s ；m e c h 趾i s mo fd e f o 咖a t i o n ； c o 瑚【b i 工1 e d 吼1 p p o r t s i i 独创性声明 本人声明所呈交的学位论文是本人在导师指导f 进行的研究： 作 及取得的研究成果。据我所知，除了文中特别加以标注和致谢的地方 以外，论文中不包含其他人已经发表或撰写过的研究成果，也不包含 为获得 塞徽堡王太堂或其他教育机构的学位或证书而使用过 的材料。与我一同工作的同志对本研究所做的任何贡献均已在论文中 作了明确的说明并表示谢意。 学位论文作者签名：夏孝彩签字日期卅辞彳月朋日 学位论文版权使用授权书 本学位论文作者完全了解塞徵理工盍堂有保留、使用学位论文 的规定，即：研究生在校攻读学位期间论文工作的知识产权单位属于 安徽理工大学。学校有权保留并向国家有关部门或机构送交论文的复 印件和磁盘，允许论文被查阅和借阅。本人授权窒筮堡王态堂可以 将学位论文的全部或部分内容编入有关数据库进行检索，可以采用影 印、缩印或扫描等复制手段保存、汇编学位论文。( 保密的学位论文在 解密后适用本授权书) 。同时本人保证，毕业后结合学位论文研究课题 再撰写的文章一律注明作者单位为安徽理工大学。 签字日期：却z 年月肛日 签字日期：翻磷月妇 够 岩兮轧辽聪堪 名 签，多捌刍 文 名 论 签 位 师 学 导 1 概述 1 1 课题的提出及研究的意义 1 概述 深部开采是未来发展的必然趋势。率先进入深部开采是金属矿山，早在本世 纪初，南非金矿的开采深度就已超过2 0 0 0 m 。据不完全统计，国外开采超过千米 的金属矿山有8 0 多座，其中南非就有4 0 多座矿井开采深度超过1 0 0 0 m ，其中一 半多已达2 0 0 0 3 0 0 0 m ，如埃兰兹兰( e l a i l d s r a n d ) 金矿、斯坦总统( p r e s i d e n ts t e y n ) 金矿和博克斯堡( b o k s b u r g ) 金矿等开采深度均已超过3 0 0 0 m ，而全世界开采深度最 大的地下矿山一卡里顿维尔( c a r i t o n v i l l ) 金矿( 南非第三大金矿) 一的开采深度已超 过4 0 0 0 m 。除南非以外，加拿大、美国和印度等国非煤地下矿山的开采深度最大 的也达到了2 0 0 0 3 0 0 0 m ，如美国的加利纳( g a l e n a ) 银铅矿、加拿大的克来顿 ( c r e i g h t o n ) 镍矿和印度的钱皮恩里夫( c h a m p i o nr e e f ) 金矿和科拉尔( k o l 呻金矿等 f 1 】a 随着煤炭工业的发展，地壳浅部煤炭资源不断枯竭，矿井开采深度逐年增加。 据有关资料：我国预测煤炭总储量的7 0 以上埋藏在6 0 0 m 以下【2 ，煤炭资源从浅 部开始，随着煤炭的采出，开采煤层的埋藏深度必然要增加，开采规模的扩大和 机械化水平的提高又加速了生产矿井向深部发展，我国生产矿井1 9 8 0 年的平均深 度为2 8 8 m ，而1 9 9 5 年的平均深度为4 2 8 m 。相当于每年以l o 1 2 m 的速度向深部 发展吼而东部矿井正以每1 0 年1 0 0 2 5 0 m 的速度发展，预计在未来2 0 年很多 煤矿将进入到1 0 0 0 1 5 0 0 m 的深度【4 】。因此，煤矿深部开采是大多数主要采煤国 家目前和将来要面临的问题。 随着矿井开采逐渐向深部发展，在浅部呈现中硬岩变形破坏特征的工程岩体， 进入深部后转化为高应力软岩，矿压显现强烈，巷道位移显著增大，支架损坏严 重，巷道返修量剧增，巷道维护变得异常困难，深部巷道围岩稳定性控制已成为 煤矿开采面临的重大课题之一，引起了世界各国采矿界的高度重视。另外深部高 地压导致冲击地压危险加大，瓦斯涌出量增加以及地温升高等一系列新问题，因 此，深井开采问题是采矿界面临的一个重要课题1 5 j 。 深部开采( d e e pm i n i n g ) 这一概念已被世界各国采矿界所采纳，但深部开采 的标准并不一样，德国规定为8 0 0 1 2 0 0 m ，前苏联为8 0 0 m ，波兰为7 5 0 m ，英国 为7 5 0 m ，日本为6 0 0 m 。目前，我国煤矿尚无明确的深部开采的标准，从矿山压 力的角度考虑，地层条件不同的矿区或矿并，深部开采的标准也不应相同。根据 安徽理工大学硕士论文 我国煤矿支护技术水平、地层条件和生产实践，一般可将开采深度8 0 0 m 作为深部 开采的标准，部分软岩矿井深部开采的标准可定为6 0 0 m 。 