膨胀软岩顶板回采巷道支护技术研究_王普.pdf

第 2 卷第 2 期 采矿与岩层控制工程学报 Vol. 2 No. 2 2020 年 5 月 JOURNAL OF MINING AND STRATA CONTROL ENGINEERING May 2020 023022-1 王普， 张百胜， 王磊， 等. 膨胀软岩顶板回采巷道支护技术研究[J]. 采矿与岩层控制工程学报， 2020， 2 2 023022. WANG Pu， ZHANG Baisheng， WANG LEI， et al. Research on roof falling mechanism and support technology of mining roadway in expansive soft rock [J]. Journal of Mining and Strata Control Engineering， 2020， 2 2 023022. 膨胀软岩顶板回采巷道支护技术研究1 王 普 1， 张百胜1， 王 磊1， 林雪瑶1， 宋小飞1， 郭俊庆2 1. 太原理工大学 矿业工程学院， 山西 太原 030024； 2. 太原理工大学 采矿工艺研究所， 山西 太原 030024 摘 要 膨胀型软岩巷道易变形破坏乃至冒顶， 其关键问题是机理认识不清以及支护方案不 当。以李家楼煤矿1202轨道巷为背景， 采用室内试验、 现场实测、 理论分析与数值模拟等方法 研究了膨胀软岩巷道的冒顶机理及其支护优化方法。研究结果表明 1 1202轨道巷顶板2～ 4 m有泥岩， 泥岩中黏土矿物含量高达70， 其中蒙脱石含量高达25， 因此泥岩极易遇水崩解； 2 膨胀软岩巷道冒顶原因为 直接顶有软弱夹层强降雨与空气潮湿支护方式不合理， 且支护 参数较弱； 3 膨胀软岩巷道的新型支护方式为 锚杆金属网钢筋梯子梁锚索补强联合支护， 应提高其预紧力与锚固力， 防止直接顶离层以及基本顶悬吊作用的拉力不够。现场监测发现， 随着工作面的推进， 巷道顶板总离层量最大为12 mm， 围岩稳定性较好。 关健词 膨胀软岩； 冒顶； 数值模拟； 悬吊作用 中图分类号 TD353 文献标识码 A 文章编号 2096-7187 2020 02-3022-09 Research on roof falling mechanism and support technology of mining roadway in expansive soft rock WANG Pu ， ZHANG Baisheng， WANG Lei， LIN Xueyao， SONG Xiaofei， GUO Junqing 1. School of Mining Engineering， Taiyuan University of Technology， Taiyuan 030024， China； 2. Institute of Mining Technology， Taiyuan University of Technology， Taiyuan 030024， China Abstract It is easy to destroy in expansive soft rock roadway with the large deation and roof falling. The key problems are the mechanism is not clear and the support scheme is not reasonable. Based on the 1202 track roadway in Lijialou Coal Mine， by conducting laboratory experiments， field measurements， theoretical analysis and numerical simulation， the mechanism of roof falling and reasonable support scheme were studied. The results showed 1 there are mudstones in the 2 to 4 m roof of the 1202 track， the