大断面煤巷变形破坏规律及控制技术.pdf

第3 6卷第 4期 2 0 1 1 年 4月 煤 炭 学 报 J O URN AL OF CHI NA CO AL S OC I E T Y V0 1 ． 3 6 No． 4 Apt ． 2 01 1 文章编 号 0 2 5 3 - 9 9 9 3 2 0 1 1 0 4 0 5 5 6 0 6 大断面煤巷变形破坏规律及控制技术 周志 利 ， 柏 建彪 ， 肖同 强 ， 许 磊 ， 张 科学 1 中国矿业大学 北京 资 源与安全工程学院， 北京1 0 0 0 8 3； 2 ．中国矿业大学 煤炭资源与安全开采国家重点实验室 矿业工程学院 ，江苏 徐州 2 2 1 0 0 8 摘要 采用理论分析、 F L AC 阳数值计算和工程实践等方法， 研 究分析巷道宽度 对巷道 围岩 变形、 塑性 区及应力分布的影响规律 ， 提 出了巷道临界 宽度判定指标 巷道顶板拉破坏深度为 1 ． 5 m． 顶 板拉破坏深度 大于 1 ． 5 m的巷道维护 困难。并提 出了超过 临界宽度的巷道支护技术为 及 时支护、 高强高预紧力锚杆、 锚索支护和 高初撑力的临时支护。研究成果成功应用于王庄煤矿 6 2 0 7综放工 作面运输巷。 关键词 大断面煤巷 ； 围岩稳定性 ； 临界宽度 ； 支护技术 中图分类号 T D 3 2 2 ． 4 ； T D 3 5 3 文献标志码 A De f o r ma t i o n a n d f a i l ur e l a w a nd i t s c o n t r o l t e c hn o l o g y o f r o a d wa y wi t h l a r g e s e c t i o n ZHOU Zhi l i 。 ，B AI J i a n b i a o ， XI AO T o n g q i a n g ， XU L e i ， Z HA NG K e X L I e 1 ． S c h o o l o fR e s o u r c e s a n d S a f e ty E n g i n e e r in g， C h i n a U n i v e r s i t y ofMi n i n g a n d T e c h n o l o g y B e ij i n g ， B e ij i n g 1 0 0 0 8 3 ， C h i n a ； 2 ． S c h o o l o fMi nes ， S t a t e K e y L a b o r a t o r y ofC o a l R e s o u r c e s a nd Mi ne S a f e t y ， C h i n a U n i v e r s i t y ofMi n i n g a n d T e c h n o l o g y ， X u z h o u 2 2 1 0 0 8 ， C h i na Abs t r a c t T h e o r e t i c a l a n a l y s i s ， FL AC如 n u me ric a l c alc u l a t i o n a n d e n g i n e e r i ng p r a c t i c e s we r e u s e d t o r e s e a r c h t h e i n flu e n c e l a ws o f r o a d wa y wi d t h o n s u r r o u n d i n g r o c k d e f o r ma t i o n， p l a s t i c z o n e a n d s t r e s s d i s t ribu t i o n． Th e me t ho d o f r o o f p u l l f a i l u r e d e p t h a s a n i n d e x t o d e t e rm i n e r o a d wa y c rit i c a l wi d t h we r e p u t f o r wa r d． Th e r o a d wa y wi d t h i n de x i s r o o f t e n s i o n f a i l u r e d e pt h 1 ． 