由于回采巷道必须沿煤层掘进，无法选择围岩，当受到移动支承压力和固定 支承压力的影响时，巷道在回采期间变形量大、难支护，一直是困扰煤炭工业发 展的关键性问题，因此，研究其支护问题意义重大。 鉴于巷道支护不可能及时和密贴，围岩在高应力下松动破坏不可避免。矿井 巷道工程与地面建筑和土木工程的根本区别在于：巷道围岩的破坏并不意味着失 效。所以巷道稳定性问题的核心是研究允许围岩破坏但限制其变形发展的稳定条 件。 本文从回采巷道所处的应力场出发，针对高地压、大流变等特征，研究了围 岩应力与围岩变形之间的关系，深部回采巷道围岩变形特征和破坏机理，通过相 似模拟试验，分析了不同支护形式对巷道变形的影响，建立了巷道变形的力学模 型和数值模型，从而确定以巷道整体为对象对围岩进行支护的方法，有效地控制 巷道围岩变形。此方法的应用，对于减少巷道维护工作量，增加矿井产量，提高 矿井的技术经济效益，改善矿井安全生产环境具有重要的现实意义。同时也为其 他深部矿区有类似围岩状况的巷道支护提供参考。 1 2 国内外研究现状 1 巷道稳定性与采深关系方面 原西德和前苏联对深部开采的巷道矿压及其控制的研究较为突出，西德侧重 于深井巷道矿压控制实用技术的研究，前苏联侧重于巷道控制理论的研究。 前苏联采用珂弦。( 其中盯。为岩石的单轴抗压强度，为上覆岩层容重) 作 为指标来评价深井巷道的稳定性，将巷道分为稳定( 盯：= 乃) ，测试结果见表4 。 表4 岩石三轴压缩试验结果 1 a b l e 4t h er e s u l t so f 埘a x i a ic o m p r e s s i v et e s to f r o c k 3 ) 单轴抗拉试验 岩石的抗拉强度是指岩石试样在单向拉伸作用下，发生破坏时的应力值。本试 验采用劈裂法，测试结果见表5 。 表5 岩石抗拉试验结果 1 曲l e 5t h er e s u h so f t e l l s i o no fr o c k 4 ) 煤的坚固性系数 煤的硬度是其固有的物理力学性质，一般用“坚固性”来代表破碎的难易程 度，并以坚固性系数f 表示。煤的坚固性是指煤抵抗外力破坏能力的性能，故系数 f 值包含有煤的各种性质，诸如结构、强度和构造等相对性的一个综合指标。现采 用捣碎法测得数据见表6 。 表6 煤的坚固性系数 t a b l e 6 f i n n l yc o e 伍c i e n to f c o a l 煤样编号 冲击次数煤粉高度m m f 值 13 5 5 1 0 9 2 5 8 8 1 1 4 2 8 2 测试结果分析 莫尔( m h o r ) 强度理论【2 9 】认为；材料发生破坏主要是由于破坏面上的剪应力 达到一定限度的缘故，这个剪应力除了与材料本身性质有关外，还与破坏面上由 于正应力造成的摩擦阻力有关。即某一点发生破坏，不仅取决于该点的剪应力， 同时也取决于该点的正应力。格里菲斯( a a g r i 伍t 1 ) 强度理论认为：物体内均 匀、随机的分布许多窄缝的微裂隙。当物体受到拉应力作用时，处于不利方位的 裂隙端部就产生高度的应力集中，使该处的拉应力达到根据分子结合力计算出来 的理论抗拉强度，于是裂隙就沿其长度方向扩张，直至材料整体破坏。 由图5 、6 可知，岩石的轴向抗压强度随着加围压仃，后而明显增大，应力一应 变全过程曲线呈“s ”形，岩石属塑一弹一塑性体，是一种以孔隙和裂隙行为为主 导的变形。在压应力下，先是孔隙和裂隙闭合，岩石刚度加大，曲线斜率增大上 凹，孔隙和裂隙闭合后，岩石发生弹性变形，其后裂隙稳定扩展生成新的裂隙， 曲线下凹，发生“扩容”，直至破坏。在单轴压缩时，岩石里脆性破坏，破坏过 程瞬时完成，破坏时发出较低且清脆的声音。围压较大时，岩石进入韧性剪切破 坏，破坏过程有一定的延时，表现为微裂隙随应力增大而逐渐扩展，最后导致岩 石的完全破坏，具有一定的应变软化特性。因此岩石的单轴压缩破坏形式是与轴 向近乎平行的劈裂破坏，象岩石内部的拉伸破坏；岩石常规三轴的最终破坏形式 是明显的剪切滑移。因此岩石的破坏，从其机理上说只有拉坏和剪坏两种，而通 常所说的岩石被“压坏”，从力学分析来看，实质上是不存在的。 从试验过程来看，受岩石孔隙、裂隙和成岩作用程度的影响，在单轴压缩时， 岩石性质以各向异性为主导，岩石呈脆性张拉破坏，即破坏面平行于主压应力方 向，或者沿裂隙面发生破坏。当侧压增大时，岩石被压密，在轴向应力作用下， 矿物颗粒发生剪切滑移，颗粒间接触更为紧密，各向异性减弱，各向同性性质有 所增加，要使之破坏，应增大应力，导致了岩石的应变硬化现象。高应力水平下， 2 9 安徽理工大学硕士论文 岩石发生塑性破坏，试件表面形成“x ”剪节理。 