clay mineral content in the mudstone is as high as 70， and the montmorillonite content is as high as 25， therefore， the mudstone is easily disintegrated by water； 2 the reason of roof falling were the presence of weak interlayer in immediate roof， strong rainfall， moist air， unreasonable support scheme and low support parameters； 3 the new support for expansive soft rock roadway was combined with support including bolt， metal mesh， steel ladder beam and reinforced anchor cable. Also its pre-tightening force and anchoring force should be improved to prevent immediate roof separation and the lack of pulling force of the top suspension. The on-site monitoring system showed that the total separation of the roof of the roadway was 12 mm with 收稿日期 2019-07-28 修回日期 2019-10-16 责任编辑 施红霞 基金项目 山西省高等学校科技成果转化培育资助项目JYT2019015 作者简介 王普1993， 男， 山西孝义人， 硕士研究生， 主要从事矿山压力与岩层控制方面的研究工作。E-mail 909572218 通信作者 张百胜1972， 男， 辽宁康平人， 副教授， 硕士生导师， 主要从事矿山压力及岩层控制方面的科研与教学工作。E-mail baishengzhang ChaoXing 王普等 采矿与岩层控制工程学报 Vol. 2， No. 2 2020 023022 023022-2 the advancement of working face. The surrounding rock is at good conditions. Key words expansive soft rock； roof top； numerical simulation； suspension 膨胀软岩含泥量高， 结构松散软弱， 遇水易膨 胀变形， 极易对围岩的稳定性造成破坏， 因此膨胀 软岩巷道控制方法的合理选取对煤矿安全生产具 有重要意义 。众多专家学者曾对软岩巷道的变 形特征及其支护技术方面进行了详尽研究 。孟 庆彬等 研究发现泥质弱胶结软岩巷道变形破坏 的主因是泥岩强度低、 遇水易泥化崩解； 刘帅等 探讨了深井软岩巷道群非对称变形破坏机理， 认为 高水平应力与围岩较软是其主要原因； 蔡峰等 揭 示了软岩井底车场巷道由离层发育演化为岩板破 断的渐进式层状顶冒落原因主要有3个 地应力高、 构造发育和支护形式不合理； 郝有喜等 发现在剧 烈开挖扰动作用下传统锚杆索支护与围岩变形不 协调、 不能充分发挥围岩自身承载能力， 是弱胶结 膨胀性软岩巷道破坏的主要原因； CHEN等 针对 软弱围岩巷道进行研究， 提出一种“喷射混凝土 灌浆锚杆锚索整体截面双拱协同加固技术” ； WANG等 通过数值试验比较分析了深部软岩巷道 的围岩变形、 塑性区范围和支撑构件力学性能， 定 义了软岩深部巷道的破坏和控制机制， 提出了“高 强、 整体、 减压”的支护概念并开发了一种混凝土 支撑系统； QIN等 运用数值模拟软件对深软岩巷 道的围岩分布进行研究， 模拟不同支护参数下围岩 变形情况， 通过理论分析提出深部动态软岩巷道加 固方案； 杨仁树 等得出工程地质条件差、 围岩非 均匀变形显著、 支护结构工作阻力低、 围岩承载能 力难以发挥是造成高应力软岩巷道支护失效和变 形失稳的主要原因， 提出以强力锚杆、 高预应力锚 索为基础， 巷道薄弱部位以锚索补强， 采用槽钢梁 式桁架锚索控制底臌， 及时喷射混凝土层和架设U 型钢并全断面壁后注浆强化围岩承载结构的方式 进行加固。