煤巷构造破碎地带支护及理论与实践

1、煤巷构造破碎地带支护的理论与实践苏清政 郝海金（晋城无烟煤矿业集团有限责任公司 山西 晋城 048006 ）内容摘要 ：结合实验室煤样力学性质的测试结果，从理论上分析了煤巷构造破碎地带 支护的理论依据， 提出了可以采用改善煤顶自身的力学特性、 煤顶的应力状态和限制煤顶变 形等方法和措施来支护煤巷构造破碎地带。 同时简要地介绍了现场采用的方法及取得的支护 效果。关键词 ：煤巷 构造破碎 煤顶巷道支护技术是煤炭开采中的一项关键技术，安全、合理、有效的巷道支护 是保证矿井高产高效的必要条件， 近几年，锚杆支护已经成为巷道支护的一个主 要发展方向。在“八五”期间，原煤炭部把煤煤巷锚杆支护技术作为重点项

2、目进 行了攻关，取得了一大批水平较高的科研成果，并应用于新汶、铁法、兖州、淮 南等多个矿区，基本上解决了一般条件下的巷道支护问题。在此基础上“九五” 期间，原煤炭部又把锚杆支护技术列为重点课题， 展开了更深入、 细致和全面的 研究和试验工作，使我国的煤巷锚杆支护技术上了一个新的台阶， 并在全煤巷道、 复合破碎顶板等困难条件下得到了应用，而且取得了良好的支护效果和经济效 益。尽管如此，采用锚杆支护的巷道，特别是放顶煤全煤巷道，构造和破碎地带 的支护问题仍没有得到解决。 遇到构造和破碎地带， 巷道在掘进过程中， 就很容 易发生冒顶。冒顶之后，采用架棚支护时就需要在空顶下用背板勾顶； 用锚杆（或锚索

3、）支护时就必须在空顶下打孔和安装锚杆， 无论采用哪种支护方式这都是非 常危险的，容易造成伤亡事故。因此，要加大对破碎地段支护问题的研究工作， 尽量避免发生巷道冒顶事故。1、煤样的力学特性大量的实验证明，煤样与岩石具有类似的力学特性，其三轴压缩全应力一应变曲线如图1所示。OA段为煤样的压密阶段，AB段为线弹性阶段，BC段为破 裂发展阶段，C点为煤样的强度极限。当试件上应力达到最大值（C点）以后， 压力逐渐下降，变形继续增大，最后应力降到某一较小数值，这时煤样才算完全 破坏，从而达到卸载曲线段CD。0C段为前过程曲线，CD段称为破坏曲线或峰 后特性曲线。它说明岩石应力达到最大值以后， 并不立即完全

4、丧失承载能力，而 是要达到D点才完全破坏£图1煤样三轴压缩全应力应变曲线，该点称为完全破坏点，而该点 所保持的某一较小的应力值称为 残余强度，由于这时煤样试件已 散裂，所以残余强度是由破裂煤 样碎块之间的磨擦而产生的，煤 具有残余强度这一特性性，对地下开采过程中合理利用已经受到破坏的煤顶的自承力有重要的意义。峰值后到破坏前这段曲线上的任意一点都是煤顶强度。要支 护破碎地段巷道，实际上就是要维护受力状态处于峰值后的煤顶。2、煤样破坏的形式从两颗粒脱离的情况来看，任何材料的破坏机理，不外远离或错开两种可能, 因此物体的破坏，归根到底，只有拉断和剪切两种形式由于煤的组构和强度的特点，排除了

5、材料力学中第一、二、三、四强度理 论在岩石力学中应用的可能性， 比较适合岩土性质特点的强度理论主要有莫尔强 度理论和格里菲斯强度理论。莫尔强度理论，该理论认为材料发生破坏主要是由于破坏面上的剪应力达 尔到一定限度的结果， 但这个剪应力除了与材料本身性质有关外， 还和破坏面上 由于下正应力所造成的摩擦阻力有关。该强度理论的普遍形式为T =f( C )，其简化 的直线型强度准则为T = C+ (T tg书其中：T岩石的抗剪强度T正应力c岩石的内聚力书一内摩擦角格里菲斯强度理论，大多数强度理论都把材料看作是连续的均匀介质，但 格里菲斯强度理论则认为， 材料内部厚在许多细微的裂缝， 由于这些裂缝的作用

6、， 使用权得裂缝周围产生应力集中， 而且在靠近裂缝尖端处应力最大， 当这种拉应 力达到该点材料的抗拉强度时， 就会从这个裂缝的端部开始发生破裂， 因此，格 里菲斯强度理论认为， 脆性破坏是由于拉伸而破坏， 并不是因剪切而破坏。 当按 应力系统表达时，格里菲斯强度条件方程式为：T 2=4R t(Rt-T y)其中：T、T y 椭圆裂缝周边上的剪应力和正应力Rt岩体的单向抗拉强度3 、煤巷构造破碎地带支护的理论分析从上面的分析可知， 改善构造破碎地带煤顶的支护问题， 可以从两方面考虑， 第一，增加煤顶的强度，第二，减少煤顶的变形。为此可采用以下两种办法：首先，改善构造破碎煤顶自身的力学特性，通过提