图5 岩石单轴压缩全应力一应变曲线 f i 9 5 t h ew h o l es 仃e s s s 订a i nc u r v eo fm i i a ) 【i a lc o m p r e s s i v et e s to f r o c k 图6 围压= 5 m p a 耐岩石全应力一应变曲线 f i 9 6 t h ew h o l es 仃e s s s t r a i nc u 南eu n d e r5m p ac o n a n i n gp r e s s u r eo f r o c k 由常规三轴实验研究结果可知：破坏前岩石的抗压强度、变形、弹性极限随 围压增大而增加；随着围压的增大，岩石的性质发生了变化：由弹脆性一弹塑性a 3 0 - ! 堡茎旦墨鲞望塑型塑型堇堕 在岩石达到峰值应力后，由于岩石中弱面存在，强度较低。随着单轴压缩应力的 增大，低强度部分将逐渐产生屈服弱化，实际承载应力降低，其余部分将处于卸 载状态。也就是说，在峰值应力时没有屈服的材料将由于轴向应力的降低而永远 不再屈服，只会卸载回弹。 3 3 相似模拟 对研究巷道开挖后和受采动影响后的变形、移动及破坏的规律，尤其对涉及 弹塑性破碎垮落等多种物理力学过程的岩体力学问题，利用相似模拟试验在规律 的定性方面作用较大，如通过支架与围岩相互作用的模拟研究可寻求支架受力与 上覆岩层活动之间的联系，还可通过数个模型的类比试验寻求变动某一因素后对 矿压显现的影响规律【4 4 1 。 在同一特征和现象中，如表征现象的所有物理量在空间上所对应的各点和时 间上所对应的瞬间各自成一定比例，则称相似现象，相似现象的基本性质和被研 究对象之间的相似特征可以用相似定理或理论来表示。相似材料模拟试验是以相 似理论、因次分析作为依据的实验室研究方法。其试验效果清楚直观，试验周期 短，见效快，尤其可以轻易地调节支护参数而得到不同的结果，易于分析支护的 作用机理 4 5 1 。目前，国内外通过实验室相似模拟试验研究锚杆支护机理取得了相 应的研究成果【4 “。对于回采巷道，由于其特殊性：巷道沿煤层掘迸，形状一般为 矩形或梯形，巷道围岩易破坏，且受采动影响，锚固体大多处于破坏以后的状态。 为此本节将对回采巷道的支护形式进行相似材料模拟研究。在平面应变情况下通 过对比研究三种支护形式的性能差异，定性分析围岩中主动支护和被动支护对巷 道稳定性影响，通过对比试验得出了锚索在支护中的作用，进而对锚梁网索联合 支护结构稳定性效果进行分析。 相似模拟试验的成功与否索取决于模型与原形相似条件的满足程度，相似模 拟试验就是要用和原型力学性质相似的材料，按照一定的比例模拟岩体及煤层， 并进行开掘，在满足相似的边界及初始条件下，使在相应的时期内造成相似的矿 山压力现象。通过量测和分析其规律，以其对设计新型支架，改善开掘工艺，防 治顶板事故，选择开采方法等提出依据及改进途径。 在规划模拟试验时，应遵守下列相似条件，即：( 1 ) 几何相似；( 2 ) 物理现象 相似；( 3 ) 初始、边界条件相似；( 4 ) 各同名无因次参数相等。 1 模拟条件 回采巷道支护问题所涉及的因素很多，但限于实验室条件和本课题的研究内 3 1 一塞塑堡王盔堂亟圭鲨塞 容，试验中主要考虑围岩条件，支护方式和采动影响三个方面，其他因素未于考 虑。 1 ) 围岩条件 试验中假没围岩为均质体，根据试验的主要目的，选定煤层为水平，巷道断 面为梯形，上宽3 o m ，下宽3 2 m ，高2 4 m ， 掘进断面积为7 4 4 m 2 。巷道沿顶 掘进，白集矿围岩力学参数如表8 所示。 表8 围岩力学参数 t a b l e 8m e c h a l l i c sp a 舳e t e ro f t h e s u r r o u l l d i n gm c km a s s e s 岩石性质 容重弹性模泊松比抗压强 剪切模体积模凝聚力内摩擦 蚝m 3量，g p a 度肌p a量g p a量g p a，m p a 角。 _一 石英砂岩2 5 8 03 1 50 1 21 0 71 4 0 61 3 8 2 砂页岩 3 煤 砂页岩 4 煤 砂页岩 砂岩 炭质页岩 砂页岩 2 4 5 0 1 3 0 0 2 4 5 0 1 3 0 0 2 4 5 0 2 5 6 0 1 9 7 0 2 4 5 0 5 0 9 1 7 8 1 3 2 1 7 8 5 0 4 5 5 2 1 6 5 5 1 4 0 2 1 o 2 6 o 1 8 o 2 6 o 2 5 0 1 1 0 2 5 0 1 8 2 72 1 0 72 9 0 5 l l0 7 0 61 2 4 3 7 55 ，5 9 36 8 7 5 1 l0 7 0 61 2 4 3 0 62 0 1 63 3 6 5 0 2 92 4 8 62 0 9 1 1 0 4 l0 6 61 1 2 2 92 1 7 82 0 8 9 2 ) 支护方式布置 根据试验目的，考虑到主动支护和被动支护的区别，同时，为了研究锚索的 作用机理，评价其支护效果，在模型中设计了工字钢梯形支架、锚梁网和锚网梁3 种支护方式。