煤巷强帮强角支护理论与技术单仁亮

1、煤巷强帮强角支护理论与技术,岩石力学与工程学报2016年“陈宗基讲座” 暨层状边坡灾变理论及控稳技术专题研讨会,单仁亮 中国矿业大学（北京） 2016.11.5 武汉,报 告 提 纲,2,1 问题的提出 2 无支护煤巷变形破坏机制 3 强帮强角支护技术研究 4 工程应用 5 结论 6 结语,3,1 问题的提出,出于安全考虑，并且为了能够充分发挥锚杆的主动支护作用，二十多年来，我国煤巷支护一直在追求：高强度、高刚度、高预应力。煤炭行业长期以顶板为中心，定期不定期召开不同规模的顶板支护与管理工作会议。 煤巷帮部煤岩体强度和变形模量普遍低于顶底板岩体，存在帮部薄弱体，在开挖影响和应力作用下，煤巷帮部

2、较早出现极限平衡区并产生较大变形。,4,1 问题的提出,因此，采用多种研究方法对煤巷支护深入研究，提出了强帮强角煤巷锚杆支护方法，已获得国家发明专利；提出了强帮强角支护技术，已成功应用于西山矿区和汾西矿区煤巷支护。,5,2.1 理论分析,2 无支护煤巷变形破坏机制,图2.1 帮部薄弱体破坏示意图,（1） 帮部薄弱体压剪破坏 静态荷载作用下，煤的实质破坏形式主要分为压剪破坏和拉伸破坏。在煤巷开挖之后，帮部薄弱体在煤巷围岩压力的作用下，大部分会由于压剪破坏原因而形成剪切面。,6,（1） 帮部薄弱体压剪破坏 帮部薄弱体压剪破坏符合莫尔-库仑强度准则。其破坏由三以下方面引起： 开挖卸载 应力集中 材料

3、强度降低,2.1 理论分析,7,半径：,圆心坐标：,图2.2 帮部各阶段莫尔圆,2.1 理论分析,8,（2）帮部薄弱体交界面滑移破坏 帮部薄弱体交界面滑移破坏，符合莫尔-库仑强度准则： 帮部薄弱体发生压剪破坏，承载能力降低， 变小，交界面极限剪力强度随之降低，致使界面滑移破坏发生，帮部更破碎。可见，帮部薄弱体压剪破坏与界面滑移破坏相互加剧，导致帮部失稳。,2.1 理论分析,9,2.2.1 试验设计,图2.4 试验模型图,（1）试验模型,2.2 模型试验,图2.3 试验模型台,10,图2.5 浇筑模型,（2）相似材料,2.2 模型试验,表2.1 模型材料用量表,试验煤岩体采用自行研发设计的模拟材

4、料（河砂、水泥、高强石膏、柠檬酸、水）进行模拟，进行配比实验并确定了模拟砂质泥岩、煤层和砂质页岩的配比值，各层模型材料的用量如表2.1所示。,11,图2.6 监测点布置图,（3）模型监测,2.2 模型试验,为了监测应力，在巷道顶板布置1#、2#、3#共3个压力盒，间距为40mm，在帮部布置4#、5#、6#共3个压力盒，间距为40mm，在底板布置1个压力盒，编号为7#。为了监测围岩表面位移，在巷道顶底板、帮部布置位移监测点，如图2.6所示。,12,（4）模型加载,2.2 模型试验,模型采用顶部逐级加载方式，最大加载力为36.4KN，帮部承压面积为0.084m2，形成的加载应力为0.43Mpa，帮

5、部强度为0.39Mpa，帮部的加载应力/帮部强度1.1，满足工程荷载/岩体强度1，因此，本模型巷道为软岩巷道，也可视为深部高地应力巷道。,表2.2 加载方案,13,2.2.2 试验结果与分析,（1）煤巷围岩应力分析,煤巷的变形破坏是由于围岩应力重分布引起的，研究围岩在不同外荷载下应力分布和变化，对于得出煤巷变形破坏机制具有重要意义。,图2.7顶板竖向应力随外荷载变化曲线,14,2.2.2 试验结果与分析,（1）煤巷围岩应力分析,图2.8帮部竖向应力随外荷载变化曲线 图2.9底板竖向应力随外荷载变化曲线,15,2.2.2 试验结果与分析,（2）煤巷围岩位移分析,煤巷围岩的位移是在应力作用下围岩变