5 m． W h e n t h e r o o f t e n s i o n f a i l ur e d e p t h i s l arg e t h a n 1 ． 5 m ， t h e r o a d wa y i s d i f fic u l t t o s up p o r t ． An d r o a d wa y s u p p o r t t e c h n o l o g y o f mo r e t h a n c rit i c a l wi d t h wa s g i v e n， a s t i me l y s u p p o r t ， h i g h s t r e n g t h a n d h i g h p r e s t r e s s e d b o l t a n d c a b l e s u p p o rt， a n d h i g h s e t t i ng l o a d t e mp o r a r y s u p po rt． Re s e a r c h r e s u l t s we r e s u c c e s s f u l l y a p p l i e d t o 6 2 0 7 f u l l y - me c h a n i z e d t o p c a v i n g wo r ki n g f a c e t r a ns p o rt r o a d wa y o f W a n g z h ua n g Co a l Mi n e ． Ke y wor d s r o a d wa y wi t h l a r g e s e c t i o n； s t a b i l i t y o f s u r r o u n d i n g r o c k； c rit i c a l wi d t h； s u p p o r t t e c h n o l o gy 随着锚杆支护技术的发展 以及综合机械掘进设 备的应用 J ， 煤层巷道所 占比重越来越大。随着大 采高工作面的推广应用和采掘重型设备的应用 ， 回采 巷道断面由原来 的 1 0～1 5 m 增加到 1 8～ 2 0 m ， 甚 至更大， 回采巷道断面的增大主要是巷道宽度 的增 大 ， 由原来的 3 ． 0～4 ． 5 m增加至 5 ． 0～6 ． 0 m， 巷道 宽度成为影响巷道安全 的重要 因素之一。巷道宽度 的加大导致巷道变形量 、 顶板离层量加大及支护体破 坏等问题 ， 严重影响了煤矿安全生产 引。 目前 ， 有 关巷道宽度对围岩稳定性影响的研究较少。为此 ， 本 文针对潞安集团王庄煤矿 6 2 0 7综放工作面运输巷生 产地质条件 ， 研究了巷道宽度对围岩稳定性的影响。 王庄煤矿 6 2 0 7综放工作面运输巷采用了掘锚机 组掘进 ， 巷道宽度达到了 5 m， 在顶板和两帮为软弱 煤体的情况下 ， 巷道宽度的加大加剧了对巷道围岩稳 定性的影响。本文以王庄煤矿综放工作面运输巷围 岩地质条件为背景 ， 应用 F L A C 如数值计算方法 ， 研究 了不 同巷道宽度下 围岩 的变形、 破坏及应力变 化规 收稿 日期 2 0 1 0 1 2 2 9 责任编辑 柴海涛 基金项目 煤炭资源与安全开采国家重点实验室自主研究课题资助项目 S K L C R S M 0 8 X 0 4 ； 全国博士学位论文作者专项资金资助项目 2 0 0 7 6 0 ； 江苏高校优势学科建设工程资助项 目 P AP D 作者简介 周志利 1 9 6 2 一 ， 男 ， 山西洪桐人 ， 正高级工程师 。