锚杆长为2 o m ，间排距为0 7 m ，锚索长度为6 m ，打在两根钢筋梁中 间，每隔三根钢筋梁打两根，沿巷道中心线布置，间排距为2 1 m 。 锚杆布置如图7 所示。( 单位：m m ) 3 2 8 9 1 5 1 6 4 9 ” 加 凹 ” 捞 如 勰 强 五 一 0 o 2 硌 9 卫 王 坦 王 叭 l m 3 深井回采巷道相似模拟试验 图7 锚杆支护断面图 f i 9 7s u p p o r t i n gs e c t i o n so f b o l t i n g 3 ) 采动影响 回采巷道显著特点之一是受采动影响。目前，支护设计基本来源于静压巷道， 即在静压状态的基础上进行设计，这是不合理的。大量现场观测表明，煤层巷道 采动影响期间围岩的变形量达到整个服务期间总变形量的5 0 以上，有的甚至达 到8 0 9 0 【2 加可见，对于回采巷道围岩的变形破坏主要发生在采动影响阶段，故 而，试验中以采动影响阶段为主要研究对象，采用油缸分级加载来模拟受采动影 响效果。并根据模型高度和以往的实践经验，回采巷道采动影响系数取1 8 。 2 ，参数确定 1 ) 几何相似比 考虑到巷道周边应力影响范围不受模型架边界效应的影响，根据巷道围岩应 力重新分布的影响范围及模型架的具体尺寸( 长高宽= 3 2 1 6 o 4 m ) ，并借 鉴以往模型试验经验，取模型试验几何相似比为口，= ，。，。= l 2 0 ( 角标p 、m 分 别对应原型、模型，下圊) 2 ) 容重相似比 本试验选取原型岩石平均容重为2 5 “m 3 ，相似模拟材料平均容重为1 5 t m 3 ， 采用石膏混凝土，容重相似比为，= 抄。= o 6 。 3 ) 强度相似比 3 3 一一 室堂堡王盔堂塑主堡塞 按相似准则，强度相似比关系为c = 7 ，。，。“3 3 3 。 4 ) 时间相似比 按照相似理论有口，= 0 ，) ”2z o 2 2 3 6 “1 4 4 7 。时间因素对回采巷道的影响主要 体现在围岩的流变变形上，而通常这一变形明显小于受采动影响的变形，根据本 次试验的目的，未引入时间相似比。 3 4 试验模型设计 1 模型架 本次模拟试验模型使用中国矿业大学实验室平面应变相似模拟实验台。实验 台有效的几何尺寸为：长宽高= 3 2 0 4 1 6 m 。考虑巷道围岩应力重新分布 的影响范围及模型架的具体尺寸，使巷道周边应力影响范围小，并借鉴以往模型 试验经验，在模型中单独设计三条巷道，按设计配比铺设模型。底板岩层厚度为 5 6 c m ，煤层厚度为2 4 c m ，在煤层上铺设顶板岩层厚度为8 0 c m 。岩层每铺设4 5 c m 进行分层，煤层每铺设3 4 c m 进行分层，层与层之间用云母粉隔开。巷道沿顶布 置，按设计布置方式预先埋设锚索，待模型干燥后开挖巷道，用工宇钢、锚杆及 铺网进行支护。模型的实际铺设高度为1 6 0 c m ，可模拟实际原型高度为3 2 m ，本 试验模拟煤层埋藏深度为9 5 0 m ，顶板其余部分的压力和采动影响所引起的支承压 力可用液压加载系统加以补偿。模型中使用国内先进的w y - 3 0 0 型液压稳压加载 系统，该系统是由上部7 个液压千斤顶和两侧各4 个液压千斤顶组成。通过厚度 为2 c m 的钢板均匀地作用在模型上部，对上覆模拟岩层形成均匀载荷，模型在变 形过程中，液压稳压源可自动补液，从而实现上部岩层载荷恒定不变，侧向压力 按照垂直压力的1 2 加载。为了便于在模型实验过程中对巷道顶板及两帮位移观 测，巷道位置布置在模型观测孔中央。 为减小模型与钢板之间的摩擦力，在模型材料与钢板之间铺一层塑料薄膜夹 黄油。 加载钢板重为o 5 t ，为研究问题方便，实验中假设模型自重和钢板重量与模型 和钢板之间的摩擦力基本抵消。上部补偿岩层( 包括表土层) 厚度为9 5 0 m ，相当 于模型上部岩层厚度为4 7 5 m ，取模型上部岩层容重为1 5 妇1 3 ( 与相似材料平均 容重一致) ，回采巷道采动影响系数为1 8 ，模型上部采用7 个液压油缸，每个液 压油缸加载4 0 t 时，液压稳压源输出载荷为3 0 m p a 。