软弱破碎顶板巷道围岩变形机理及控制技术.pdf
第 48 卷第 5 期煤 炭 科 学 技 术Vol 48 No 5 2020 年5 月Coal Science and Technology May2020 青年博士学术专栏 移动扫码阅读 孙广京ꎬ王 平ꎬ冯 涛ꎬ等.软弱破碎顶板巷道围岩变形机理及控制技术[J].煤炭科学技术ꎬ2020ꎬ485 209-215 doi10 13199/ j cnki cst 2020 05 029 SUN GuangjingꎬWANG PingꎬFENG Taoꎬet al.Deformation mechanism and control technology of surrounding rock in soft and broken roof roadway [ J]. Coal Science and Technologyꎬ 2020ꎬ 48 5 209 - 215 doi 10 13199/ j cnki cst 2020 05 029 软弱破碎顶板巷道围岩变形机理及控制技术 孙广京1ꎬ2ꎬ王 平1ꎬ3ꎬ4ꎬ冯 涛1ꎬ余伟健1ꎬ尹中凯2ꎬ蒋运良5ꎬ刘 海5ꎬ李立新5 1.湖南科技大学 资源环境与安全工程学院ꎬ湖南 湘潭 411201ꎻ2. 山东能源新汶矿业集团有限责任公司ꎬ山东 泰安 271200ꎻ 3.湖南科技大学 南方煤矿瓦斯与顶板灾害预防控制安全生产重点实验室ꎬ湖南 湘潭 411201ꎻ4.湖南科技大学 煤矿安全开采 技术湖南省重点实验室ꎬ湖南 湘潭 411201ꎻ5.广西百色百矿集团有限责任公司ꎬ 广西 百色 533000 摘 要针对软弱破碎顶板巷道支护困难的问题ꎬ通过现场调查和钻孔探测发现软弱破碎顶板巷道围 岩具有自稳平衡拱结构ꎬ但极不稳定ꎬ在扰动作用下表现为局部到整体的连锁失稳特征ꎮ 现场取样进 行试验ꎬ发现顶板破碎岩块强度低ꎬ帮部煤块裂隙发育、底板泥岩软弱是造成巷道全断面变形失稳的 主要原因ꎮ 原支护棚架架型不合理、接顶效果差、支护缺乏整体性以及支护系统不能协调变形是导致 巷道失稳的直接原因ꎮ 进一步试验表明ꎬ该巷道的软弱破碎岩样在侧限约束条件下压实后具有较高 的承载能力ꎬ在无侧限约束条件下则难以自稳ꎮ 掺入一定水泥进行胶结后形成的弱胶结岩体ꎬ其稳定 性和承载能力有明显提高ꎮ 结合普氏自然平衡拱理论和“类双曲线”模型ꎬ构建了软弱破碎顶板巷道 围岩“抛物线-半双曲线”破碎边界扩张模型ꎬ发现软弱破碎顶板载荷呈指数形式增长ꎬ当帮部煤体不 稳定时顶板载荷急剧增加ꎬ而底鼓是造成帮部失稳的重要因素ꎮ 因此ꎬ提出了强力控制软弱破碎顶 板ꎬ强化约束帮部煤体ꎬ加强隔水预防巷道底鼓的控制原理和“控顶先固帮ꎬ固帮先护底”的支护原 则ꎮ 针对州景煤矿 5305 工作面的实际情况提出了“双层金属网+喷射混凝土+预支撑囧形棚架+可缩 性纵向连接器”的组合控制技术ꎬ经初步的现场工程实践ꎬ取得了较好的支护效果ꎮ 关键词软弱破碎围岩ꎻ围岩变形ꎻ围岩控制ꎻ自稳平衡拱 中图分类号TD353 文献标志码A 文章编号0253-2336202005-0209-07 Deformation mechanism and control technology of surrounding rock in soft and broken roof roadway SUN Guangjing1ꎬ2ꎬWANG Ping1ꎬ3ꎬ4ꎬFENG Tao1ꎬYU Weijian1ꎬYIN Zhongkai2ꎬ JIANG Yunliang5ꎬ LIU Hai5ꎬLI Lixin5 1.School of Resource & Environment and Safety EngineeringꎬHunan University of Science and TechnologyꎬXiangtan 411201ꎬChinaꎻ2.Shandong Energy Xinwen Mining Group Co.