第４３卷第５期 太原理工大学学报 Ｖｏ１．４３ ＮＯ．５ Ｓｅｐ．２Ｏｌ２ ２０１２年９月 Ｊ（）ＵＲＮＡＩ ＯＦ ＴＡＩＹＵＡＮ ＵＮＩＶＥＲＳＩＴＹ ０Ｆ ＴＥＣＨＮＯＬＯＧＹ 文章编号：１００７—９４３２（２０１２）０５—０６２０—０３ 高位复合顶板巷道锚杆锚索耦合支护研究 苏学贵，李浩春，李彦斌，杨永康 （太原理丁大学矿业＿Ｔ程学院，太原０３００２４） 摘 要：针对高位复合顸板围岩强度低而差异大、层间粘结力弱且易离层冒落等特点，结合离 石矿４３０３工作面巷道实例，在实验室围岩特性分析的基础上，采用ＦＩ ＡＣ３Ｄ对该类巷道顶板破坏 特征、锚杆锚索耦合加固机理进行了数值计算，并对在掘巷道围岩变形、锚杆（索）工作载荷进行了 实测分析。研究表明，有效控制该类顶板应及时支护巷道围岩，利用锚索加大锚固范围，采用铜带 网提高低位岩层的支护刚度，布置斜拉锚索和斜角锚杆提高巷道顶角部综合强度。 关键词：复合顶板；预应力锚索；巷道支护 中图分类号：ＴＤ３５３．６ 文献标识码：Ａ 复合顶板是由强度较低的煤、泥岩、页岩相间构 成，由于其裂隙发育、层间粘结力小容易离层破坏，给 巷道支护带来巨大困难，支护方案不当会造成重大顶 其矿物成分中粘土类占３５．３ ，含有水云母、蒙脱 石、绿泥石等，其试样经历饱水一风干２个循环后， 碎裂现象严重。实验室分析与现场实测表明，该类 板安全事故。而高位特厚复合顶板的控制更为困难， 是国内外巷道支护的技术难题之一。国内外学者为 复合泥岩顶板总体强度低、强度差异大、各岩层间粘 结力弱，易离层下沉冒落。浅部泥岩受潮易风化膨 胀破坏，顶板维护困难。 表ｌ 顶板围岩物理力学参数表 岩性 ３号煤 此做了大量研究工作，多以悬吊理论、组合梁与组合 拱理论 为基础强调发挥锚杆主动支护作用；围岩强 度强化理论ｌ＿２ 研究了锚杆对围岩的强化机理；高预应 力强力支护理念 提高了支护体的可靠性；杨峰、王 厚度 Ｏ．３ 密度 ２．５ 抗压强度 弹性模量 泊松比 内摩擦 ／ＭＰａ １４．６ ／ＧＰａ ０．４７ （）．１ ９ 角／（。） １８ ／ｍ ／（ｇ・ｃｍ一 链国 ＝。等提出提高锚杆（索）预紧力加强支护等。离 石煤矿４号煤层，属典型高位特厚复合泥岩顶板，曾 因支护不当数次发生冒顶事故。本文结合４３０３工作 面，基于试验分析、数值计算及工程实测，重点研究高 位复合泥岩顶板巷道锚杆锚索耦合支护技术，提出稳 定控制该类复合顶板巷道的对策。 层状泥岩 ２．０ 灰质泥岩 层状泥岩 薄层砂岩 ６．５ １．６ Ｏ．３ ２．３ ２．５ ２．３ ２．６ ２．３ ２．５ ２．３ １２．６ １ ８．５ ｌ ２．６ ２９．７ １２．６ １４．６ １１．８ １．２６ １．Ｏ６ １．２６ １．２６ １．２６ Ｏ．４７ １．２６ ０．２５ Ｏ．２３ Ｏ．２５ （）．２５ Ｏ．２５ ０．１０ ０．２５ ３ｌ ２７ ３ｌ ３１ ３ｌ ｌ８ ２０ 炭质泥岩 １＿７７ ４号煤 炭质泥岩 １．７ ３．