6、形的直接体现。随着外荷载增加，顶板岩层位移逐渐增大。在VIII荷载时，A1A5的相对位移为0.69mm，说明顶板岩层各测点间的相对位移较小。,图2.10 顶板岩层位移随外荷载变化曲线,16,2.2.2 试验结果与分析,（2）煤巷围岩位移分析,图2.11帮部位移随外荷载变化曲线 图2.12 底板位移随外荷载变化曲线,随着外荷载增加，帮部B1B5的相对位移明显逐渐增大，在VIII荷载时，B1B5的相对位移为7.65mm，远大于顶板的相对位移，说明帮部整体性很差，易产生局部破坏。,17,2.2.2 试验结果与分析,（3）煤巷围岩变形破坏特征,I级II级：煤巷围岩应力较小，围岩基本处于弹性变形阶段，围

7、岩表面没有出现明显的变化特征。 II级III级：随着荷载的增加，围岩应力随之增大，在角部发生应力集中，角部发生塑性变形，出现微小的裂纹。,图2.13 I级 II级阶段 图2.14 II级 III级阶段,18,2.2.2 试验结果与分析,III级IV级：帮部应力逐渐增大，帮部表面近似二维受力，帮部发生塑性变形，出现裂纹。 IV级V级：角部的裂纹开始扩展，帮部裂纹也开始发生扩展，且产生了新的裂纹。,图2.16 IV级 V级阶段,图2.15 III级 IV级阶段,19,2.2.2 试验结果与分析,V级VI级：在不断增大的应力作用下，帮部严重变形，发生垮落现象。垮落部分的形状为侧拱形，左帮属于压剪破坏

8、，右帮包括压剪破坏和拉伸破坏的复合破坏。顶板整体下沉，角部裂纹进一步扩展，并产生多条新裂纹。,图2.17 V级 VI级阶段,20,2.2.2 试验结果与分析,VI级VII级：顶板的整体下沉，使帮部承受的荷载更大。大块体完全垮落，深部出现裂纹，其承载力也下降很多，等效于增大了顶板的跨度，恶化了顶板围岩的受力状态，顶板角部均出现多道并列的环形裂纹，外围的环形裂纹说明此处的帮部支撑力已经降低很多。,图2.18 VI级 VII级阶段,21,2.2.2 试验结果与分析,VII级VIII级：随着荷载值的不断加大，顶板裂纹贯通，受力状态恶化，帮部破坏更为严重，顶板变形更为明显，裂纹发展迅速。 VIII级：煤

9、巷已经失稳，帮部破坏最严重，发生大范围垮落现象；顶板整体下沉明显；角部出现两条主裂纹。,图2.20 VIII级阶段,图2.19 VII级VIII级阶段,22,2.2.2 试验结果与分析,通过从围岩应力、位移、破坏特征三方面深入研究了无支护煤巷的变形破坏，可见，煤巷破坏源于帮部和角部，帮部相对位移最大，破坏程度最严重，以压剪破坏为主；顶板破坏形式为整体下沉破坏，有冒落趋势；角部是连接纽带且应力集中，产生裂纹破坏；帮部、角部和顶板容易陷入相互加剧破坏、恶化彼此应力状态的恶性循环中。 控制帮部和角部变形破坏，提高其稳定性，是打破恶性循环，控制煤巷稳定性的关键，进一步论证了煤巷强帮强角支护技术的科学性

10、。,23,2.3.1 建立模型,以马兰矿10503工作面的专用回风巷为研究对象，所采煤层为02#煤，地面标高为13831243m，工作面标高为953888m，02#煤层平均厚度为2.4m，平均倾角2。巷道断面为宽4m、高2.5m的矩形。,2.3 数值模拟,图2.21 巷道平面布置图,24,2.3.1 建立模型,煤巷模型的宽度高度进深=30m30m30m，网格按不同岩层分区不均匀划分。,2.3 数值模拟,图2.22 巷道模型图,25,2.3.2 无支护煤巷开挖力学响应,开掘后由于煤巷围岩由三向应力变为二向应力状态，单元强度降低，应力重新分布，围岩产生变形。力学响应从位移、应变、应力、塑性区几个方