根据以上条件可计算出实际原 型载荷和液压稳压源输出载荷的关系为： p p 。= 1 4 4 3 4 3 深井回采巷道相似模拟试验 式中： p 一实际原型载荷； p 。一液压稳压源输出载荷。 为减小巷道之间的相互影响，模型采取逐个开巷的方式，加载时使用峰值加 载法，巷道上方载荷大，向两边依次减小，加载后再填上，在同一条件下加载， 相当于3 个独立模型。 2 相似材料的选择 模型材料选用石膏混凝土，其主要成分为砂子( 含一定量碳酸钙) 和石膏等， 改变胶结剂和骨料的组分，可以模拟不同类型的岩层。砂子粒度以0 1 5 m m 0 5 m m 为宜，石膏为熟石膏。 3 材料配比 在试验中根据上述的相似理论要求，计算出各层相似材料的力学参数理论值， 获得各层相似材料的配比见表9 。 表9 模拟参数与相似材料配比结果 1 h b l e 9t h er e s u l to f s i m u l a t e dp a r 啪e t e r 蚰ds i m i l a rm a t e r i a lp m p o r t i o n i n ge x p e r i m e n t 4 模型制作工艺 支架构件模型：锚杆用中1 9 m m 保险丝，长度为1 0 0 n 1 i l l ；锚索用由2 2 m m 保险 丝，长度为3 0 0 m m ；钢筋梁用巾1 7 m m 保险丝，锚固剂用聚醋酸乙烯乳液加石膏 和水调和而成，用1 0 m m 1 0 m m o 5 m m 的薄铁片来模拟锚杆托板，1 5 m m 1 5 m m o 5 m m 的薄铁片来模拟锚索托板，金属网用塑料纱网，工字钢构件用形似工字 型的铝条制作。 3 s 安徽理工大学硕十论文 根据白集矿岩层选择合适的配比，制作时按比例把称好的各种材料加水搅拌 均匀，装入模板中，材料分层铺设、压实。每一层中按节理方向刻裂隙，撒入云 母粉，模拟裂隙及节理情况，模型堆放好放置5 d 后去掉模板，让其干燥3 0 d 后， 加上前后挡板，即可进行测量工作。本模型模拟1 4 m 岩层自重，由于模拟的高度 有限，余下的上覆岩层施加补偿载荷方式模拟。 5 测试仪器与测点布置 1 ) 测试仪器 煤岩体应力分布规律测试采用应力传感器，应力测试系统使用t s 3 8 9 0 a 程控 静态电阻应变仪，顶底和两帮位移使用交叉杠杆来测量，深部位移根据模型网格 变形来测量。 2 ) 测点布置 铺设模型时，在锚梁网支护和锚梁网索支护的巷道顶板及两帮按垂直方向布 置了1 8 个压力盒。干燥后在每条巷道顶部和两帮布霞位移测点，将所有测点各时 期的数据汇总记录，并对巷道中裂隙的产生发展直至破坏的整个动态过程进行详 细的描述和拍照。 模型铺设完毕后模型全貌如图8 所示。 图8 模型全貌 f i 醪m o d e lp a n o r a m a 3 5 试验结果分析 试验回采巷道断面为梯形，两帮为煤体，底板为煤层，围岩强度底。模型加 压后围岩位移、应力实测数据如下图所示。 气6 一一 ! 堡茎旦墨鲞重塑型堡塾垡堕 3 5 1 表面位移分析 图9 不同支护方式采深一顶底移近量曲线 f i 9 9 t h ec u r v eo fd e e p s d i s p l a c e m e n tb e t 、v e c nr o o f a n dn o o ri nd i 腩r e ms u p p o r tm 蛐e r s 图1 0 不同支护方式采深一两帮移近量曲线 f i 9 1 0 t h ec u n r eo f d e e p s d i s p l a c e m e n to f 抽s _ md i 位r e n ts u p p o r tm 锄_ r i e f s 图9 、1 0 反映了三种支护方式随采深变化的顶底板和两帮移近量。在低载荷 时( 采深小于5 0 0 m ) ，三种支护的顶底板和两帮位移增加趋势较平缓，工字钢支 护的顶底板位移大于锚梁网支护，丽锚梁网支护的顶底板位移大于锚梁网索；锚 梁网支护的两帮位移大于工字钢支护( 在较低载荷时，工字钢支护的两帮位移偏 大) ，工字钢支护的两帮位移开始较大，后逐渐趋于平缓，增长幅度小，说明工字 钢与巷道的密贴程度不够，造成巷道顶底和两帮位移较大；随着压力的增加，工 字钢陷入底板松软煤层中，造成顶底板位移变大。此现象说明了对于垂直变形较 大的巷道，工字钢可以陷入底板中来适应其变形，有一定的让压作用，也能较好 地抑制巷道周边的松动膨胀，这也反映了刚性支护可以通过柔性底板柬扩大它的 应用范围。 