５ ｌ 高位复合顶板巷道围岩特征 离石矿４３０３工作面地面黄土覆盖、低山、沟谷 地形，盖山厚度２１０ ｍ。４３０３工作面沿４号煤层走 ２ 复合顶板巷道支护结构数值分析 采用ＦＬＡＣ３Ｄ对４３０３工作面顺槽巷道支护结 向布置，切眼长１３０ ｍ，顺槽巷道长９００ ｍ，为宽３．６ ｍ×高２．５ ｍ矩形断面，沿煤层底板掘进。４号煤 平均厚度１．７ ｍ，距上部３号薄煤层１Ｏ～１３ ｍ，其间 为层状相问强度较低的泥岩、页岩、砂质泥岩，属典 构进行数值分析，计算模型为２２０ ｍ×２００ ｍ×５１．７ ｍ。模型的四个侧面为限制水平位移边界，底部为 固定边界，限制水平移动和垂直移动。整个模型共 划分１０３ ０６８个单元，１０７ ９６７个结点，网格大小的 型的高位复合泥岩顶板，其顶底板岩性详见表１。 巷道顶板０～１３ ｍ范围内多为层状相间的泥 岩、砂质泥岩，岩样化学分析（Ｘ射线衍射图谱）表明 收稿日期：２０１２ ０５ ０６ 变化使用Ａｔｔａｃｈ语句联接。根据４号煤巷道的地 质力学条件，对两种不同支护方案巷道围岩应力进 行计算分析［５ ］。方案一为原支护方案，即顶板Ｏ２Ｏ 基金项目：国家自然科学基金资助项目（５０９７４０９３） 作者简介：苏学贵（】９６３一），男，副教授，博士研究生．主要从事煤矿支护与岩土锚固技术研究，（Ｅ—ｍａｉｌ）８８８ｓｘｇ＠ｌ ６３．ｔｏｎｉ 第５期 苏学贵，等：高位复合顶板巷道锚杆锚索耦合支护研究 ６２１ ｍｍ×２ ０００ ｍｍ左旋螺纹钢锚杆，两帮采用Ｄ１６ ｍｍ×ｉ ６００ ｍｍ的圆钢锚杆，间排距均为８００ ｍｍ； 顶板中部每隔６ ｍ安装一根 １５．２４ ｍｍ×８ ０００ ｍｍ锚索；方案二为优化支护方案，即帮锚杆增至Ｉ ８００ ｍｍ，将顶板锚索每排增为两根，并且锚索角度 垂直向外倾斜２Ｏ～２５。，加挂金属网和钢带。图Ｉ、 图２为主要数值模拟计算结果。 对原支护巷道数值分析结果表明（图Ｉ）：在掘 进过程中复合顶板岩体发生破裂，在低围压下强度 低、变形大，表现为沿结构面向低约束方向的滑移， 使巷道围岩破坏。由于不稳定层状泥岩厚达１０ ｍ 多，岩层强度低、差异大、层间黏结力小。在围岩应 力和较大垂直载荷作用下，巷道两侧顶角部位形成 高应力集中区，而锚杆加固范围和斜拉控制区有限。 虽在巷道顶板有一根８ ｍ长锚索，加大了锚固范 围，但锚索垂直布置，并未有效控制巷道两侧顶角部 位的高应力集中区，随着围岩变形及压力增加，顶板 剪切面上的剪应力不断增大，最终会导致巷道顶板 两侧顶角部位剪切破坏，使巷道锚固结构失稳。工 程实际表明，巷道掘进２５～３０ ｄ后，围岩变形严重， 且出现数次大面积冒顶，呈倒三角形冒落，长达２５ ｍ，高达１３ １２２。 图ｉ 原支护巷遭围岩屈服破坏分布 巷道支护方案优化后，数值计算结果图２显示， 在巷道肩窝处布置倾斜锚杆对顶板在肩窝附近的切 落具有明显的控制作用。一是锚杆的轴向约束承担 了作用在顶板岩层上的部分载荷，从而减少了作用 在顶板剪切面上的剪应力；二是锚杆锚固在围岩中 自身提供抗剪阻力；三是锚杆的预紧力增加了剪切 面上的正应力，有利于抑制剪切破坏的出现。