ꎬ Ltd.ꎬ Tai’an 271200ꎬChinaꎻ 3.Work Safety KeyLab on Prevention and Control of Gas and Roof Disasters for Southern Goal MinesꎬHunan University of Science and Technologyꎬ Xiangtan 411201ꎬChinaꎻ4.Hunan Provincial Key Laboratory of Safe Mining Techniques of Coal Minesꎬ Hunan University of Science and TechnologyꎬXiangtan 411201ꎬChinaꎻ5.Guangxi Baise Mining Bureau Co.ꎬ Ltd.ꎬBaise 533000ꎬChina 收稿日期2019-11-27ꎻ责任编辑朱恩光 基金项目国家自然科学基金面上资助项目51804114ꎬ51774130ꎬ51974117ꎻ湖南科技大学博士后科研基金资助项目E61803ꎻ湖南科技大学博 士科研启动基金资助项目E51770 作者简介孙广京1971ꎬ男ꎬ山东广饶人ꎬ高级工程师ꎬ博士研究生ꎮ E-mailxwsgj-711030@ 163.com 通讯作者冯 涛1957ꎬ男ꎬ河北泊头人ꎬ教授ꎬ博士生导师ꎬ博士ꎮ E-mailtfeng@ hnust.edu.cn AbstractIn view of the difficulty of supporting the roadway with weak and broken roofꎬ it is foundꎬ through field investigation and bore ̄ hole explorationꎬ that the surrounding rock of weak broken roof roadway has a self-stabilizing and balanced arch structureꎬ but it is ex ̄ tremely unstable. On-site sampling and testing showed that the low strength of the roof rock blockꎬ fracture development of the coal block 902 2020 年第 5 期煤 炭 科 学 技 术第 48 卷 of the ribs and the weak mudstone of the floor were the main reasons for the instability of the full-section deformation of the roadway. The unreasonable shape of the original support scaffoldꎬ poor roof connectionꎬ lack of integrity of the supportꎬ and inability to coordinate and deform the support system were the direct causes of roadway instability.Further tests show that the weak fractured rock sample of the road ̄ way has higher bearing capacity after compaction under lateral