3 7 安徽理工大学硕士论文 随着载荷逐渐变大( 采深5 0 0 m 6 5 0 m ) ，三种支护的顶底板位移增加趋势发 生明显变化，尤其是锚梁网支护项板位移增加很快；工字钢支护的顶底板位移增 加比较平缓，显示了刚性支护的特点；工字钢支护的两帮位移增加较快，锚粱网 支护的两帮位移大于锚梁网索支护，但变化不如锚梁网索明显。说明工字钢支护 在此采深范围内作用明显，既发挥了工字钢的特点，又显示了刚性支护的优点， 但两帮位移增加过快，又说明了它对水平变形大的巷道适应性差，而锚梁网索支 护在控制顶板位移大小和变形速度方面大大优于锚梁网支护。 随着载荷的增加( 采深6 5 0 m 9 5 0 m ) ，工字钢支护的顶底板位移约在采深 7 0 0 m 时增长率明显超过了锚梁网支护的顶底板位移增长率，且随着压力增大，工 字钢支护顶板下沉量迅猛增加，顶部支架弯曲下沉，巷道变形加剧，这些现象表 明应力已接近并超过支架极限载荷，巷道上方出现明显破坏。锚梁网支护的顶板 约在采深6 5 0 m 时有轻微裂隙产生，在采深8 0 0 m 时，在顶板浅部及角部有裂隙出 现，顶板角部裂隙与顶板成4 5 。延伸，但没出现破碎掉块现象，仍具有一定的承 载能力。在采深9 5 0 m 时，裂隙很明显，由于锚杆的悬吊作用有限，裂隙发展的结 果，可能导致失稳冒落，应引起足够的重视。锚梁网索支护的顶板在采深8 0 0 m 时， 只有在层理之间有轻微裂隙产生，在采深9 5 0 m 时，原来裂隙延伸，上面岩层也出 现裂隙，但岩层间变化均匀。由于锚索的悬吊作用能很好地控制顶板离层，所以 顶板的完整性较好。加载前和加载后模型变化情况如图1 1 所示。 加载前 a ) 工宇钢支护 3 8 加载后 3 深井回采巷道相似模拟试验 加载前 b ) 锚梁网支护 加载后 栩我前棚载后 c ) 锚粱网索支护 图n 不同支护形式巷道变形状况 f i 9 11r o a d w a yd e f b r n l a t i o ni nd i 脓r e n ts u p p o r tm a n n e r s 对于工字钢支护和锚梁网支护，在低载荷时，两者的曲线很贴近，且工字钢 支护的曲线在上，也就是说工字钢支护的巷道变形量稍大，但当载荷逐渐增加到 一定程度时，与锚梁网支护相比，工字钢支护的曲线斜率增大很快，具体表现为 曲线变陡，其顶底板位移大于锚梁网支护的顶底板位移，而锚梁网支护的曲线斜 率增加相对较慢。可以推知，此时工字钢支护的巷道变形加剧的趋势比锚梁网支 护的巷道要快。随后从曲线的斜率猛然增加可推知工字钢支护的巷道很快地趋向 破坏。锚梁网支护尽管载荷较大，但顶底板位移增加相对缓慢，说明围岩处于受 控状态；直到载荷很大，锚固体开始趋于破坏，巷道变形才发生显著变化。 对于锚梁网支护和锚梁网索支护，在低载荷时，锚梁网索支护的巷道变形量 小，巷道整体稳定性好，起到了控顶护帮的作用，但当载荷逐渐增加到一定程度 时，锚粱网索支护的项板挠度变大，载荷施加在两帮上，使两帮位移增加幅度变 大，最终两种支护形式的两帮位移量相当，顶板下沉量却远小于锚梁网支护的顶 3 9 塞塑堡三盔堂堡主堡塞 板下沉量，说明在高载荷时锚索的主要作用是控顶，发挥其悬吊作用，将潜在的 垮落范围之内的顶板岩层悬吊于完整坚固的岩体上，承担垮落范围内岩层所受的 垂直载荷，防止顶板岩层离层。 从上述分析可以知道：工字铜支护不能改善顶板内部结构面的性质，如层面 节理面的抗拉、抗剪等性能，顶板性质未能得到改善。在垮落前，工字钢支护的 巷道变形受到支护的阻碍作用，故变得缓慢，随着压力的增加，巷道变形也增加， 当应力达到一定值时，工字钢严重变形并有巷道垮落的危险。锚梁网支护能使结 构物与围岩共同作用，发挥出围岩更大的承载作用，这有利于表面结构的稳定， 并把结构和共同作用的围岩介质组成复合体，被锚固结构的岩层能更有效地承受 载荷产生的拉应力和剪应力。锚梁网索支护是一种传递支护应力至深部稳定岩层 的支护方式，它可以传递较大的拉应力，悬吊下部岩层，这是它最大的优点。它 可使锚固结构项板在锚索的张拉下形成厚度更大、承载能力更强的承载拱，提高 了围岩的整体性和内在抗力，增加其强度，其它力学性质也会得到改善，有效地 控制了围岩有害变形的发展，增大了围岩的稳定程度。 相对于锚梁网支护来讲，工字钢支护主要效应表现为抗压，在应力较小的情 况下，其变形量也小。当变形达到其允许变形的最大值，只要再增加压力工字钢 就会断裂，支护随之失效。工字钢支护巷道变形特征表明了刚性支护的特点。锚 梁网支护是一种柔性支护，因此在一定的时间内可以随围岩共同变形，而且变形 相对于工字钢来说比较缓和。