E ma i l z z 1 6 2 1 0 2 8 1 2 6 ． c o n 第 4期 周志利等 大断面煤巷变形破坏规律及控制技术 5 5 7 律 ， 明确了巷道宽度加 大对 围岩稳定性 的影响规律 ， 并针对大跨度厚顶煤巷道提出了围岩控制技术对策 ， 并进行 了工程应用 ， 取得了良好的控制效果。 1 生产地质条件 王庄煤矿 6 2 0 7综放工作面开采 3号煤层 ， 煤层 平均厚度为 6 ． 6 5 m， 含矸 0～5层， 一般含夹矸 4～5 层 ， 煤层倾角 2 。～ 6 。 。地面标高为 9 2 4～ 9 2 7 m， 工作 面标高 6 2 6～ 6 7 5 m， 工作面埋深 3 0 0 m左右。东面 及北面是岭上村保护煤柱 ， 西接 6 3 0南翼巷道 ， 南临 6 2 0 5工作面。 6 2 0 7综放工作面运输巷采用 E B Z 一 1 5 0 C掘进机 加装机载锚杆钻机组成的掘进机组沿煤层底板掘进 ， 巷道断面尺寸 宽 高 5 ． 0 rex 3 ． 5 m， 顶部 尚有 3 m 左右的煤层 ， 并含有夹矸 。直接顶为厚 2 ． 9 5 m的泥 岩 ， 节理发育 ， 含植物化石。基本顶为厚层灰 白色的 细粒砂岩 ， 致密坚硬 ， 抗压强度高 ， 不易冒落。巷道两 帮为强度较低的 3号煤层 ， 底板为厚 3 ． 1 m强度较小 的泥岩 。 由于巷道围岩整体强度较低 ， 直接顶又 为易破 碎 、 冒落的泥岩， 与顶煤形成复合顶板 ， 不稳定煤 、 岩 复合顶板厚度达 6 m左右 ， 加之巷道断面尺寸又大 ， 巷道维护较困难 。 2 模型的建立 依据王庄煤矿 6 2 0 7综放工作面回采巷道围岩力 学性质及生产地质条件 ， 采用 F L A C 如数值软件建立 计算模型。计算 模型 总体尺 寸为 5 0 ． 0 m1 ． 0 m 4 7 ． 3 m， 共划分 9 5 0 0个单元。模型底面固定 ， 4个侧 面限制水平运动。巷道埋深为 4 0 0 m， 模型上边界施 加覆岩 自重 9 ． 6 MP a ， 侧压系数取 1 ． 3 。 F L A C 如模拟软件是建立在拉格 朗 日算法基础上 的数值分析， 适于模拟井巷开挖等岩土类材料的大变 形 、 弯曲和扭曲。模型采用弹塑性材料 ， 运用 Mo h r C o u l o m b屈服准则判断岩体的破坏 ， 即 l o r 3 N 2 C , ／ N 。 i t 3一 t 式中， 、 o r 分 别 为最 大和 最小 主应 力 ； N 1 s i n ／ 1 一 s i n ； C、 分别为材料的黏结力和 内摩 擦角； ． 为抗拉强度。 当 0时 ， 材料将发生剪切破坏 ； 当 ． 0时 ， 材 料将产生拉伸破坏。巷道开挖过程中， 考虑岩体 的应 变软化 ， 采用应变软化模型以反映煤体破坏后随变形 发展残余强度逐步降低 的性质。 6 2 0 7工作面运输 巷沿煤层底板掘进 ， 顶部 尚有 3 m 左右的煤层 ， 其上为 3 m厚泥岩 ， 属于典型的复合 顶板巷道， 巷道直接底为 3 m厚泥岩。为分析巷道宽 度对巷道稳定性的影 响， 固定巷道高度为 3 ． 5 m， 建 立 了巷道宽度 为 3 ． 5 、 4 ． 0、 4 ． 5 、 5 ． 0 、 5 ． 5 、 6 ． 0 、 6 ． 5 m 共 7个计算模型。 3 巷道宽度对 围岩稳定性 的影 响 数值计算结果表明， 巷道宽度对顶板稳定性影响 较大， 而对两帮影响相对较小 。因此 ， 重点分析巷道 宽度对顶板变形、 塑性区及位移的影响。 3 ． 1 巷道宽度对顶板变形的影响规律 固定巷道高度为 3 ． 5 m， 不 同巷道宽度下巷道变 形量及变化趋势如图 1 所示。由图 1 可知， 巷道宽度 对顶板下沉量影响较大 ， 巷道宽度按照 0 ． 5 m依次递 增情况下 ， 顶板下沉量增幅 由小变大 ， 巷道宽度小于 4 ． 5 m时 ， 增幅较为平缓 ， 相邻巷道宽度间增 幅为 5 、 1 4 mm， 超过 4 ． 5 m后 ， 增幅为 2 O～ 3 0 m m， 受巷道宽 度影响较为剧烈。