restraint conditionsꎬ and it is difficult to self-stabilize without lateral re ̄ straint conditions. The weakly cemented rock mass formed by cementing with a certain cement has a significant improvement in its stability and load-carrying capacity.Based on the Pushls natural equilibrium arch theory and the “analogous hyperbola“ modelꎬ a “parabolic-semi -hyperbolic“ fracture boundary expansion model for the surrounding rock of weak broken roof roadway was constructed. It is found that the load of the weak broken roof increases exponentially. When the coal is unstableꎬ the roof is unstable. The load increased exponentially. The load on the top plate increases sharply during stabilizationꎬ and the floor heave is an important factor that causes the instability of the up ̄ per part.Thereforeꎬ it is proposed to strongly control the weak broken roofꎬ strengthen the restraining of coal seamin the ribsꎬ strengthen the control principle of preventing floorheave of the roadway and the supporting principle of “stabilizing solid ribs first for controlling the topꎬ preventing the bottom first for stablizingsolid ribs“. According to the actual situation of the No.5305 working face of Zhoujing coal mineꎬ the combined control technology of “double-layer metal mesh + shotcrete + pre-supported truss scaffold + shrinkable longitudinal connector“ was proposed. Through preliminary field engineering practiceꎬ good supporting effect has been achieved. Key wordsweak broken rock massꎻ surrounding rock deformationꎻ surrounding rock controlꎻ self-stabilizing and balanced arch 0 引 言 在煤矿开采过程中ꎬ常遇到变形量大且极难稳 定的软弱破碎围岩[1-2]ꎬ如断层破碎带围岩、采空区 