锚梁网支护是在锚杆的基础上，再加上强度适当的 连接件和金属网，使得巷道围岩受力均匀，且在锚杆随围岩变形的同时能对围岩 产生一定的约束力，即锚、梁在巷道垮落中的阻碍作用，故可以达到良好的支护 效果。 通过试验对比，工字钢支护和锚杆支护的围岩变形具有不同特征。工字钢支 护的巷道没有形成组合拱效应，而且其变形与巷道表面顶板位移基本上保持同步 变形，故压力大时支架也难以维持巷道稳定。从原理上说，工字钢是被动支护， 与锚粱网相比有着本质的区别。锚梁网支护的巷道变形处于受控状态，同时使顶 板深部的围岩变形也得以有效控制，在锚杆与围岩的相互作用中，保持着围岩位 移与支护抗力之间的动态平衡。 在加载过程中，模型的破坏是一个动态过程，最初的破坏可能来自某个点的 应力集中，产生肉眼看不见的微裂隙，这些破坏开始是局部的，局部破坏是不会 引起失稳。围岩的破坏过程是：首先某一层面挤压变形，失去承载能力，应力向 相邻岩体转移，随着载荷的增加，裂隙继续延伸和扩大，进一步发展为破碎，模 柏 3 深井回采巷道相似模拟试验 型的整体性将发生很大变化，导致整体承载能力降低，进而使模型失稳。 工字钢支护是一种刚性支护，限制围岩变形时支承力大，导致围岩应力大， 作用力不均匀时围岩易压剪破坏，巷道角部是应力集中区，又是支护的薄弱环节， 肉眼观察表明，在顶板浅部及角部有裂隙出现，顶板中部由于工字钢挠度较大， 出现拉伸破坏，上方有离层产生。 锚梁网支护形成整体拱形锚固结构，随着顶板下沉和两帮的移近，在巷道锚 固区范围内形成类似环形的挤压加固区，形成整体支护结构。对围岩产生较大锚 固力，保持围岩处于较大三向应力状态，通过限制塑性区的发展和破坏达到控制 巷道顶板和两帮的目的。当载荷超过锚固体极限强度时，巷道角部出现剪切破坏 的裂痕并向上延伸，锚固区外出现明显离层。 锚梁网索支护是在形成整体拱形锚固结构的基础上对顶板进行加固，有效控 制顶板下沉。当载荷超过锚固体极限强度时，巷道角部出现剪切破坏的裂痕并向 两边延伸，顶板在层理间出现轻微裂隙。 从上面分析可以得出： 工字钢支护的回采巷道顶、帮及顶帮角部是应力集中区，顶帮角部是危险 部位。试验表明，在这些部位先后都出现不同程度的破坏，应注意其稳定性。围 岩破坏部位最先发生在切向应力较大的顶帮角部，可以推断主要是受压引起，属 于压剪破坏。巷帮浅部主要是受水平拉应力引起，深部仍属于压剪破坏。 工字钢支护相对于锚梁网支护，由于工字钢是一种刚性支护，当围岩变形 量很大时，工字钢变形达到一定程度时，使得工字钢突然弯缺破坏，支护随之失 效。而锚固体具有良好的适应变形的能力，使其在相当大的变形范围内仍能保持 承载能力。从这一点看，工字钢支护适应性不如锚梁网支护。 不同的支护方式承受最大载荷也不同。三种支护方式中，在小载荷情况下， 工字钢变形较平缓，并且能陷入底板中适应顶板变形，说明工字钢支护能适应压 力较小的情况。但从试验结果可以看出，工字钢支护和锚梁网支护对大载荷的适 应性均不如锚梁网索支护。 相对工字钢来讲，锚梁网支护与围岩接触更紧密，而且由于梁和网具有均 衡的锚杆锚固力，使锚杆受力趋于一致的作用，因而使得巷道围岩受力均匀，不 易造成应力集中，更有利于发挥锚杆的整体支护作用。 3 5 2 锚索作用效果分析 作者对回采巷道锚梁网支护和锚梁网索支护两种支护方式进行了相似模拟对 一4 1 - 安徽理工大学硕士论文 比试验，试验结果表明，这两种支护方式对控制围岩效果不同，在巷道围岩中形 成具有不同性质的锚固体，对围岩的支护作用取决于锚固体所形成的支护结构特 征。锚梁网支护在巷道顶板形成厚度较小的承载拱，锚索加强支护后在巷顶形成 厚度较大的大承载拱，这两种支护在一定的载荷范围内均能适应巷道围岩变形规 律，维护巷道稳定。但超出一定的载荷范围，支护效果却明显不同。 1 巷顶应力分析 图1 2 锚梁网支护巷顶深部基点采深一垂直应变曲线 图1 3 锚粱网索支护巷顶深部基点采深一垂直应变曲线 f i 9 1 3 t h ec u n 呜o f d e 印s - v e r t i c a ls t r a i no f r 0 0 f d e e pi nb o n m e s h 。a n c h o rs 叩p o r t - 4 2 ! 