由此可知 ， 对 于软弱厚顶煤巷道 ， 巷道宽度存在临界值 ， 在临界值之前 ， 随巷道宽度增 加 ， 顶板下沉量变化不大 ， 超过临界值后 ， 巷道宽度对 顶板下沉量影响显著 。不同巷道宽度时 ， 顶板位移变 化如 图 2所 示 。 l 图 1 巷道宽度对巷道变形 的影 响 Fi g ．1 Ef f e c t o f r o a d wa y wi dt h o n r o o f de f o r ma t i on l 瞽 图 2 不 同巷 道宽度顶板垂直位移变化曲线 F i g ． 2 Ro o f v e r t i c a l d i s p l a c e me nt un d e r di f f e r e n t r o a d wa y wi dt h 由图2可知 ， 顶板浅部 围岩垂直位移受巷道宽度 影响较大。巷道顶煤厚达 3 m， 软弱顶煤导致 3 m范 围内围岩变形量较大， 经统计 ， 约 占巷道总变形量的 5 5 8 煤 炭 学 报 2 0 1 1 年第3 6 卷 8 4 ％ ～8 7 ％ 。随着巷道宽度加大 ， 浅部围岩变形增长 尤为显著 ， 巷道宽度由 3 ． 5 I l l 增加至 6 ． 5 I n时， 1 I n 范围内围岩变形 由4 4 mm增加至 1 3 4 m m， 宽度的增 加将导致顶煤裂隙张开、 离层加剧。 3 ． 2 巷道宽度对顶板塑性区分布的影响规律 不同巷道宽度下 围岩塑性区分布特征如图 3所 示。由图 3可知 ， 随着巷道宽度增大 ， 围岩塑性 区范 围增大 ， 其中顶板和底板的塑性区范围增加较 明显， 而两帮塑性 区变化不大 ， 表 明巷道宽度对顶板 、 底板 的稳定性影响较显著。顶板拉破坏深度及面积变化 如 图 4所示 e 巷道宽度5 ． 5 r n No n e S h e a r n， s h e a r P S h e a r n， s h e a r P， t e n s i o n - P S h e a r n， t e n s i o n n， s h e a r P， t e n s i o n P S h e a r P Te n s i o n n， s h e a r - P ， t e n s i o n P No n e S h e a r n， s h e a r P S h e a r n， s h e a r P， t e n s i o n - P S h e a r - n， t e n s i o n n， s h e a r P， t e n s i o n - P S h e a r - p Te n s i o n - n， s h e a r - p ， t e n s i o n - P No n e S h e a r n， s h e a r P S h e a r n， s h e a r - P， t e n s i o n - P S he a r n， t e n s i o n n ， s he a r P， t e n s i o n P S he a r - p Te ns i o n - n， s h e a r P ， t e n s i o n - P NO D e S h e a r n， s h e a r - p S h e a r - n ， s h e a r P， t e n s i o n P S h e a r - n， t e ns i o n n， s h e a r - P， t e n s i o n P S h e a r P T e n s i o n - n， s h e a r - P， t e ns i o n P 图3 不同巷道宽度围岩塑性区分布 F i g ． 3 P l a s t i c z o n e d i s t r i b u t i o n o f s u r r o u n d i n g r o c k u n de r d i f f e r e n t r o a dwa y wi d t hs 由图 3 、 4可知 ， 巷道宽度对巷道顶板塑性破坏具 有以下影响规律 图 4巷遭苋度对顶板破 坏的影响 Fi g ． 