压实-固结破碎围岩以及岩体自身胶结程度差、强 度低、节理裂隙极为发育的围岩[3]ꎮ 这些围岩在巷 道开掘之前结构较为破碎ꎬ在一定的胶结介质和应 力状态下可以形成具有一定整体形态的软弱破碎岩 体[4-5]ꎮ 但是在巷道开掘和工作面回采等工程活动 扰动作用下极易松散、破碎ꎬ造成巷道失稳[5-6]ꎮ 软 弱破碎围岩本身已不具备自稳能力ꎬ当巷道在此类 围岩中掘出后ꎬ则必须采取适当措施控制或限制软 弱破碎顶板的快速松散ꎬ使其能够自稳ꎬ实现软弱破 碎围岩的二次承载ꎮ 所谓围岩二次承载是指工程中 已不具备自稳能力的破碎岩体在施加支护后使其再 次具备一定的承载能力ꎬ并且在一定时间内能够保 持围岩自身的稳定ꎮ 再次获得承载能力的岩体称为 二次承载岩体ꎮ 改善围岩力学特性、改变围岩应力 状态以及形成稳定的承载结构是实现破碎围岩二次 承载的主要途径[7]ꎮ 针对软弱破碎围岩ꎬ通常采用 的支护措施包括锚网喷注[8-10]、锚网注[11-12]或者 锚网喷+棚架联合支护[13-14]ꎮ 锚网喷支护可以及时 封闭围岩表面ꎬ提供一定的侧向约束ꎬ改善围岩受力 状态[15-16]ꎮ 锚网注支护在围岩内部进行胶结强化ꎬ 提高围岩自身的力学性能[17-19]ꎮ 同时ꎬ结合金属 网、锚杆锚索、棚架等支护结构将软弱破碎围岩 黏结、约束形成整体结构ꎬ从而可实现软弱破碎围岩 的稳定ꎮ 笔者以广西百色百矿集团州景煤矿 5305 工作面软弱破碎顶板巷道为工程背景ꎬ对软弱破碎 顶板巷道的变形特征、变形机理和控制原理进行深 入探讨ꎬ以期为实现软弱破碎顶板巷道围岩控制提 供依据ꎮ 1 软弱破碎顶板巷道概况 广西百色百矿集团州景煤矿 5305 工作面开采 五煤三层ꎬ地质条件简单ꎬ为单斜构造ꎬ位于一水平 运输大巷东北侧ꎬ东边靠近二号断层ꎬ北边为 5302 工作面采空区ꎬ南边为未采区ꎮ 工作面走向长度 520 mꎬ可采长度 380 mꎬ倾斜长度 140 mꎮ 煤层埋深 131175 mꎬ平均可采厚度 2.2 mꎬ工作面范围内煤 层走向西向东、倾向东ꎬ平均倾角 7左右ꎮ 五煤三 层是褐煤ꎬ由暗煤和亮煤组成ꎬ属于半暗型煤ꎬ颜色 为黑色带褐色ꎬ沥青光泽ꎬ粉色是深棕色、块状ꎬ断口 平整或参差状ꎮ 煤层层理较明显ꎬ自然发火期为 3 个月ꎬ绝对瓦斯涌出量为 0.54 m3/ minꎬ相对瓦斯涌 出量为 1.04 m3/ tꎬ属于低瓦斯矿井ꎮ 五煤三层分为 14 层ꎬ夹矸多为炭页岩、炭泥岩、泥岩ꎮ 煤层普氏 系数 1.6 2.2ꎮ 5305 工作面顶板为五煤二层采空 区ꎮ 五煤二层为普采工作面ꎬ全部垮落法管理顶板ꎬ 回采至今已超过 10 年ꎬ从掘进时的探放水及揭露情 况来看ꎬ采空区基本压实ꎬ不存在积水空间ꎮ 煤层底 板为炭质泥岩或泥岩ꎬ易底鼓ꎬ硬度低ꎮ 由于年代久远ꎬ上部采空区采掘参数及其顶底 板岩层参数缺失ꎮ 因此ꎬ在 5305 进风巷进行了 8 个 点位的钻孔ꎬ6 次钻孔成功ꎬ2 次失败ꎮ 根据钻孔记 录情况结合现有的地质资料ꎬ间接推断五煤三层软 弱破碎顶板巷道的顶底板情况见表 1ꎮ 5305 工作面回采巷道为梯形断面ꎬ净断面上宽 为 2.8 mꎬ下宽为 3.6 mꎬ高为 2.8 mꎬ断面积 8.96 m2ꎮ 掘进断面上宽为3.0 mꎬ下宽为3.8 mꎬ高为3.0 mꎬ断 012 孙广京等软弱破碎顶板巷道围岩变形机理及控制技术2020 年第 5 期 面积 10.2 m2ꎮ 临时支护掘进工作面采用 2 根长 6 m的 80 mm 水管做前探梁进行临时支护ꎮ 永久 支护采用 U25 型钢梯形棚架进行永久支护ꎬ棚距 0.8 mꎮ 采用板皮、竹片、锚网背顶背帮ꎬ但在无锚网 的情况要加密板皮进行背顶ꎬ压力明显ꎬ棚架变形严 重时及时补棚ꎮ 超前支护工作面前方 20 m 采用单 体柱配合 1.0 m 铰接梁支护ꎬ如遇地质构造段ꎬ梁改 用 π 型钢梁且加木板背顶ꎬ超前工作面煤壁 