综上可知， 在高应力软岩和深部软岩巷 道的变形破坏机理及其控制方面已有较全面的了 解 ， 但对膨胀型软岩巷道的冒顶机理认识不清， 对其控制方法的选择也较为盲目。 本文以李家楼煤矿1202轨道巷为研究背景， 采 用现场调研、 实验室试验、 数值模拟的方法对膨胀 软岩回采巷道的冒顶机理进行研究， 并结合现场观 测提出最优支护方案。此次研究对类似条件下的 巷道围岩控制具有一定的指导和借鉴意义。 1 工程概况 1.1 巷道概况 李家楼煤矿位于太原市清徐县， 目前主采的2 号煤层埋深300 m左右， 为全区稳定可采煤层， 厚 1.60～3.65 m， 平均2.79 m。2号煤层直接顶以厚 4.25 m的砂质泥岩为主， 基本顶为厚2.1 m的细砂 岩。底板岩性为细砂岩、 泥岩。 1202轨道巷另一侧为实体煤， 沿2号煤顶板掘 进， 矩形断面， 宽高4 200 mm2 800 mm， 毛断面 面积11.76 m 。原支护方案为锚网索联合支护， 顶 板采用φ18 mm1 800 mm左旋螺纹钢锚杆 间排距 900 mm1 000 mm、 预紧力矩≥170 Nm、 1支MSCK 23/80型树脂锚固剂 φ17.8 mm5 500 mm 17股低 松弛预应力钢绞线锚索 大三花布置， 间排距 1 800 mm2 000 mm、 预紧力≥100 kN、 2支MSCK23/ 80型树脂锚固剂 支护； 回采帮采用φ18 mm 1 800 mm 玻 璃 钢 锚 杆 支 护 ， 间 排 距 1 000 mm 1 000 mm、 预紧力矩≥50 Nm； 煤柱帮采用φ 16 mm1 600 mm金属杆体树脂锚杆支护， 间排距 1 000 mm1 000 mm、 预紧力矩≥90 Nm； 顶板及 两 帮 均 采 用 10 号 铁 丝 菱 形 金 属 网 网 孔 50 mm50 mm， 网片10 000 mm1 000 mm 协同锚杆 索支护。原支护断面如图1所示。 17.8 mm锚索 18 mm左旋螺纹钢锚杆 内帮 18 mm 玻璃钢锚杆 16 mm金属杆 体树脂锚杆 外帮 5 500 1 8001 600 900900 1 000400 4 200 2 800 300 1 800 15 1 800 15 φφ φ φ 图 1 原支护断面 Fig. 1 Original support section ChaoXing 王普等 采矿与岩层控制工程学报 Vol. 2， No. 2 2020 023022 023022-3 1.2 巷道冒顶情况 李家楼煤矿1202轨道巷于2018年7月26日凌晨 发生冒顶， 冒顶位置距离终采线30 m。冒顶区域呈 倒扣碗状， 上窄下宽， 如图2 a 所示。冒顶范围最大 为长5 m、 宽4.4 m、 高2.5 m， 冒顶区四周的顶锚杆出 露至端头锚固区， 如图2 b 所示， 顶部的顶锚杆几乎 全部随顶板冒落。冒顶区四周的顶锚索出露近 2.5 m， 如图2 c 所示， 顶部仅有1根顶锚索， 且已发生 断裂， 断裂发生在距离托盘50 cm处。在冒顶后的顶 板上有一层白色岩层， 如图2 d 所示。 冒顶区域 巷道原始高度界线 a 冒顶区域 b 顶锚杆出露 c 顶锚索出露 d 冒顶后顶板上的软岩岩层 图2 1202轨道巷冒顶概况 Fig. 2 Overview of the 1202 track along the trough 采取部分岩样， 揉捏即碎， 说明此处顶板2.5 m 左右有软弱夹层。 2 膨胀软岩巷道冒顶原因及其分析 2.1 现场调研与实测 在1202轨道巷布置3个窥视测站， 分别位于里 程牌 轨道巷与车场交汇处向工作面方向 90， 295和 350 m， 依次编为1， 2， 3号。 图3为1202轨道巷各窥视孔内软泥位置， 观察 发现， 1202轨道巷顶板在距孔口3.93 m范围内均为 深灰色砂质泥岩， 该范围内的软泥、 破碎与离层较 多； 在距孔口3.93～6.28 m范围内为厚2.35 m的浅灰 色细砂岩， 该范围内还夹杂着少许细砂岩； 在距孔 口6.28～7.50 m范围内为厚1.22 m的3号煤， 该范围 内雾气重， 窥视图像模糊， 可能是钻孔时遗留水分 蒸发形成的雾气。 