所以 在巷道的顶角布置倾斜锚杆是非常必要的。 对于特厚复合顶板巷道而言，因锚索承载力高， 加固范围大，合理应用锚索加固至关重要。将顶板 锚索每排增加为两根，并且垂直向外倾斜２０～２５。 图２优化后巷遭围岩剪切力分布五 布置。锚索倾斜布置，锚固点为巷道两肩窝深部岩 体，与垂直布置相比，支护原理发生了根本性的变 化。主要表现在： Ｉ）倾斜布置锚索的锚固点和支护结构是巷道 两帮的肩窝，该处处于三向高应力状态，锚固点周边 煤岩体不容易破坏。 ２）倾斜布置锚索受力随顶板岩体弯曲，两帮锚 固点内移，能形成闭锁结构，支护结构不易失效。 ３）倾斜布置锚索斜穿过锚固岩梁最大剪应力 区，不受顶板离层的影响，锚索与岩梁共同承担剪应 力，锚索的高预应力能抵消部分岩梁承受的剪应力， 有利于防止顶板剪切跨落事故。因此，优化支护方 案能有效控制巷道围岩变形。 ３ 工程应用与实测研究 将优化支护方案应用于４３０３工作面轨道顺槽。 同时对掘进与回采期间巷道围岩变形和锚杆工作载 荷进行了井下监测，图３，４为部分实测结果，实测数 据分析如下： Ｉ）如图３，巷道掘进０～１０ ｄ，围岩变形速率大， 变形量占总量４３ ，３０ ｄ后趋于稳定。多点位移计 时Ｉ司／ｄ 图３巷道两帮累计收敛量与时间变化曲线 数据显示，３０ ｄ后除浅部１．２ ｍ范围内有较小离层 位移外，２．５４６ ｒｎ内岩层位移很小，表明巷道围岩 变形得到有效控制。工作面回采期间，巷道顶底板 及两帮收敛监测显示，超前工作面２５～３０ ｍ范围 ６２２ 太原理工大学学报 第４３卷 内巷道变形较小，巷道基本稳定，之后加强超前支 护，实现安全回采。 ４ 结论 针对高位复合顶板特性，结合４３０３工作面巷 ２）如图４，巷道掘进期间ＭＣＪ一１０锚杆测力计 实测显示，左帮锚杆受力高于右帮和顶板，０～７ ｄ 加∞如∞如加ｍ ０ 蚤＼枨铽 Ｈ 道，经试验分析、数值计算及工程实测研究： １）高位复合顶板总体强度低、差异大、岩层问 粘结力弱，掘进初期应力释放急剧、围岩变形大，巷 道顶板较大范围内易离层下沉，低位岩层破坏严重。 巷道顶板两顶角处应力高度集中，剪切破坏严重，肩 窝处锚杆工作载荷平均值高出其它锚杆２３ 左右。 巷道顶板泥岩受风化、泥化有长期流变性。 ３ ７ １ｌ ｌ５ １９ ２３ ２７ ３１ ２）针对高位复合顶板围岩特性与破坏特征，稳 定控制该类巷道对策为：及时加固围岩，加大锚固范 围，加挂钢带及金属网提高低位岩层的支护刚度，布 时间／ｄ 图４锚杆工作载荷与时间变化曲线 锚杆载荷增至５５ ｋＮ，３０ ｄ增大到６１ ｋＮ，之后趋 置斜拉锚杆和锚索提高巷道顶角部强度，保持巷道 支护体的整体稳定性。 ３）高位复合顶板巷道耦合控制技术，应用于该 煤矿综采工作面等多条巷道，支护参数得到优化，实 测结果表明，该类复合顶板得到稳定控制，并且有３ 个区已实现安全回采，取得了较好的应用效果。 缓。表明围岩应力在前一周为高峰期，一个月后减 缓，巷道趋于稳定。