4 Ef f e c t o f r o a dwa y wi d t h o n r o o f f a i l u r e 1 巷道顶板浅部围岩首先发生拉破坏 ， 而后塑 性区逐步向深部发展 ， 并 向肩角和底角扩展 ， 且深部 围岩破坏为剪切破坏。随着巷道宽度加大 ， 围岩塑性 区范围增大 ， 且顶板塑性 区增加显著 ， 可知巷道宽度 对顶板的破坏影响较大。 2 巷道宽度对顶板拉破坏深度及面积影响较 大。巷道宽度由3 ． 5 I n 增大至 6 ． 5 i n时 ， 顶板拉破坏 深度 由 1 ． 5 I n增加至 3 ． 0 1T I ， 拉破坏面积则几乎呈线 性增长 ， 由 3 i n 增加至 1 1 I n 。 3 随着巷道宽度的增加 ， 顶板拉破坏深度存在 一 临界点 ， 巷 道宽度 小 于 4 ． 5 n l时， 拉 破坏深度 为 1 ． 5 1T I ， 巷道宽度为 4 ． 5～6 ． 5 1 11时， 拉破坏深度增大 至 3 ． 0 in 。拉破坏深度临界点与巷道变形 临界点相 对应 。 3 ． 3巷道宽度对顶板应力的影响规律 在巷道顶板 中部布置应力监测线， 不同巷道宽度 围岩 应力 变化趋 势如 图 5所示 。 由图 5 a 可知， 巷道 围岩垂直应力具有 以下规 律 1 巷道顶板表面垂直应力为 0 ， 顶板 2 I n以浅 围岩垂直应力小于 1 MP a ， 随着 围岩深度加大 ， 垂直 应力值升高 ， 但增长速率呈减小趋势， 浅部增加幅度 加大 ， 深部增加幅度减小 ， 直至围岩深度 1 5 i n以后才 达 到原 岩应力 。 2 巷道宽度对顶底板垂直应力影响较大。对 于同一深度围岩 ， 巷道宽度越大， 顶底板垂直应力越 低， 保持较低垂直应力的围岩深度也越大。巷道宽度 为 3 ． 5 1 1 1 和 6 ． 5 m时， 垂直应力在 1 MP a以下的深度 分别为 2 ． 0 I n和 3 ． 5 I n 。由此可知 ， 巷道宽度越大 ， 顶板浅部围岩应力降低越 明显 ， 围岩破坏深度与程度 越大。 由图 5 b 可知 ， 巷道围岩水平应力具有 以下规 律 1 顶板表面水平应力几乎为 0 ， 2 m以浅 围岩 水平应力较低 ， 约为 2 MP a ， 2 m以深随着围岩深度加 第4期 周志利等 大断面煤巷变形破坏规律及控制技术 5 5 9 1 2 皇 曼 鹭 。 2 4 s 莲 0 项板深度 ／ m a 1 垂直应力 ] 贞板 深 度 ／ b 水平应力 图 5 不 同巷道宽度顶板垂直应力和水平应力变化 F i g ． 5 Ve r t i c a l s t r e s s a nd h o r i z o n t a l s t r e s s o f r o o f u n de r d i f f e r e n t r o a dwa y wi d t h 大， 水平应力增长较快 ， 并在 4 ． 0～ 4 ． 5 I T I 围岩深度即 泥岩直接顶内达到应力峰值 ， 而后水平应力降低 ， 随 着进入砂岩顶板 ， 在 6 ． 0～ 6 ． 5 1 11围岩深度水平应力 达到又一峰值 ， 之后逐渐降低原始水平应力。 2 对于顶板浅部同一 围岩深度 ， 巷道宽度越大 水平应力越小 ， 表明巷道宽度 的加大致使对顶板的破 坏较严 重 。 4 巷道临界 宽度 的确定方法 由以上分析可以看出， 巷道宽度对顶板变形和破 坏影响较为显著 ， 顶板事故也直接威胁到煤矿工人生 命安全 ， 因此从顶板的变形和破坏角度去分析巷道的 临界宽度 。巷道开挖后 ， 围岩应力重新分布 ， 当围岩 应力超过煤岩体强度后 ， 围岩发生破坏， 应力 向深部 发生 转移 ， 破碎 区和 塑性 区范 围也 向深部 逐 渐 扩 展 ， 直至取得新的平衡状态 。巷道宽度的加大使得顶板 的下沉量增加 ， 破坏区和塑性区的范围也增大。 