堡茎回墨鲞堂塑型蕉塑茧墼 图1 4 采深3 5 0 m 时测点深度一垂直应变曲线 f i 9 1 4t h ec u r v e o f d e p t l l o f t e s t i n gp o j n t v e r t i c a l s 仃a i n i n t h e m i n i n gd e p t ho f 3 5 0 m 图1 5 采深5 0 0 m 时测点深度一垂直应变曲线 f i g l 5 t h ec u r v eo f d e p t h0 f t e 蚰n gp o i n t - v e r t i c a ls t r a i ni 1 1 吐l em i n i n gd e p mo f 5 0 0 m 图1 6 采深6 5 0 m 时测点深度一垂直应变曲线 f i g l 6 t h ec u r v eo f d e p mo f t e 蚶n g p o i n t - v e r c i c a ls 枉a i ni i lm em i n i n gd e p t ho f 6 5 0 m 4 3 安徽理丁大学硕士论文 图1 7 采深8 0 0 m 时测点深度一垂直应变曲线 f i 9 17 t h ec u r v eo f d e p t ho f t e s t i n gp o i n t v e r f i c a is t r a i ni nt l l em i n i n gd e p mo f 8 0 0 m 由图1 2 、1 3 可知，锚梁网支护巷顶深部l m 点和2 m 点应力基本相等，4 m 点、6 m 点和8 m 点应力相差不大，根据裸巷顶部垂直应力在围岩浅部递增规律， 即2 m 点应力大于1 m 点应力，说明在锚固区内锚固效果很好，在锚固区外应力基 本是通过岩层垂直传递的，在巷顶深部应力随载荷的增大有规律的递增，变化连 续性较好。锚梁网索支护巷顶深部l m 点和2 m 点应力相差不大，4 m 点应力明显 较大，说明在锚固区内锚固效果很好，4 m 点在锚索的张拉作用下，形成拉应力增 高区，成为锚索作用范围内应力分界点，在此范围内应力集中程度明显高于锚梁 网支护。锚索的张拉作用使6 m 点外应力降低形成一个锚索作用的降低区，说明锚 索的作用使巷道深部岩体也承担了浅部围岩的支护载荷，从而减小了巷道的变形 量，有利于维护上覆岩层稳定。 从图1 4 1 7 可以看出，在巷顶深部1m 和4 m 点处，随采深的增加，在锚索 的张拉作用下，锚梁网支护的应力小于锚梁网索支护，而在8 m 点处，锚梁网支护 的应力却远大于锚梁网索，说明通过锚索的作用，使作用区外的应力向作用区内 转移，作用区外应力相对降低，作用区内由于锚索的抗拉强度高，作用区内形成 三向应力较高的承载拱，巷道顶板下沉量减小。 锚梁网支护和锚梁网索支护的最大区别是锚梁网索支护的应力峰值向锚索作 用范围内转移，在4 m 点附近形成应力分界点，使整个锚索作用范围内处于较高的 压应力状态，增强了岩体的稳定性，并能提高软弱结构面或滑移面上的抗剪强度。 锚索作用范围外应力降低，充分发挥了锚索的抗拉强度，改善了顶板的应力分布 状况，提高了巷道的稳定性，并且这种情况随采深的增加效果越来越明显。 2 巷帮应力分析 3 深井回采巷道相似模拟试验 图1 8 采深3 5 0 m 时测点深度一垂直应变曲线 圈1 9 采深5 m 时测点深度一垂直应变曲线 图2 0 采深6 5 0 m 时测点深度垂直应变曲线 f i 醇o 1 1 1 ec u r v eo f d e 呻o f t e s t h 培p o i n l v e n i c a ls 仃a i ni nm em i i l i n gd 印t h0 f 6 5 0 m 安徽理工大学硕十论文 图2 1采深8 0 0 m 时测点深度一垂直应变曲线 f i 9 2 1 t h ec u r v eo f d e p 血o f t c s t i n gp o i n 卜v e r t i c a ls t r a i ni nt 1 1 em j n i n gd e p t ho f 8 0 0 m 由图1 8 2 1 可知，巷帮垂直应力分布曲线存在两个峰值点，第一峰值点位于 锚固体中，第二峰值点位于更深处。在锚头附近产生一低谷点，这是由于锚杆的 拉伸所至。第一峰值点在采深3 5 0 m 时较明显，应力甚至高于深部应力，随着采深 的增加，峰值点明显程度降低，并且加载过程中出现应力释放现象，说明锚杆支 护是柔性支护，在高载荷下巷帮围岩浅部发生松动变形，应力逐渐向深部转移， 使锚固体卸载，在此过程中，锚固体通过锚杆的约束作用和抗剪作用，使塑性破 坏后易于松动的围岩构成具有一定承载能力和适应自身变形卸载的锚固平衡拱。 在围岩浅部，低载荷时，锚梁网支护的锚固体中应力峰值较大，这是因为锚梁网 支护顶板结构跨度小，从而使两帮在较浅的位置即进入应力集中区，导致锚梁网 支护的两帮位移量在低载荷时偏大。随着载荷的增加，锚梁网索支护的顶板挠度 变大，两帮应力增加幅度加大。在围岩深部，低载荷时，两种支护方式垂直应力 相差不大，随着载荷的增加