a 2.84 m处 b 3.05 m处 c 3.84 m处 图3 1202轨道巷各窥视孔内软泥位置 Fig. 3 Location of the soft mud in each peephole of the 1202 track ChaoXing 王普等 采矿与岩层控制工程学报 Vol. 2， No. 2 2020 023022 023022-4 1202轨道巷500 m原支护条件下顶板离层量变 化曲线如图4所示。可以看出， 随着时间增加， 锚杆 范围内顶板离层量缓慢增大， 而锚索范围内顶板离 层量和总离层量先缓慢增大， 7月1日后增幅明显提 升， 至8月15日时锚杆范围、 锚索范围和总的离层量 分别为6， 78和84 mm。这是由于7月份强降雨天气 使得巷道空气潮湿， 顶板软弱岩层遇水崩解， 导致 锚索范围内的顶板离层量变化增大。 10 20 30 40 50 60 70 80 90 1001101200 10 20 30 40 50 60 70 80 90 离层量/mm 观测时间/d 总离层量 锚索离层量 锚杆离层量 7月1日后 图 4 原支护条件下顶板离层量变化 Fig. 4 Change in the amount of separation of the top plate under the original support conditions 2.2 软岩矿物组成 顶板软岩矿物组成鉴定在太原理工大学实验 室进行， 采用D/MAX-2400型X-射线衍射光谱仪对 岩样具体组成成分进行测定， 得出如图5所示的岩 样成分图。 1020304050607080 0 50 100 150 200 250 300 350 D M D N K/M K/M Q 2θ/ Q 石英 M 蒙脱石 K 高岭石 D 地开石 N 珍珠石 衍射强度 图 5 软岩样矿物成分 X-射线衍射图谱 Fig. 5 X-ray diffraction pattern of mineral composition of soft rock samples 分析可知， 1202轨道巷冒顶区软岩样所含矿物 成分主要为石英、 高岭石、 蒙脱石、 云母、 沸石与绿 泥石等。经计算得出岩样的矿物含量为 石英 32.52、 蒙脱石25.59、 高岭石22.80、 地开石 15.09和珍珠石4.00。可见， 矿物中成分主要以 黏土矿物为主， 含量达到了70。并且在这些黏土 矿物中， 蒙脱石的含量最高， 而蒙脱石具有遇水极 易膨胀的特性， 这也就印证了该冒顶区上界面岩石 为什么遇水后极易崩解。 2.3 冒顶原因分析 引发该起冒顶事故的主要原因有以下3个。 1 顶板2～4 m有软弱夹层， 而且这些软弱夹层 极易遇水崩解。通过对李家楼煤矿1202轨道巷布 置3个窥视钻孔观察发现， 李家楼煤矿2号煤层直接 顶为砂质泥岩， 在3 m左右几乎均有软泥， 这些软泥 的存在会导致顶板3 m以浅离层较多。 2 7月份降雨量较大， 增大了顶板的淋水量和 井下空气潮湿程度， 从而促进了顶板中软弱夹层的 遇水崩解特性， 使得顶板破碎。2017年同期李家楼 煤矿也发生2起冒顶事故， 冒顶高度均在2 m左右， 具体为 2017年7月29日早， 1201轨道巷距离终采线 约60 m处顶板发生冒落， 冒顶区域范围长8 m宽 3 m高2 m； 2017年7月30日早， 1202外U回风巷距 离开切眼约120 m处顶板发生冒落， 冒顶区域范围 长5 m宽3.5 m高2 m。 3 支护方式不合理且支护参数较弱。1202轨 道巷采用锚杆锚索铁丝菱形网联合支护， 在1202 轨道巷冒顶区长5 m、 宽4.4 m的范围内仅有3～5根 锚索， 如果该范围内的顶板在深2.5 m处发生离层， 将需要承受5 m 冒顶区长度 4.4 m 冒顶区宽度 2.5 m 冒顶区高度 2.510 kg/m 冒顶区顶板 岩石平均密度 10 N/kg1 375 kN的力， 而该位置 顶锚索的锚固力为250 3～5 750～1 250 kN， 低 于其承受质量。并且锚杆之间也无组合， 导致 受 力不均， 某些锚杆 索 易发生断裂， 从而发生冒顶。 