回采期间，顶板与左帮（靠近回 采面）锚杆受采动影响明显，顶板锚杆平均载荷增至 ３７．５ ｋＮ，左帮增至６４．３ ｋＮ，提高１３ ～１７ ，加 强超前支护，巷道稳定。 参考文献： ［１］王金华．全煤巷道锚杆锚索联合支护机理与效果分析［Ｊ］．煤炭学报，２０１２，３７（ｉ）：Ｉ－７ Ｅｅｌ侯朝炯，勾攀峰．巷道锚杆支护围岩强度强化机理研究口］．岩石力学与工程学报，２０００，１９（３）：３４２—３４５． ［３］康红普，林健，吴拥政．全断面高预应力强力锚索支护技术及其在动压巷道中的应用［Ｊ］．煤炭学报，２００９，３４（９）：１ｌ５３ １ｌ５９． ［４］杨峰，王连国，贺安民，等．复合顶板的破坏机理与锚杆支护技术［Ｊ］．采矿与安全工程学报，２００８，２５（３）：２８６—２８９． Ｅｓ］张开智，夏均民，蒋金泉．软岩锚杆强壳体支护结构及合理参数研究ＥＪ］．岩石力学与工程学报，２００４，２３（４）：６６８—６７２． ［６］唐春安，王述红，傅宇芳．岩石破裂过程数值试验ＥＭ］．北京：科学出版社，２００３． ［７］Ｋｉｍ Ｎ Ｋ，Ｐａｒｋ Ｊ Ｓ，Ｋｉｍ Ｓ Ｋ．Ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ ｏｆ ｇｒｏｕｎｄ ａｎｃｈｏｒｓ．Ｃｏｍｐｕｔｅｒｓ ａｎｄ Ｇｅｏｔｅｃｈｎｉｃｓ，２００７，３４（６）：４９８ ５０７． ［８３刘泉声，张伟，卢兴利，等．断层破碎带大断面巷道的安全监控与稳定性分析ｒＪ］．岩石力学与工程学报，２０１０，２９（Ｉｏ）：１９９４［９６２ Ｓｔｕｄｙ ｏｎ Ｂｏｌｔ ａｎｄ Ｃａｂｌｅ Ｃｏｕｐｌｉｎｇ Ｓｕｐｐｏｒｔ ｏｆ Ｈｉｇｈ Ｃｏｍｐｏｕｎｄ Ｒｏｏｆ ＳＵ Ｘｕｅｇｕｉ，ＬＩ Ｈａｏｃｈｕｎ，ＬＩ Ｙａｎｂｉｎ，ＹＡＮＧ Ｙｏｎｇｋａｎｇ （Ｃｏｌｌｅｇｅ ｏｙ Ｍｉｎｉｎｇ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ ｏｙ丁ＵＴ．Ｔａｉｙｕａｎ ０３００２４．Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｅｘｔｒａ—ｔｈｉｃｋ ｃｏｍｐｏｕｎｄ ｒｏｏｆ ｈａｓ ｓｏｍｅ ｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓｔｉｃｓ ｓｕｃｈ ａｓ ｔｈｅ ｓｔｒｅｎｇｔｈ ｏｆ ｓｕｒ— ｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ｉｓ ｌｏｗ ａｎｄ ｈａｓ ａ ｌａｒｇｅ ｄｉｆｆｅｒｅｎｃｅ，ｔｈｅ ｉｎｔｅｒｌａｙｅｒ ｂｏｎｄｉｎｇ ｉｓ ｗｅａｋ ａｎｄ ｅａｓｙ ｔｏ ｂｅｄ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ａｎｄ ｃａｖｉｎｇ．