大跨度动压巷道围岩变形机理及控制技术

1、大跨度动压巷道围岩变形机理及控制技术1 大跨度动压巷道围岩变形机理大跨度动压巷道围岩变形过程如下图所示。从图中可以看出，该类巷道围岩变形可分为以下几个阶段：顶板岩层受到垂直载荷作用。由于工作面采动的超前影响及侧向支承压力影响，工作面顺槽的顶板岩层都将受到较大的垂直应力作用。顶板两侧承受到较大的水平应力作用，促使巷道顶板产生挠曲、离层，在水平应力和顶板自重作用下，巷道顶板产生下沉，支护不合理的情况下，极有可能发生冒顶事故。图1 大跨度动压巷道围岩变形机理示意图较大的垂直应力和水平应力作用下，巷道肩角承受的剪应力作用，造成岩体剪胀扩容，促使顶板下沉。对于工作面顺槽，必将经历工作面的超前影响，如图2

2、所示，一定存在上述的围岩变形过程。AB(a)AB(b)AB(c)AB(d)图2 工作面顺槽侧向支承压力演化过程基于上述分析认为，控制工作面顺槽围岩变形的有效途径是加强巷道顶板控制。2 914工作面顺槽围岩控制技术围绕降低围岩应力，增加围岩强度，改善围岩受力条件和赋存环境，有效地控制围岩变形、破坏。2.1 控制机理及途径914工作面顺槽的变形主要集中在两帮和顶板。顺槽顶板是控制的重点。由于顺槽埋深浅、煤体硬，采用当前相对成熟锚杆-锚索支护技术完全能够有效的控制巷道顶板，节约成本是顺槽支护设计的关键。可见，对于顺槽围岩控制，关键在于确定锚杆、锚索加固参数，如长度、间排距等。锚索形成的“外拱”锚杆形

3、成的“内拱”图3 锚杆、锚索加固机理示意图2.2 控制方案(1)巷道围岩破坏深度计算ccb2ah图4 煤层巷道围岩破坏范围计算图巷道成形后，两帮及顶板将产生一定破坏范围，如图4所示。其中两帮破坏深度c由下式确定： （1）式中：KCX巷道周边挤压应力集中系数，按巷道断面形状与宽高比确定；巷道上方岩层平均重力密度；H巷道埋深；B表示采动影响系数；c煤层硬度系数；h煤层厚度(巷道高度)；煤的内摩擦角。顶板破坏深度b，可按下式确定： （2）式中：a巷道半跨距；f煤帮普氏系数；根据914工作面顺槽埋深及断面尺寸，取KCX=3，=25kN/m3，H=300m，c =25MPa，B=2，f=2.5，h=3.

4、5m，=35°，a=2.75m。则巷道两帮破坏深度为1.45m，顶板破坏深度为1.68m。(2)锚杆加固参数帮锚杆长度：对于两帮的加固，可以取在破坏范围的2/3处（即合力作用点所处位置，如图5）作为两帮支护长度的下限，而全部破坏范围作为支护的上限。因此两帮锚杆的有效长度为l帮=1.45×2/31.45m=11.45m。考虑到锚杆外漏长度0.2m，锚固长度不小于0.5m，则实际帮锚杆长度可取2m。cc2a2c/3图7.5 合力作用点位置示意图顶锚杆长度：同样，沿着支护合力作用点为端点形成的拱高作为顶板锚杆支护的下限，全部破坏范围作为上限，故顶板锚杆有效长度l顶=(2.75+1

5、.45×2/3)/2.51.68m=1.51.68m。考虑到锚杆外漏长度0.2m，锚固长度不小于0.5m，则实际顶板锚杆长度可取2.4m。顶板锚杆间排距：顶板锚杆间排距应满足两个条件：能有效承受拱内岩重；杆体抗剪强度能够满足要求。根据平衡拱内岩重计算锚杆间距d1： （3）式中：R为锚杆的实际锚固力；k为安全系数；m为煤体容重。根据当前锚杆施工要求，施加的预紧力一般不小于64kN；煤体容重为14 kN/m3；取安全系数为3，则锚杆间距d1为：=1.0m （4）根据锚杆抗剪强度计算锚杆间距d2为： （5）式中：d为锚杆直径；为锚杆抗剪强度；f为分层间摩擦因数；其它符号同根据实际情况，取锚

6、杆直径为20mm；一般取锚杆抗剪强度为抗拉强度的0.60.8倍，本次取400MPa；取安全系数为5；取摩擦因数为0.3，巷道宽度2a为5.5m，则锚杆间距d2为：=1.58m （6）取d1、d2中的最小值作为顶板锚杆支护间距，即取顶板锚杆间距为1.0m。考虑到实际施工情况，实际可取顶板锚杆间排距为1m。帮锚杆间距：一般情况下，取帮锚杆排距与顶板锚杆排距相同。因此，这里取帮锚杆排距为1m。帮锚杆的作用是抑制因剪切破坏而造成巷道两帮煤体松动与挤出。因此帮锚杆的抗剪力之和应大于帮部破坏范围内煤体的重量，即： （7）式中：n为帮锚杆个数；Q为单根锚杆的抗剪力强度；k1为安全系数。这里取安全系数k1为2

7、，则可得：kN （8）根据目前现场使用情况，一般玻璃钢锚杆的抗剪力不超过40kN，金属锚杆的抗剪力不小于100kN，因此，帮部可选用2根玻璃钢锚杆或1根金属锚杆。若选用玻璃钢锚杆，可将两根锚杆分散布置，根据巷道高度，取间距1.5m为宜；若选用金属锚杆，可将锚杆布置帮部的中上部，一方面可防止破坏范围内的煤体滑落，另一方面可发挥锚杆的轴向约束力，阻止煤体松动。锚索加固参数：一定区域内锚索的数量应保证其破断力之和大于该区域内顶板破坏范围内岩体的重量。沿走向1m的岩石重量：w=1.68×5.5×1.4t=13t （7-9）若考虑安全系数为1.5，锚索的最低拉伸破断载荷为30t，每根