7、高煤顶的内聚力、内摩擦角，从 而提高煤顶的强度。 其次，改善构造破碎地带煤顶的应力状态， 通过超前支护等 方法，改善煤顶的应力状态，提高其围压，从而增强煤顶的强度。3.1、注浆加固，改变围岩力学性质，提高其峰值强度和残余强度由莫尔强度理论可知，C、书两个指标直接影响着煤样的强度极限。当巷道 掘进后，原岩体中应力平衡状态受到破坏， 围岩应力重新调整， 表现为巷道周边 径向应力消失， 切向应力增大， 而出现应力集中现象， 当集中的切向应力超过岩 体强度极限时， 巷道周边岩体首先破坏， 产生裂隙， 岩体原有的内聚力及内磨擦 角值下降， 在巷道周围的一定范围内开成围岩破碎带， 注浆加固就是处理这一区

8、域内的岩体，使其强度得到提高，有利于围岩的稳定。根据前苏联Bo C。沙新的研究表明，岩体内内聚力随离开巷道周边向岩体深入的距离增加而逐步增大， 可用下式近似表示：C (r) =C -Cr(1/r)nC 未破坏岩体的内聚力Crn 岩体裂隙性系数(Cr>0,n=1,2 )r无量纲极坐标，r=R/R 0R离巷道周边某点处的距离Ro 巷道净半径注浆后，裂隙岩体固结起来，除内聚力近似地如式所示处，岩体的裂隙参数 亦有变化。注浆前n=2 ,注浆后n=6，若假定r=R/R o=2，则注浆前后的(1/r) n 分别为0.25及0.015625。此外，研究表明，岩体经注浆后，取样测定，其内聚 力C值较原来

9、增加了 4070% o可见，巷道注浆前后，对其强度的影响是很大现场施工中可以采取的措施主要有注浆加固和注浆锚杆等3.2、改变其受力状态，减少其变形量，提高煤顶的承载能力前面提到煤样在三向压缩条件下发生破坏以后，虽然其结构发生了变化，但仍然保留一定的承载能力，为了掌握巷道煤顶在不同受力状态下的力学特性，在 成庄矿2208巷道取了多组煤样，在到中国矿业大学实验室进行了全应力一应变 测定，其结果如图2所示。由图2可以看出，随着侧向应力的增加，其极限强图2不同围压情况下煤样的三轴压缩全应力应变曲线)3a -1a(力 应度增加的较快，其残余强度增加的较为缓慢，但随着侧向应力愈大，其残余强度也愈大。顶煤的

10、这种性质正是处理破碎区如何支护问题的理论基础。构造破碎区的顶煤，在巷道开挖之前之所以是稳定的就是因为破碎的顶煤处于三向压缩状态而且其侧向应力较大， 这样其残余强度较高，足以使破碎顶煤 稳定。巷道开挖之后，巷道围岩必然发生应力重新分布，一般情况下，处于巷道a 3=4MPa周边的煤块，其侧向力为零，处于单向压缩状态0此时其残余强度较低。不能保MPa 持巷道的稳定，致使巷道出现冒顶或片帮现象。为了防止这种现象的发生，可改善巷道周边煤块的受力状态，使其由单向压缩状态向三向压缩状态转化，提高其残余强度，从而使巷道保持稳定。在现场 实际施工中可以采取超前锚杆、 超前架螺丝钢和缩小锚杆支护的排距等具体的施

11、工措施。另外，在实施以上支护措施时，必须要时刻注意巷道周边的变化情况，注意 发现和处理优势弱面及构造。 煤巷不同程度地存在着地质弱面及构造面， 比如层 理、节理、裂隙、断层等，它们削弱了煤体的强度，一般煤体的强度仅为煤块强 度的 1/10 1/20 ，因此煤巷的锚杆支护，特别是构造破碎地带，更应该首先检 查是否存在优势构造面，若发现优势弱面及构造，必须首先处理。例如，在巷道 掘进中发现存在与巷道前进方向斜交的优势裂隙面， 此时就应该考虑改变煤帮锚 杆的布置方式， 使锚杆尽量与裂隙面保持垂直， 同时要调整锚杆的间距， 保证每 条优势裂隙面都能被锚杆所加固， 而不能仍象正常情况下那样， 使锚杆与巷

12、道掘 进方向垂直。4、现场实际应用情况成庄矿 3313 巷是 3307 放顶煤工作面的进风、运输巷，沿煤层底板掘进。 该工作面煤层厚 6.5m ，巷道高 2.8m 。采用锚杆与架棚联合支护。该巷道掘进 到 650m 左右时，巷道周围的煤体变得非常破碎，综掘机的截割头在迎头割完 底煤后，距底板 3.5m 5.5m 范围内的煤层就全部垮落，局部地段的顶煤全部 垮落，同时两帮距底板 1.8m 左右之上的煤体滑落下来，在迎头形成一个漏斗状 空间。 刚开始时， 仍采用架设金属棚和木垛勾顶背帮的处理办法， 但效果不好， 随后采用了锚柱支护技术。锚注锚杆为外锚内注式锚杆，杆体由无缝钢管制作， 杆体长 2m ，分为注浆段、锚固段和螺纹段。注浆段长 1m ，在该段布置注浆孔 10 个，锚固段长 0.9m ，用档圈与注浆段隔开。 锚注锚杆的密封和锚固空心快硬 水泥锚固卷， 注浆材料采用双料高水材料， 浆液的水灰比为 22.5:1 。注浆锚杆 施工后 3h ，开机割煤，顶板状况较好，未发生煤顶冒落现象，为锚杆支护和架 棚支护提供了必要的施工时间，每天的进尺由原来的 2 个循环增加到 6 个循环， 取得了较好的效果。参考文献：1 侯朝炯等