10 m 范围为双排柱ꎬ超前工作面 1120 m 为单排柱ꎬ柱 与柱间距 1 mꎬ排距 0.8 mꎮ 表 1 煤层顶底板情况 Table 1 Roof and floor condition of coal seam 顶底板岩性厚度/ m构造特征 再生 软弱破 碎顶板 稳定岩层混合岩层不详 破碎岩层混合岩层01.14 煤屑层煤岩混合0.581.18 破碎岩层混合岩层 5.29 5.74 灰色ꎬ灰紫色的软弱 破碎煤矸混合体ꎬ没 有明显分界ꎬ厚度变 化较大 煤层五煤三层褐煤0.95黑色ꎬ半亮色ꎬ易碎 底板 直接底炭质泥岩0.30 灰黑色ꎬ胶结性差ꎬ 易破碎 基本底泥岩1.50灰色ꎬ坚硬 1.1 巷道变形破坏特征 1巷道掘出后ꎬ巷道顶板下沉明显ꎬ网兜严重ꎬ 两帮及底板变形相对较小ꎮ 软弱破碎顶板是破碎围 岩和煤屑等混合压实、固结形成的再生岩体ꎬ具有一 定的自稳能力ꎮ 但是在巷道开挖后这种再生岩体失 去约束ꎬ很快便松散、破碎ꎬ造成顶板下沉变形、网兜 和漏顶ꎬ部分棚架顶梁弯曲ꎮ 在此阶段ꎬ围岩中应力 相对较低ꎬ软弱破碎顶板虽有部分松散ꎬ但能够形成 自然平衡拱结构ꎬ梯形棚架、两帮煤体以及巷道底板 能够保持暂时稳定ꎮ 2工作面回采时ꎬ顶板严重下沉、两帮内挤、底 鼓强烈ꎬ巷道全断面大变形ꎮ 工作面回采扰动ꎬ使得 软弱破碎顶板加速松散、破碎ꎬ较高的支承压力作用 于两帮和底板造成煤壁肩角处片帮严重和底板强烈 底鼓ꎮ 底鼓和帮部破坏进一步加剧了软弱破碎顶板 的松散破坏ꎬ使得作用于棚架上的载荷急剧增大ꎬ棚 架失效ꎬ巷道变形失稳ꎮ 3破坏顺序及过程顶板下沉、两帮破坏、底板 鼓出ꎮ 巷道开挖改变围岩应力状态ꎬ容易造成软弱 破碎顶板松动ꎮ 若棚架支护阻力不足或支护不及 时ꎬ顶板松动范围迅速扩大ꎬ棚架载荷进一步增大ꎬ 棚架顶梁首先弯曲下沉ꎬ形成一个软弱破碎顶板松 散、破碎范围与棚架弯曲变形之间的恶性循环ꎬ导致 棚架破坏和巷道失稳ꎮ 永久支护棚架的失效过程 为顶板少量松动变形→棚架顶梁弯曲→棚架帮柱 变形→棚架失效ꎮ 软弱破碎顶板巷道的宏观失稳过 程为顶板松动变形→巷道帮部鼓出和底鼓→软弱 破碎顶板大范围垮冒→巷道大变形失稳ꎮ 综上ꎬ软弱破碎顶板巷道在一定时期内能够自 稳ꎮ 工作面回采扰动和较高的支承压力作用使得软 弱破碎顶板围岩极易出现大变形失稳ꎮ 永久支护的 U 型钢梯形棚架上的载荷增长规律与顶板破碎范围 边界的扩张规律密切相关ꎮ 1.2 软弱破碎顶板巷道存在的问题 1顶板围岩强度低、结构破碎ꎮ 现场采集岩 样ꎬ经过点载荷试验发现ꎬ顶板岩块块度小ꎬ平均直 径为 57.2 mmꎮ 岩块平均点载荷强度为 0.17 MPaꎬ 帮部煤块平均强度为 0.2 MPaꎬ底板岩块平均强度 为 0.12 MPaꎮ 2帮部煤体裂隙发育ꎮ 采用 JS-6380 电镜扫 描仪对帮部煤块结构进行扫描ꎬ发现煤块内部节理 裂隙发育ꎬ在较高的应力作用下容易发生脆性破坏ꎬ 造成帮部失稳ꎬ从而造成巷道顶板跨度增大ꎮ 3底板泥化、软化严重ꎮ 将顶、底板岩块和煤 块浸入自来水中进行水解ꎬ发现顶板岩块浸水后ꎬ水 变浑浊ꎬ在一定时间内能够保持固定形态ꎮ 帮部煤 块浸水后有大量气泡冒出ꎬ水清澈ꎬ始终能保持固定 形态ꎮ 底板岩块浸水后迅速泥化ꎬ无固定形态ꎮ 综上ꎬ州景煤矿 5305 工作面回采巷道为软弱破 碎顶板巷道ꎬ围岩软弱、顶板破碎、帮煤体裂隙发育 以及底板泥化、软化严重ꎬ巷道支护强度不足、且整 体性差是造成巷道全断面大变形的主要原因ꎮ 1.3 现有支护存在的问题 支护不合理是造成州景煤矿 5305 工作面软弱 破碎顶板巷道大变形失稳的直接原因ꎬ主要体现在 如下 4 个方面ꎮ 1U 型钢梯形棚架ꎬ架型不合理ꎮ 州景煤矿再 生顶板巷道断面设计为梯形ꎬ采用 U 型钢梯形架棚 进行永久支护ꎬ棚架顶梁长2.8 mꎬ跨度大ꎬ抗弯能力 小ꎮ 