3 膨胀软岩巷道围岩控制方案及数值模拟 3.1 围岩控制方案 由于1202轨道巷顶板2～4 m存在软岩且破碎 离层较多， 为保证顶板可以形成一个稳定的承载结 构， 锚固区的厚度需达到一定程度， 且须有相当长 度锚固于坚硬岩层， 主动支护能力也须足够大。为 此， 将锚杆长度由1 800 mm增加至2 400 mm， 锚索长 度由5 500 mm增加至7 500 mm， 顶锚杆预紧力矩由 170 Nm增加至300 Nm， 锚索预紧力由100 kN增 加至150 kN。 新型支护方式改为锚杆锚索钢筋梯子梁金 属网补强联合支护， 并且提高其预紧力与锚固力， 防止直接顶离层以及水侵入。优化后具体方案为 ChaoXing 王普等 采矿与岩层控制工程学报 Vol. 2， No. 2 2020 023022 023022-5 顶板采用φ20 mm2 400 mm高强度螺纹钢锚杆 间 排 距 1 000 mm 900 mm 、预 紧 力 矩 ＞ 300 Nm φ17.8 mm7 500 mm低松弛预应力钢 绞线锚索间排距2 000 mm1 800 mm、 预紧力≥ 150 kN、 1支CK2335， 2支规格为Z2360树脂锚固剂， 二二式布置支护； 回采帮采用φ20 mm2 000 mm 玻璃钢锚杆支护， 间排距1 100 mm900 mm、 预紧 力矩≥50Nm； 煤柱帮采用φ18 mm2 000 mm高 强度螺纹钢锚杆， 间排距1 100 mm900 mm、 预紧 力矩≥300 Nm； 架设规格为φ14 mm的钢筋焊接 而成钢筋梯子梁， 长度4 800 mm， 宽度80 mm， 在安 装锚杆的位置焊接上2道纵筋， 纵筋间距80 mm， 以 便安装锚杆， 并将锚杆组合在一起。优化后支护断 面如图6所示。 400 17.8 mm锚索 20 mm高强度 螺纹钢锚杆 20 mm 玻璃钢 锚杆 18 mm高强度 螺纹钢锚杆 内帮 外帮 1 0001 000 1 100 2 0002 000 2 400 7 500 2 000 3 000 4 500 250 15 15 15 φ φ φ φ 图 6 优化后支护断面 Fig. 6 Optimized support profile 优化方案中提高锚杆 索 预紧力的作用是改变 岩石的受力状态， 让岩石由二维受力变为三向受 力， 减少顶板离层量； 增大锚杆 索 锚固力主要是为 了提高锚杆 索 的悬吊作用， 使冒落的软弱岩层或 危岩更好地悬吊于上部坚固稳定的岩石上。通过 这种方式来保持软弱岩层的稳定性， 有利于围岩的 支护。 3.2 数值模拟 3.2.1 模型建立与模拟过程 1202工作面及其邻近工作面巷道的相对位置 如图7所示。 90281802275 区段煤柱 1201 采空区 1202工作面 1203工作面 48.2 2.8 24.3 顶板岩层 2号煤 底板岩层 200 1202轨道巷 1202胶带巷 区段煤柱 单位 m 4.55.0 图 7 1202 工作面数值模型 Fig. 7 1202 working surface numerical model 模型模拟1202回采工作面长180 m， 1202工作 面与1203工作面之间煤柱留设为28 m， 为便于计 算， 取相邻的1201和1203工作面长度的一半75 m和 90 m进行研究， 同时1201和1202工作面之间的区段 煤柱宽度22 m， 则模型长404.5 m； 数值模型煤岩层 总高75.3 m， 其中煤层厚约2.8 m， 顶板厚48.2 m， 底 板厚24.3 m。模拟方案 将工作面的推进长度设为 200 m； 数值模型尺寸为长宽高404.5 m 200 m75.3 m。模型中的支护材料力学性能参数 和岩石参数见表1和表2。模型的底面限制所有方 向的变形， 模型的四周限制水平方向的变形， 顶面 通过施加一定大小的载荷来代表覆岩质量， 模拟埋 深300 m， 即模型顶部垂直应力为7.5 MPa， 水平应力 取1.2倍， 即9 MPa。本模型共划分261 300个单元， 279 888个节点。 