由围岩应力及塑性区分布 图 3 可知 ， 在拉破坏 范围内围岩应力降低最明显 ， 可看作破碎区， 再往深 部 ， 发生剪切破坏的围岩应力虽然较低 ， 但与拉破坏 范围内的应力相 比， 应力有所升高 ， 该 区域可看作塑 性区， 再往深部则为弹性区。 处于破碎区范围内的围岩必须对其进行支护或 加固， 才能使之稳定 ， 并 阻止破碎区向深部发展 。受 施工机具和巷 道高度 的影 响， 顶板锚杆长度 一般 为 1 ． 8～ 2 ． 5 n l 。考虑锚杆外露长度及安全锚固长度 ， 因 此 ， 如果最大拉破坏深度大于 1 ． 5 1T I ， 则顶锚杆将部 分或全部锚 固在破碎 区范 围内， 锚 固效果将大大 降 低 ， 顶锚杆受力也将会恶化 ， 发生 冒顶的可能性 大大 提高 。因此， 将拉破坏深度 1 ． 5 H I 作为临界宽度的判 断指标。 王庄煤矿 6 2 0 7综放工作面运输巷宽度小于等于 4 ． 0 1T I 时 ， 拉破坏深度为 1 ． 5 IT I ， 巷道超过 4 ． 0 I T I 时 ， 拉破坏深度增大至 3 i n ， 因此 ， 确定王庄煤矿 6 2 0 7工 作面运输巷的临界宽度为 4 ． 0 I l l 。 5 超临界宽度巷道围岩控 制工程实践 5 ． 1 围岩稳定控制原理 王庄煤矿 6 2 0 7综放工作面运输巷采用掘进机加 装机载锚杆钻机掘进 ， 巷道宽度 为 5 ． 0 m， 超过其临 界宽度 4 ． 0 1 T I ， 并且顶板为 3 I l l 厚 的顶煤 ， 巷道维护 难度大。为有效控制围岩变形破坏 ， 采用了高初撑力 机载临时支护 、 高预紧力锚杆支护技术。 高初撑力机载临时支护对围岩控制 的作用 1 机载液压式临时撑柱支护具有一定 的初撑 力 ， 能够及时支护顶板 ， 给予 围岩表面一定 的支护强 度 ， 可减小顶板早期变形 以及 由于顶板屈 曲下沉 而导 致的离 层 ， 可 实现 永久 支护 后 锚杆 和 围岩 同步 承 载 。 2 机载液压式临时撑柱支护能够保持 高阻力 承载， 有效防止掘进端头发生松脱型垮冒。当松动严 重超过临时撑柱初撑力时， 其支护阻力增加 ， 增加至 工作阻力后保持恒定 。另外 ， 机载液压式临时撑柱支 护操作简单 ， 安全可靠 ， 整个操作 由控制阀来完成 ， 控 制阀组安装在掘进机司机座旁部 ， 司机可单独完成整 个前配套的展开和收回过程。 高预紧力锚杆支护对围岩控制的作用在于 锚杆 施加一定 的预紧力成为主动支护 ， 使围岩的应力状态 向三向应力转化 ， 在巷道变形初期 ， 围岩沿破裂面滑 移 阻力就 比较 大 ， 避 免 围岩 力学 性 质 过 早 恶 化 ， 有效 抑制巷道围岩破裂区向深部发展 ， 提高围岩的径 向约 束能力和抗剪能力 ， 发挥围岩的 自身承载能力 ， 提高 稳定性 。 不考虑 围岩 自重应力时， 模拟锚杆预紧力为 1 0 、 2 0 、 3 0、 4 0 k N时的顶板应力场分布， 预紧力水平与顶 板 出现的最大压应 力的关系如图 6所示。数值计算 结果表明， 锚杆尾部出现 了应力集 中 ， 预 紧力为 1 0 、 2 0 、 3 0 、 4 0 k N时， 最大压应力值分别为 2 ． 5、 4 ． 5、 8 ． 0 、 1 2 ． 0 k P a ， 随着预紧力的增 大， 顶板 表面最大压应力 值逐渐增大 ， 而且锚杆之间的压应力值也有所提高 ， 表明预紧力的提高可使顶板处于预应力梁状态 ， 并有 效减小顶板拉破坏和早期离层。 煤 炭 学 报 2 0 1 1 年 第3 6 卷 1 6 矗 ＼ 1 2 斗 8 瑙 恒 4 O 1 0 2 O 预紧力／ k N 图 6 预紧力对顶板应力状态 的影 响 Fi g ．6 Effe c t o f p r e s t r e s s o n r o o f s t r e s s s t a t u s 5 ． 2围岩控制技术 6 2 0 7综放工作面运输巷所采用的 E B Z 一 1 5 0 C掘 进机设有前配套临时支撑系统 ， 可支撑住顶 、 底板 ， 该 临时支撑系统采用 4个液压缸体支撑、 初撑力大 ， 对 顶板的支撑力可达 6 0 0 k N。 