软弱破碎顶板近似于均布载荷作用于顶梁ꎬ顶 梁中部产生较大弯矩ꎬ使得顶梁弯曲下沉ꎬ加之顶板 非均匀下沉造成部分顶梁扭曲甚至折断ꎬ不能充分 发挥棚架的支撑能力ꎮ 2棚架被动接顶ꎬ控顶效果差ꎮ 巷道掘出后ꎬ 棚架与顶板之间采用板皮、竹片、锚网背顶ꎬ没有采 用锚杆或锚索进行主动支护ꎬ靠软弱破碎顶板自重 压实接顶ꎮ 护表能力不足以及被动接顶ꎬ给顶板提 供了较大的变形空间ꎬ没有形成主动支护ꎬ致使软弱 破碎顶板松散、破碎范围增大ꎬ棚架承受的载荷 112 2020 年第 5 期煤 炭 科 学 技 术第 48 卷 增大ꎮ 3棚架架间联结较弱ꎬ支护缺乏整体性ꎮ 仅在 距掘进工作面 10 m 范围采用 25 mm 水管连接棚 架ꎬ棚架间没有形成整体支撑结构ꎬ导致巷道局部变 形较大ꎬ引起单个棚架到多个棚架的扭曲或折断ꎬ导 致巷道整体支护结构失效和巷道局部到整体的连锁 失稳ꎮ 4支撑系统可缩性差ꎬ围岩不均匀变形ꎮ 棚架 棚腿由 2 根 U 型钢通过 2 个包箍搭接而成ꎬ当应力 较大时ꎬ可错动收缩ꎬ达到棚架与围岩协同变形以及 回收棚架之目的ꎮ 然而ꎬ州景煤矿 5303 工作面回采 巷道使用的梯形棚架多数顶梁中部严重弯曲甚至破 断ꎬ部分棚腿鼓ꎬ而棚腿搭接处基本没有发生错动ꎮ 2 软弱破碎顶板巷道大变形机理 2.1 软弱破碎岩体力学特性 为研究软弱破碎顶板巷道围岩的变形破坏机 理ꎬ通过自制的钢桶和压缩装置预制软弱破碎岩体 试件进行软弱破碎岩体力学特性测试ꎬ如图 1 所示ꎮ 图 1 破碎岩样压缩试验 Fig.1 Broken rock sample compression test 将现场采集的破碎岩样筛分为大粒径和小粒径 2 个试验组ꎬ采用 RMT-150C 岩石力学试验系统进 行压缩试验ꎮ 大粒径试验组粒径为10 20、20 30、3040 mmꎮ 小粒径试验组粒径为1.0、1.0 2.5、2.55.0、5.010.0 mmꎮ 大粒径试验组在钢桶 中进行压缩ꎬ小粒径试验组在小尺寸的压缩器中进 行压缩ꎮ 粗颗粒采用力控制加载ꎬ加载速度为 5 kN/ sꎬ加载至 500 kNꎮ 小颗粒采用行程控制ꎬ加载 速度为 0.05 mm/ sꎬ加载至 30 mmꎮ 大粒径试验组岩样在有侧向约束条件下的压缩 过程中经历了受压二次破碎和固结二次成岩 2 个阶 段[18]ꎮ 在受压二次破碎阶段ꎬ岩样通过大颗粒结构 调整和小颗粒运移充填逐渐被压实ꎮ 在固结二次成 岩阶段ꎬ在应力和胶结材料泥质岩粉共同作用下 形成具有一定固定形态的软弱破碎岩体[ 19]ꎬ如图 1c 所示ꎮ 压实后ꎬ采用钢钉进行侵入发现此时的软 弱破碎岩体较为坚硬ꎬ钢钉侵入困难ꎬ钢钉侵入后也 很难拔出ꎮ 因此ꎬ在有侧向约束条件下ꎬ当压应力达 到一定程度后该破碎岩样可以压实形成相对稳定的 岩体ꎮ 细粒径试验组在有侧向条件下的压缩过程与粗 粒径基本相同ꎬ只是岩样二次破碎阶段较短、固结二 次成岩较快ꎮ 但是ꎬ当去掉侧向约束后ꎬ细粒径破碎 岩样不能保持较为完整的固定形态ꎬ如图 1e 所示ꎮ 因此ꎬ在无侧向约束时ꎬ该破碎岩样压实后结构不稳 定ꎬ不具备自稳能力ꎮ 说明侧向约束可有效改善软 弱破碎岩体的稳定性ꎬ对于工程破碎围岩ꎬ常通过增 加主动支护力来提高对破碎围岩的侧向约束ꎮ 为测试软弱破碎岩体的力学特性ꎬ提高试件的 成型效果ꎬ在细粒径岩样中掺入不同含量的水和水 泥ꎬ在轴压为 2 kN 条件下制作软弱破碎岩体试件ꎬ 进行力学特性测试ꎬ如图 2 所示ꎮ 结果表明ꎬ只有掺 入水泥的不同粒径岩样试件成型后 RMT-150C 试 验机能够测得其单轴抗压强度ꎬ不掺入水泥的试件 无论含水率和压实应力多大ꎬ在没有围压条件下均 无法测得其抗压强度ꎮ 说明增加胶结介质可以有效 改善软弱破碎岩体岩性ꎬ在工程中通常采用注浆胶 结来改善围岩岩性ꎮ 图 2 水泥胶结试件及其强度 Fig.2 Cement bonded