8、锚索可以负担沿走向1.5m范围内的顶板岩石重量。现场通常采用一排两索的布置方式，则一排锚索可以负担走向3m范围内岩石的重量。因此，确定顶板锚索排距为3m。锚索长度：一般情况下锚索锚入基岩的长度不小于1.5m，外露长度约为0.5m，考虑安全系数为2的情况下，则锚索长度为：2×(1.68+1.5+0.5)=7.36m 根据现场情况和计算结果，取锚索的间排距为3m×3m，长度为7.3m。基于上述分析和计算结果，确定914工作面顺槽的可选支护方案如下图所示：方案一：帮部使用2根玻璃钢锚杆图6 方案一支护效果图方案二：帮部使用1根金属锚杆图7 方案二支护效果图 道顶板下沉量对比图8所

9、示为巷道围岩垂直位移云图。从图中可以看出，实施“方案一”条件下，巷道顶板最大下沉量为600mm，平均下沉量约350mm；实施“方案二”条件下，巷道顶板最大下沉量为450mm，平均下沉量约350m。可见，两种方案的支护效果相差不大。另外，金属锚杆施加的预紧力比玻璃钢大，其支护强度相对较大，通过对比可知，加固两帮有利于控制顶板下沉。 (a)方案一 (b) 方案二图8 巷道围岩垂直位移云图 巷道两帮移近量对比图9所示为巷道围岩垂直位移云图。从图中可以看出，实施“方案一”条件下，巷道两帮移近量最大为600mm；实施“方案二”条件下，巷道两帮移近量最大为600mm。可见，对于两帮控制而言，两种方案的效果

10、基本一致。 (a)方案一 (b) 方案二图9 巷道围岩水平位移云图 巷道围岩塑性区对比巷道围岩塑性区能够一定程度的反映围岩破坏程度。图10所示为巷道围岩塑性区分布图。从图中可以看出，实施“方案一”条件下，巷道帮部塑性区宽度约3.5m，顶板塑性区宽度约3m，底板塑性区宽度约为3m；实施“方案二”条件下，巷道帮部、顶板、底板的塑性区宽度分别为4m、3m、3m。可见，在分别实施“方案一”、“方案二”条件下，巷道围岩塑性区宽度变化不大。 (a)方案一 (b) 方案二图10 巷道围岩塑性区分布图 巷道围岩剪应变对比图11所示为巷道围岩剪应变分布图。从图中可以看出，巷道围岩的剪应变主要发生在两帮，最大剪应

11、变出现在距巷帮1.5m处，可见，长度为2.0m锚杆基本能够穿过最大剪应变带；实施“方案一”条件下巷道两帮的剪应变量较大。从剪应变分布来看，使用“方案二”的效果优于“方案一”。 (a)方案一 (b) 方案二图11 巷道围岩应变分布图 巷道围岩应力分布对比图12、13所示分别为巷道围岩垂直应力分布云图、水平应力分布云图。从图中可以看出，采用“方案一”、“方案二”条件下，巷道围岩的应力分布完全一致。 (a)方案一 (b) 方案二图12 巷道围岩垂直应力云图 (a)方案一 (b) 方案二图13 巷道围岩水平位移云图通过对比采用两种方案时的巷道顶板下沉量、两帮移近量、围岩塑性区、围岩剪应变、围岩应力等，

12、可以得出：（1）从巷道围岩控制效果来看，两种方案的效果基本一致；（2）两种方案的控制效果都能满足工程要求；（3）从帮部剪应变分布来看，“方案二”优于“方案一”。在采用“方案二”时，应注意以下几点：（1）锚杆的作用，一是提供轴向约束，将围岩由二向受力状态变为三向受力状态，锚固段越短，锚杆锚固的岩层厚度越大；二是抗剪，阻止围岩沿弱面滑移，阻止围岩中产生新的剪切破坏面，以及阻止围岩中的块体产生相对回转等，锚固段越大，锚杆抗剪力越大。为发挥上述作用，应选择合理的锚固方式。可见，锚杆轴向约束作用与横向抗剪作用很难通过选择端锚或加长锚固方式同时发挥。为发挥两种作用，可通过选择合适的锚固剂，改善不同段的锚固

13、时间，从而发挥上述两种作用。鉴于此，每根顶板锚杆分别使用1支CK型和1支M型树脂锚固剂加长锚固，其中CK2型树脂锚固剂放在锚杆端部（即钻孔底部）。为发挥锚杆的轴向约束和横向抗剪作用，顶板锚杆需使用快速安装工艺。基于上述分析，确定支护参数：顶板：每排采用5根20×2600mm螺纹钢锚杆，每根可使用1支CK和1支M型树脂锚固剂加长锚固，间排距1000×1000mm矩形布置，碟形钢垫板150×150×8mm，托14mm×5200 ×70mm钢筋梯梁，施加预紧力不小于64KN，从托平面量起，锚杆外露长度不大于50mm。顶板锚索间排距3000×3000mm，“2-1-2”三花布置，锚索规格：17.8×7300-8300mm，每根锚索采用3根CK型树脂锚固剂，托盘型号为300×300×16mm，锁具型号规格：KM/18-1/1860，施加预紧力不小于100kN，锚索外露长度不大于300mm；挂点焊钢筋网，钢筋网规格：