表 1 支护材料力学性能参数 Table 1 Mechanical properties of support materials 锚杆 索 类型 材质 直径/mm 屈服载荷/kN 破断载荷/kN 顶锚杆 高强度螺纹钢 20 105 154 回采帮锚杆 玻璃钢 20 ≥60 ≥60 煤柱帮锚杆 高强度螺纹钢 18 85 125 锚索 钢绞线 17.8 353 ChaoXing 王普等 采矿与岩层控制工程学报 Vol. 2， No. 2 2020 023022 023022-6 表 2 围岩参数 Table 2 Table of surrounding rock parameters 序号 煤岩名称 层厚/m 密度/ kgm  抗压强度/MPa 抗拉强度/MPa 黏聚力/MPa 内摩擦角/ 弹性模量/GPa 泊松比 1 砂泥岩互层 17.0 2 550 25.84 2.00 2.065 39 4.34 0.26 2 砂岩 15.0 2 600 51.37 3.70 2.075 29 16.23 0.28 3 砂质泥岩 2.6 2 550 50.99 2.00 2.065 39 8.49 0.26 4 泥岩 4.7 2 550 53.42 2.27 1.280 26 3.75 0.25 5 3号煤 1.0 1 450 4.79 0.80 0.590 29 1.29 0.25 6 砂质泥岩 1.5 2 550 32.17 2.38 0.780 25 7.84 0.24 7 细砂岩 2.1 2 600 55.64 4.78 3.300 37 10.94 0.22 8 砂质泥岩 4.3 2 550 45.59 2.15 1.205 28 4.48 0.24 9 2号煤 2.8 1 450 4.85 0.68 0.375 27 1.34 0.24 10 细砂岩 0.9 2 600 52.18 6.84 3.300 42 10.28 0.23 11 砂质泥岩 6.9 2 550 39.66 5.74 1.455 34 8.94 0.24 12 粉砂岩 2.6 2 550 32.15 3.41 2.080 32 13.35 0.33 13 中粒砂岩 7.0 2 600 38.75 3.70 2.005 27 18.44 0.23 14 4号煤 1.6 1 450 4.16 0.83 0.375 27 1.04 0.25 15 砂质泥岩 5.3 2 550 26.83 2.45 1.605 32 8.49 0.26 数值模型建成后， 将各岩层参数代入， 直至模 型达到初次平衡状态。将测点布置在1202轨道巷 100 m处， 随后即模拟开采。模拟方案为 首先将 1202工作面的回采巷道加入支护系统， 然后对其进 行开挖， 采用cable单元进行锚杆、 锚索的支护模拟 和施加， 采用liner单元模拟托盘， 施加预紧力。然后 模拟计算工作面不断推进回采的过程， 工作面的推 进采用循环命令， 一次推进距离设为10 m。每一次 的推进活动都要在上一次推进已计算至平衡状态 的基础上完成， 以便能够更加准确地记录推进距离 对围岩稳定性的影响规律， 工作面采空区通过加入 弹性材料模拟顶板岩层的垮落。在模拟时监测记 录每条巷道的围岩变形情况， 并将每一步计算结果 保存下来。 3.2.2 1202轨道巷围岩稳定性数值模拟结果及分 析 1 掘进期间围岩稳定性 1202轨道巷在掘进期间的围岩变形量测定结 果见表3。由表3可知， 支护优化后顶底板移近量由 114.23 mm降至26.12 mm， 降低了77.13； 两帮移近 量由406.80 mm降至75.66 mm， 降低了81.40。由此 表明， 改进后的支护方式可有效遏制巷道在掘进期 间的围岩变形， 提高巷道掘进期间围岩稳定性。 表 3 1202 轨道巷掘进期间围岩变形计算结果 Table 3 Calculation results of surrounding rock deation during 1202 track-groove tunneling 优化情况 顶底板移近量/mm 两帮移近量/mm 优化前 114.23 406.80 优化后 26.12 75.66 2 本工作面回采对围岩稳定性的影响 1202轨道巷围岩变形量随回采工作面推进时 的变化曲线如图8所示。 