test piece and its strength 考虑到对州景煤矿 5305 回采巷道进行注浆成 本太高ꎮ 同时ꎬ由于该煤层具有自燃倾向ꎬ现场采用 了喷浆封闭围岩的措施ꎮ 因此ꎬ通过对不同粒径破 碎岩样表面进行灌浆ꎬ制作 150 mm150 mm150 mm 的立方体试件ꎬ模拟在表面有水泥浆液胶结条 件下破碎岩样的力学特性[20]ꎬ结果如图 3 所示ꎮ 可以看出ꎬ破碎岩样表面胶结后形成的软弱破 212 孙广京等软弱破碎顶板巷道围岩变形机理及控制技术2020 年第 5 期 图 3 表面灌浆胶结岩体强度特征 Fig.3 Strength characteristics of surface cemented rock mass 碎岩体具有一定的承载能力ꎬ但承载能力较低ꎮ 对 于同一种破碎岩样ꎬ粒径越大、强度越高ꎬ在有侧限 压缩时的二次承载能力越高ꎮ 2.2 软弱破碎顶板巷道变形机理 软弱破碎顶板巷道掘出后ꎬ顶板围岩极易破碎ꎬ 满足普氏拱理论假设和松散层“类双曲线”理论模 型ꎮ 因此ꎬ建立了软弱破碎顶板围岩的“抛物线-半 双曲线”力学模型[ 21]ꎬ如图 4 所示ꎮ 图 4 软弱破碎顶板垮冒边界模型 Fig.4 Border model of weakly cemented roof collapse 软弱破碎顶板巷道失稳力学机制为巷道开挖ꎬ 围岩应力状态改变ꎬ顶板围岩松散、破碎ꎬ并逐渐扩 展ꎮ 上部边界以“抛物线” 形式扩展ꎬ左右边界以 “半双曲线”延伸ꎬ到一定程度后软弱破碎顶板趋于 平衡ꎬ形成自然平衡拱结构ꎮ 顶板松动围岩的重力 是棚架承受的主要载荷ꎮ 受应力扰动影响ꎬ加之巷 道两帮煤体脆性破坏和底板鼓出变形ꎬ使得软弱破 碎顶板原有的自然平衡拱逐渐失稳、塌落ꎬ围岩松动 范围继续扩张ꎬ在围岩更深处再次形成自然平衡拱ꎮ 每一次原有平衡拱的失稳ꎬ都会在更深处形成范围 更大的平衡拱ꎮ 基于软弱破碎顶板失稳力学模型计 算发现棚架上的载荷随着平衡拱的失稳而呈指数形 式急剧增加ꎮ 3 软弱破碎顶板巷道控制原理 3.1 巷道整体控制原理 软弱破碎顶板围岩中能否形成自然平衡拱是巷 道稳定的基础ꎬ自然平衡拱的稳定受多种因素影响ꎮ 其中ꎬ自然平衡拱的拱脚是否稳定直接影响顶板中 自然平衡拱的稳定ꎮ 因此ꎬ如果帮部煤体下沉或脆 性破坏ꎬ则平衡拱跨度变大ꎬ当巷道跨度超过一定值 后ꎬ便不能形成自然平衡拱ꎮ 因此ꎬ控制帮部煤体的 稳定是再生顶板围岩稳定的重要保证ꎬ同时ꎬ帮部煤 体的变形与巷道底板稳定性直接相关ꎮ 因此ꎬ州景 煤矿 5305 巷道软弱破碎顶板围岩控制的总体原则 为“控顶先固帮ꎬ固帮先护底”ꎮ 总体控制原理为 强力控制软弱破碎顶板的松动、破碎ꎬ有效约束帮部 煤体下沉和肩角处脆性破坏ꎬ提前预防巷道底板泥 岩软化鼓出ꎮ 具体做到如下 3 点ꎮ 1疏干、排水保护软弱底板ꎮ 州景煤矿5305 工 作面回采巷道底板以炭质泥岩和泥岩为主ꎬ遇水严 重泥化、软化ꎬ并向巷道内鼓出ꎮ 巷道底鼓造成帮部 煤体非均匀下沉和软弱破碎顶板围岩平衡拱失稳ꎮ 软弱回采巷道底鼓控制ꎬ在技术上钻孔困难ꎬ在经济 上成本不宜过高ꎬ故州景煤矿 5305 回采巷道不宜施 加反底拱和底板锚杆控制底鼓ꎮ 州景煤矿 5305 回 采巷道不存在大量淋水段ꎬ仅局部有少量淋水ꎬ且短 时间内随即消失ꎮ 因此ꎬ当遇到有淋水时及时进行 疏干ꎬ隔绝底板与水接触ꎬ可有效限制底板泥岩 鼓出ꎮ 2强化支撑固定帮部煤体ꎮ 通过位移变分法 对帮部煤体变形破坏规律进行分析ꎮ 结果表明ꎬ帮 部煤体最危险的区域是梯形巷道的肩角处ꎮ 帮部肩 角处煤体的稳定与支护棚架提供的支撑力密切相 关ꎮ 同时ꎬ帮部煤体裂隙发育ꎬ在没有表面支撑条件 下容易发生脆性破坏ꎮ 因此ꎬ要保证帮部煤体的稳 定需要支护棚架提供足够的横向支撑力尤其是肩角 处的支撑力ꎬ控制帮部煤体的破坏ꎬ从而维护软弱破 