11、面研究。,图2.23 巷道围岩变形图,26,（1）位移分析 巷道开挖后，应力重新分布，顶底板与两帮的最大位移基本上均在中部，整体变形呈弧形两帮的变形最明显，变形量最大，约是顶板变形量的三倍。,2.3.2 无支护煤巷开挖力学响应,图2.24 位移矢量图 图2.25竖直位移云图 图2.26 水平位移云图,27,（2）应变应力分析 围岩剪切应变增量主要集中在在巷道的帮部与角部，帮部受影响范围最广，不仅数值很大，且进深很大。竖直应力场的受影响区域主要集中分布在顶底板的中部与两帮的中部，水平应力场的受影响区域主要集中分布在两帮与顶板位置，类似蘑菇状，其中帮部的受影响面积最广。,2.3.2 无支护煤巷开挖

12、力学响应,图2.27 剪切应变增量图 图2.28 竖直应力云图 图2.29 水平应力云图,28,（3）极限平衡区分析 两帮与角部的极限平衡区的出现时间上要早于顶底板，范围、扩展速度都要远大于顶底板。帮部还存在部分拉伸区。 帮部的变形量最大，应力状态最不利，极限平衡区最大，因此，应该加强帮部角部的支护强度。,2.3.2 无支护煤巷开挖力学响应,图2.30 巷道围岩极限平衡区图,29,3.1 理论分析,3 强帮强角支护理论与技术,提出强帮护顶概念设计，通过强帮形成强帮护顶良性作用机制和合理耗能机制。 （1）强帮护顶良性作用机制 强帮提高帮部对顶板的竖向承载力 强帮减小极限平衡区宽度 （2）强帮形成

13、合理耗能机制,30,3.1 理论分析,（1）强帮护顶良性作用机制 强帮提高帮部对顶板的竖向承载力,图3.1 帮部力学模型示意图,为帮部平衡区单轴抗压强度； 为最小主应力； 为帮部平衡区内摩擦角； 为与 对应的竖向抗压强度。,31,半径：,圆心坐标：,3.1 理论分析,图3.2 开挖及支护莫尔圆变化,32,3.1 理论分析,（1）强帮护顶良性作用机制 强帮减小极限平衡区宽度 帮部极限平衡区由于范围最大，对煤巷围岩承载圈的形成很不利。若增大帮部支护力，则帮部极限平衡区宽度变小，帮部变形量减小，能够达到使煤巷顶板的跨度和破坏高度减小的效果。,图3.3 极限平衡区示意图,为帮部极限平衡区的宽度； 为侧

14、压系数； 为帮部支护力。,33,3.1 理论分析,（1）强帮护顶良性作用机制 强帮减小极限平衡区宽度 顶板破坏高度取普氏免压拱高度，由下式确定 h = ( B / 2 + D ) / f 式中：h为顶板破坏高度，B为煤巷宽度，D为帮部破坏深度，f为岩石普氏坚固性系数。,图3.4 帮部和顶板破坏范围图,34,3.1 理论分析,（2）强帮合理耗能机制 塑性铰是结构体塑性区达到塑性极限弯矩时所形成的具有一定长度且能转动的单向铰。塑性铰可承担一定弯矩，它的形成促使塑性应力进行重分布。 加强帮部结构体强度与刚度，即提高帮部结构体与顶板结构体强度比值和刚度比值，有利于巷道结构体形成一个合理耗能机制，使巷道

15、破坏时顶板结构体也能吸收消耗部分能量，减少帮部结构体中塑性铰数量，控制巷道破坏的程度。 该研究工作刚刚开始，试验台架正在建设中。,35,3.2 模型试验,3.2.1 试验设计 （1）方案 分别模拟煤巷常规支护、强帮支护、强帮强角支护方案，通过围岩应力、位移和变形三方面对比分析，研究煤巷围岩控制效果。,表3.1 支护方案,36,3.2 模型试验,（2）支护构件 支护构件主要从几何相似和力学性质相似两方面进行模拟。,表3.2 材料抗拉强度表,图3.5 支护构件,37,3.2 模型试验,图3.7 支护构件布置图,(a)预埋工作 (b)开挖工作 (c)开挖完成,(a)常规支护 (b)强帮支护 (c)