020406080100 0 100 200 300 400 500 600 700 移近量/mm 工作面煤壁至测点距离/m 优化前两帮 优化后两帮 优化前顶底板 优化后顶底板 图 8 1202 轨道巷围岩位移量变化曲线 Fig. 8 Curves of displacement of surrounding rock of 1202 track roadway 由图8可知， 经优化支护后， 顶底板最大移近量 降低了72.38， 仅为58.16 mm， 两帮最大移近量降 低了78.02， 仅为141.03 mm； 且当回采工作面推进 ChaoXing 王普等 采矿与岩层控制工程学报 Vol. 2， No. 2 2020 023022 023022-7 至临近测点时， 围岩变形增长速率较未优化前明显 下降。由此表明， 改进后的支护方式可有效遏制巷 道在回采期间的围岩变形， 且并不影响回采工作面 的正常推进， 从而达到快速、 安全、 稳定生产的目 的。 3 围岩破坏状态 图9为距离煤壁10 m处支护优化前后1202轨道 巷围岩破坏塑性区分布。由图9可知， 支护优化前 顶板塑性区面积为11 m ， 两帮塑性区面积为20 m； 优化后顶板塑性区面积为4.5 m ， 降低了59.1， 两 帮塑性区面积为11.25 m ， 降低了43.8。由此 表明， 改进后的支护方式可有效降低巷道围岩的 塑性破坏范围与破坏程度， 提高了巷道整体稳定 性。 a 优化前 None shear-n shear-p shear-p None shear-n shear-p shear-n shear-p tension-p shear-p tension-p shear-p b 优化后 tension compression tension compression 图 9 1202 轨道巷支护优化前后的围岩屈服破坏单元分布 Fig. 9 Distribution of yield failure unit of surrounding rock before and after optimization of 1202 track-slot support 4 现场监测及支护优化效果 1202轨道巷发生冒顶事故后， 及时对支护方式 与支护参数进行了优化。 图10为1202轨道巷支护优化后的现场照片， 可 以看出， 围岩变形较小。 图 10 1202 轨道巷支护优化后的现场照片 Fig. 10 Photo of the 1202 track and groove support optimization 图11为1202轨道巷在支护方式进行校正后的 顶板离层量变化， 可以看出， 在工作面推进过程中， 顶板离层量整体变化不大， 工作面推进至测点附近 时， 离层量发生较大变化， 其中锚杆、 锚索与总的锚 固范围内顶板离层量最大值分别为5， 7和12 mm。 由此可知， 围岩稳定性较好， 优化后的支护系统处 于良好的承载状态。 5 结 论 1 李家楼煤矿1202轨道巷顶板2～4 m有泥岩， 遇水极易崩解， 该泥岩中的黏土矿物含量高达70， 其中易遇水膨胀的蒙脱石含量高达25。 2 膨胀软岩巷道冒顶原因为 直接顶有软弱夹 层强降雨与空气潮湿支护方式不合理且支护参 数较弱。 3 膨胀软岩巷道的支护方式为锚杆金属网 钢筋梯子梁锚索补强联合支护， 并且应提高其预 紧力与锚固力， 防止直接顶离层以及水侵入。现场 监测发现优化后的支护效果良好。 4 通过数值模拟得出， 支护方式改进后巷道围 020406080100 0 2 4 6 8 10 12 14 离层量/mm 工作面煤壁至测点距离/m 总离层量 锚索离层量 锚杆离层量 图 11 1202 轨道巷支护优化后顶板离层量变化情况 Fig. 11 Variation of the amount of separation of the top plate after optimization of 1202 track and groove support ChaoXing 王普等 采矿与岩层控制工程学报 Vol. 2， No. 2 2020 023022 023022-8 岩塑性区减小， 说明改进后的支护方式可有效降低 巷道围岩的塑性破坏范围与破坏程度， 从而能够提 高巷道整体稳定性。 参考文献 References [1] 李青海. 查干淖尔一号井软岩巷道失稳机理及其控制研究[D]. 北京 中国矿业大学 北京 ， 2013. 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