高强锚杆支护参数为 顶板使用 5根 4 2 2 m m 2 4 0 0 mm高强螺纹钢锚杆 ， 两帮使用 8根 4 2 2 mm 2 0 0 0 m m 的高强螺纹钢锚杆， 顶、 帮锚杆间排距分别 为 1 1 5 0 mm 1 0 0 0 mm、 9 0 0 m mx 1 0 0 0 m m， 如图7所 示。由于空间限制 ， 为方便机载锚杆钻机施工 ， 底角 锚杆采用水平布置， 并距离底板稍远 。顶板锚杆采用 一 支双速 C K Z 2 3 6 0和一支 Z 2 3 6 0加长锚固， 两帮 锚杆采用一支 C K 2 3 3 5和一支 Z 2 3 6 0加长锚固， 顶板 和两帮均铺设金属 网和 1 4 m m 圆钢焊制的钢筋梯 子梁。 图 7巷道支护断面 Fi g ． 7 Cr o s s s e c t i o n o f r o a d wa y bo l t s u p po r t 巷道顶板采用锚索加强支护 ， 每 3排锚杆打一排 2根锚索 ， 锚索参数为 1 7 ． 8 mmx 8 3 0 0 m m， 每根锚 索采用一支双速 C K Z 2 3 6 0和 2支 Z 2 3 6 0树脂药 卷锚 固。顶 、 帮锚杆锚 固力分别 1 0 0 、 8 0 k N， 机载锚 杆钻机预紧扭矩达 3 0 0 N m， 真正实现了高强高预 紧力锚杆支护。 5 ． 3 围岩控制效果分析 工程应用效果表明， 具有初撑力的临时支护能够 及时支护空顶区顶板 ， 避免了空顶区发生松脱型垮冒 事故 ； 高预紧支护有效减小了顶板早期变形以及 由于 顶板屈 曲下沉 而导致 的离层 ， 提高了锚 固体承载能 力 ， 阻止了破碎区和塑性区向深部发展。掘进期间， 巷道变形如 图 8所 示。掘巷稳定后 ， 顶 板下沉量为 4 5～6 0 mm， 两 帮移近量 为 4 05 0 m m， 底 臌量 为 2 03 0 m m， 有效控制了围岩变形 ， 实现了围岩稳定。 8 0 6 0 4 o 2 0 0 3 O 6 0 9 0 l 2 0 1 5 0 观测时间／ d 图 8 掘进期间巷道变形一 时间关系 F i g ． 8 R e l a t i o n s h i p b e t w e e n r o a d wa y d e f o r ma t i o n a n d t i me d u r i n g r o a d w a y e x c a v a t i o n 6结 论 1 巷道宽度对顶板的变形和破坏影响较显著。 巷道宽度越大 ， 巷道变形破坏越严重， 而且巷道宽度 存在临界值 。巷道宽度小于临界值时 ， 随巷道宽度增 加 ， 巷道变形量增加较小 ， 围岩的拉破坏深度增加均 较小 ， 超过临界值后 ， 围岩变形量和拉破坏深度增加 较为迅速 。 2 在拉破坏范围内围岩应力降低最明显 ， 可看 作破碎区， 处于破碎区范围内的围岩必须对其进行支 护或加固， 才能使之稳定 ， 并阻止破碎区向深部发展。 受施工机具和巷道高度的影响 ， 顶板锚杆长度一般为 1 ． 8～ 2 ． 5 13 1 。因此 ， 提出将拉破坏深度 1 ． 5 m作为临 界宽度的判断指标。 3 对 于超临界宽 度 的 6 2 0 7综放 工作面运 输 巷， 采用机载锚杆钻机掘进 ， 实现了具有初撑力的大 阻力机载临时支护和 3 0 0 N m高预紧力锚杆支护 ， 取得了较好的围岩控制效果。 参考文献 [ 1 ] 王金华． 我 国煤巷锚杆支护技术 的新发 展[ J ] ． 煤炭学报 ， 2 0 0 7， 3 2 2 1 1 3 1 1 8 ． Wa n g J i n h u a ． N e w d e v e l o p me n t o f r o c k b o l t i n g t e c h n o l o g y f o r c o a l r o a d w a y i n C h i 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