16、强帮强角支护,图3.6 预埋开挖图,38,图3.8监测点布置图,（3）模型监测,3.2 模型试验,为了监测应力，在巷道顶板布置1#、2#、3#共3个压力盒，间距为40mm，在帮部布置4#、5#、6#共3个压力盒，间距为40mm，在底板布置1个压力盒，编号为7#。为了监测围岩表面位移，在巷道顶底板、帮部布置位移监测点，如图所示。,39,（4）模型加载,3.2 模型试验,模型采用顶部逐级加载方式，最大加载力为36.4kN，帮部承压面积为0.084m2，形成的加载应力为0.43Mpa，帮部强度为0.39Mpa，帮部的加载应力/帮部强度1.1，满足工程荷载/岩体强度1，因此，本模型巷道为软岩巷道，也可

17、视为深部高地应力巷道。,表3.3 加载方案,40,3.2.2 试验结果与分析,通过加强帮部和角部的支护，使顶板的竖向应力增大，帮部的竖向应力降低，顶板和帮部的应力状态得到改善。,(a) 顶板应力 (b) 帮部应力,图3.9 应力对比图,41,通过加强煤巷帮部和角部的支护，增大了底板的径向应力，改善了底板的应力状态。,(c) 底板应力,图3.9 应力对比图,3.2.2 试验结果与分析,42,加强煤巷帮部和角部支护，能够减小顶板岩层的绝对位移52.75%和相对位移53.80%，能够减小帮部的绝对位移47.72%和相对位移48.05% 。,(a) 顶板位移 (b) 左帮位移,图3.10 位移对比图,

18、3.2.2 试验结果与分析,43,加强煤巷帮部和角部支护，能够小幅度减小底板岩层的上鼓量，绝对变形量减幅为1.30%，相对变形量减幅为0.71%。,(c) 底板位移,图3.10 位移对比图,3.2.2 试验结果与分析,44,在高应力作用下，常规支护方案未能控制围岩稳定性，导致煤巷帮部变形最严重，发生了局部垮落，其次是角部和顶部。 巷道帮部表面发生了较严重的破坏，左帮和右帮均产生2条主裂纹和多条次裂纹，顶板岩层产生1条主裂纹和3条次裂纹，主裂纹从角部扩展，与部分次裂纹贯通，有冒落趋势。,3.11 常规支护变形破坏图,3.2.2 试验结果与分析,45,强帮支护时，帮部表面没有发生破坏，变形也不明显

19、，没有出现裂纹，说明强帮支护有效地控制了帮部的变形。顶板出现1条微细裂纹，整体岩层没有出现明显变形。可见，通过加强帮部支护，不仅有效控制了帮部的变形破坏，还大幅提高了顶板岩层的稳定性。,3.12 强帮支护变形图,3.2.2 试验结果与分析,46,强帮强角支护时，帮部非常稳定，没有出现裂纹和明显的变形。顶板岩层没有出现明显变形破坏，只有顶板左角部出现1条微细裂纹。可见，通过加强巷道帮部和角部支护，使巷道围岩的变形得到了有效控制，提高了其稳定性，保证了巷道的安全性。,3.13 强帮强角支护变形图,3.2.2 试验结果与分析,47,3.3.1 计算模型与模拟方案,以西山煤电集团马兰煤矿10503工作

20、面专用回风巷为研究对象，通过变化巷道帮锚杆直径、长度等参数，建立24个模拟方案，如表所示。利用FLAC3D软件分别进行数值计算，从位移场、应力场和极限平衡区三方面，分析开挖后巷道围岩力学响应情况及帮锚杆控制巷道稳定性的作用程度，进一步论证强帮强角支护理论。,3.3 数值模拟,48,3.3 数值模拟,表3.4 数值模拟方案,49,3.3 数值模拟,图3.15 监测断面布置图,图3.14 计算模型,50,3.3.2 模拟计算结果,增大帮锚杆的横截面积能小幅影响巷道两帮的变形，也在一定程度上改善了顶板和底板变形。 增大帮锚杆长度，较好地改善了巷道围岩变形，尤其是明显减小了两帮的变形量；同时改善顶底板