碎顶板巷道平衡拱的稳定ꎮ 3强约束、强胶结控制顶板围岩ꎮ 软弱破碎顶 板巷道平衡拱边界以“抛物线-半双曲线”形式向外 扩展ꎮ 遏制平衡拱边界的非稳态扩展ꎬ充分发挥围 岩的自承载能力ꎬ防止更大范围顶板松散、破碎是控 制软弱破碎顶板巷道大变形失稳的关键ꎮ 具体通过 强化巷道顶板表面约束和胶结顶板破碎围岩来实 现ꎮ 强约束给顶板围岩提供围压ꎬ同时ꎬ限制软弱破 碎顶板围岩快速、非均匀的下沉变形ꎬ使支护棚架受 312 2020 年第 5 期煤 炭 科 学 技 术第 48 卷 力均匀ꎬ减少扭曲破坏ꎮ 通过浅表注浆或灌浆对巷 道顶板表面的破碎围岩进行强胶结ꎬ使松散围岩胶 结成大块岩体ꎬ防止局部漏顶破坏ꎬ全面提高软弱破 碎顶板的整体性和稳定性ꎮ 3.2 软弱破碎顶板巷道控制技术 基于软弱破碎顶板巷道围岩控制原理和州景煤 5305 回采巷道的工程实际ꎬ提出以“双层金属网+喷 射混凝土+预支撑“囧”形棚架+可缩性纵向连接器” 的组合控制技术ꎬ该技术的支护机制为①双层金属 网密集护顶ꎬ减小网兜和局部漏顶ꎬ保证软弱破碎顶 板结构的完整性ꎬ控制大范围松散、破碎ꎮ ②研发 “囧”形棚架ꎬ改善棚架支撑能力、整体性和可缩性ꎮ 提高棚架双向支撑能力ꎬ增加棚架顶梁抗弯刚度和 提高棚腿横向支撑刚度ꎮ 在纵向上减小顶梁跨度ꎬ 在横向上支撑棚腿ꎬ尤其是棚腿肩角处提高棚腿刚 度ꎬ兼具“固帮”和“控顶”的作用ꎮ ③棚架预支撑ꎬ 通过千斤顶给棚架顶梁一定的预支撑力ꎬ维护软弱 破碎顶板的整体结构ꎬ改棚架被动支撑为主动支撑ꎮ ④架间可缩性连接ꎬ形成整体支撑体系ꎬ防止棚架倾 倒和不均匀变形ꎮ ⑤软弱破碎顶板巷道浅表喷浆ꎬ 改善浅表围岩力学特性ꎬ形成胶结程度更好、强度更 高的巷道顶板ꎮ ⑥封堵、疏干巷道淋水ꎬ限制底鼓ꎮ 在州景煤矿 5305 回风巷进行了 50 m 新支护方 案的试验ꎬ该试验段距离工作面开切眼 200 mꎮ 取 5305 进风巷采用原方案相同位置的巷道围岩变 形情况进行对比ꎬ巷道掘进 60 d 后的变形情况如图 5 所示ꎮ 图 5 巷道掘出 60 d 后变形情况 Fig.5 Deformation of roadway after 60 days 基于软弱破碎顶板围岩控制原理提出的“双层 金属网+喷射混凝土+预支撑囧形棚架+可缩性纵向 连接器”支护技术在巷道开挖后能够较好地维护巷 道围岩的稳定ꎮ 4 结 论 1通过现场调查和钻孔探测发现州景煤矿软 弱破碎顶板巷道顶板赋存变化较大ꎬ具有自稳平衡 拱结构ꎬ但极不稳定ꎬ在扰动作用下表现出局部到整 体的连锁失稳特征ꎮ 2通过调研和试验发现ꎬ软弱破碎顶板巷道失 稳的主要原因是破碎岩块强度低ꎬ帮部煤块裂隙发 育、底板泥岩软弱是主要原因ꎮ 直接原因是棚架架 型不合理、接顶效果差、支护缺乏整体性以及支护系 统不能协调变形ꎮ 3软弱破碎顶板围岩在侧限约束条件下具有 较高的承载能力ꎬ在无侧限约束条件下难以自稳ꎮ 在掺入一定胶结介质后ꎬ其稳定性和承载能力有显 著提高ꎬ且破碎岩块粒径越大ꎬ承载能力越高ꎮ 4结合普氏拱理论和“类双曲线”模型ꎬ构建了 软弱破碎顶板“抛物线-类双曲线”边界扩张模型ꎮ 经计算ꎬ发现棚架上的载荷随着平衡拱的失稳而急 剧增加ꎬ 5针对软弱破碎顶板巷道提出了强力控制软 弱破碎顶板ꎬ加强约束帮部煤体ꎬ提前预防巷道底鼓 的控制原理和“控顶先固帮ꎬ固帮先护底”的支护 原则ꎮ 6结合现场实际情况ꎬ提出了“双层金属网+喷 射混凝土+预支撑囧形棚架+可缩性纵向连接器”的 组合控制技术ꎬ经初步的现场工程实践ꎬ取得了较好 的支护效果ꎮ 参考文献References [1] 余伟健ꎬ吴根水ꎬ安百富ꎬ等.裂隙岩体巷道大变形特征与稳定 性控制[J]. 采矿与安全工程学报ꎬ 2019ꎬ 361107-115. 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