Ｃｏｍｂｉｎｅｄ ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｉｎｓｔａｎｃｅ ｏｆ ４３０３ ｆａｃｅ ｔｕｎｎｅ１ Ｏｆ Ｌｉｓｈｉ Ｍｉｎｅ，ａｎｄ ｏｎ ｔｈｅ ｂａｓｉｓ ｏｆ ｔｈｅ ａｎａｌｙｓｉｓ ｏｆ ｔｈｅ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ Ｓ ｆｅａｔｕｒｅｓ ｉｎ ｔｈｅ １ａｂｏｒａｔｏｒｙ，ＦＩ ＡＣ ３Ｄ ｗａｓ ｕｓｅｄ ｔｏ ｔａｋｅ ｔｈｅ ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｃａｌｃｕｌａｔｉｏｎ ｏｆ ｔｈｅ ｆａｉｌｕｒｅ ｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓｔｉｃｓ ａｎｄ ｂｏｌｔ ａｎｄ ｃａｂｌｅ ｃｏｕｐｌｉｎｇ ｒｅｉｎｆｏｒｃｅ— ｍｅｎｔ ｍｅｃｈａｎｉｓｍ ｏｆ ｔｈａｔ ｋｉｎｄｓ ｏｆ ｔｕｎｎｅ１ ｒｏｏｆ．Ｔｈｅ ｔｅｓｔ ａｎａｌｙｓｉｓ ｏｆ ｔｈｅ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ｏｆ ｔｈｅ ｓｕｒ— ｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ａｎｄ ｂｏｌｔ’ｓ（ｃａｂｌｅ’ｓ）ｗｏｒｋｉｎｇ ｌｏａｄ ｉｎ ｔｕｎｎｅｌ ｗａｓ ｃｏｎｄｕｃｔｅｄ．Ｔｈｅ ｒｅｓｕｌｔｓ ｓｈｏｗ ｔｈａｔ ｔｈｅ ｅｆｆｅｃｔｉｖｅ ｃｏｎｔｒｏｌ ｏｆ ｔｈａｔ ｋｉｎｄ ｏｆ ｔｕｎｎｅｌ ｒｏｏｆ ｗａｓ ｒｅａｌｉｚｅｄ ｂｙ ｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇ ｔｈｅ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ｉｎ ｔｉｍｅ，ｕｓｉｎｇ ｃａｂｌｅ ｔｏ ｉｎｃｒｅａｓｅ ｔｈｅ ａｎｃｈｏｒｉｎｇ ｒａｎｇｅ，ｕｓｉｎｇ ｓｔｅｅｌ ｓｔｒｉｐ ｎｅｔｗｏｒｋ ｔｏ ｉｍｐｒｏｖｅ ｔｈｅ ｌｏｗ ｐｏｓｉｔｉｏｎ ｒｏｃｋ’Ｓ ｓｕｐｐｏｒｔ ｓｔｉｆｆｎｅｓｓ。ａｎｄ ａｒｒａｎｇｉｎｇ ｓｔａｙｅｄ ａｎｃｈｏｒ ｃａｂｌｅ ａｎｄ ｂｅｖｅｌ ｂｏｌｔ ｔｏ ａｄｖａｎｃｅ ｔｈｅ ｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅ ｓｔｒｅｎｇｔｈ ｏｆ ｔｈｅ ｔｕｎｎｅｌ Ｓ ｔｏｐ ｃｏｒｎｅｒ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ：ｃｏｍｐｏｕｎｄ ｒｏｏｆ；ｐｒｅｓｔｒｅｓｓｅｄ ａｎｃｈｏｒ ｃａｂｌｅ；ｔｕｎｎｅｌ ｓｕｐｐｏｒｔ （编辑：张爱绒）