21、变形。,图3.16 锚杆横截面积变化 图3.17 锚杆长度变化,51,帮锚杆的布置密度能大幅度地改变顶底板和帮部的变形程度，作用非常显著。 通过最上排帮锚杆向上倾斜一定角度，加强角部支护，较明显地影响围岩的变形，该角度存在一个相对最优值。,图3.16 锚杆布置密度变化 图3.17 锚杆倾角变化,3.3.2 模拟计算结果,52,煤巷强帮强角支护技术：通过各种具体措施，加强煤巷帮部和角部支护，提高帮部和角部的强度及刚度，可显著改善煤巷围岩受力状态，减少煤巷极限平衡区和变形量，提高煤巷整体稳定性。 加强煤巷帮部和角部的强度及刚度的措施：用加长锚固或全长锚固锚杆；用帮锚索；用钢带将帮锚杆连接起来以发挥

22、整体性作用；合理设计帮锚杆直径、长度、布置密度及倾斜角度；注浆加固法；抗剪锚管索。,3.4 强帮强角支护技术,54,4 工程应用,为了检验强帮强角支护技术的适用性，分别以新峪矿D1206工作面巷道、马兰矿10503工作面巷道等巷道支护工程为实例，实施强帮强角支护方案，并对工程现场巷道围岩的变形进行监测，分析巷道围岩的稳定性状态和支护效果。,55,4.1 新峪矿应用,4.1.1 D1206材料巷工程概况,图4.1 岩层柱状图 图4.2 原支护方案,56,4.1.2 原支护方案分析,图4.3 竖向位移云图 图4.4 水平位移云图,图4.5 最大主应力云图 图4.6 剪切状态图,57,针对工程地质条

23、件和原支护方案存在的不足，依据强帮支护理论和发明专利提出的加强帮部及角部的措施，应用煤巷强帮强角支护技术，结合理论计算和数值模拟计算进行多种方案优化，得出了强帮强角支护方案。,4.1.3 强帮强角支护设计,图4.7 强帮强角支护方案,58,将强帮强角支护方案作为新方案应用于该工作面回采巷道。为了检测支护效果，在井下设立两个测站，分别监测原方案和新方案的顶板离层量和表面位移。,4.1.4 井下监测数据及分析,图4.8 监测断面布置图,59,与原方案相比，强帮强角支护方案的顶板浅基点离层量为24mm，减小25%，深基点离层量为11mm，减小15.4%；顶板位移为59mm，减小了23.9%；左帮位移

24、为99mm，减小7.5%；右帮位移为134mm，减小10.4%。,4.1.4 井下监测数据及分析,图4.9 顶板离层曲线图 4.10 巷道位移曲线,60,监测结果表明：强帮强角支护方案有效控制了巷道围岩离层量和位移，提高了巷道的稳定性，支护效果良好。可见，煤巷强帮强角支护技术具有良好的适用性。,4.1.4 井下监测数据及分析,图4.9 顶板离层曲线图 4.10 巷道位移曲线,61,4.2 马兰矿应用,在马兰矿10503工作面专用回风巷进行应用。 （1）强帮强角支护设计 （2）支护效果分析 顶板最大下沉量为12mm，两帮最大收敛量为23mm，巷道顶板离层量最大值为4.5mm。强帮强角方案有效控制

25、了巷道收敛量和顶板离层量，支护效果达到了预期。,图4.11 强帮强角支护图,62,4.3 官地矿应用,在官地矿2#煤层瓦斯预抽巷进行应用。 （1）强帮强角支护设计 （2）支护效果分析 顶板最大下沉量为17mm，两帮最大收敛量为33mm，巷道顶板离层量最大值为5mm。采用最优方案进行支护以后，巷道体稳定性很高，支护效果良好。,图4.12 强帮强角支护图,63,4.4 镇城底矿应用,在镇城底矿22618工作面皮带巷进行应用。 （1）强帮强角支护设计 （2）支护效果分析 顶板最大下沉量为20mm，两帮最大收敛量为26mm，巷道顶板离层量最大值为7mm。采用最优方案进行支护以后，煤巷整体稳定性得到了保障，验证了煤巷强帮强角支护技术的适用性。,图4.13 强帮强角支护图,64,5 结 论,煤巷破坏源于帮