青年博士学术专栏

软弱破碎顶板巷道围岩变形机理及控制技术

孙广京1,2,王 平1,3,4,冯 涛1,余伟健1,尹中凯2,蒋运良5,刘 海5,李立新5

(1.湖南科技大学 资源环境与安全工程学院,湖南 湘潭 411201;2. 山东能源新汶矿业集团有限责任公司,山东 泰安 271200;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,湖南 湘潭 411201;4.湖南科技大学 煤矿安全开采技术湖南省重点实验室,湖南 湘潭 411201;5.广西百色百矿集团有限责任公司, 广西 百色 533000)

摘 要:针对软弱破碎顶板巷道支护困难的问题,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,但极不稳定,在扰动作用下表现为局部到整体的连锁失稳特征。现场取样进行试验,发现顶板破碎岩块强度低,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。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。进一步试验表明,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,在无侧限约束条件下则难以自稳。掺入一定水泥进行胶结后形成的弱胶结岩体,其稳定性和承载能力有明显提高。结合普氏自然平衡拱理论和“类双曲线”模型,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,发现软弱破碎顶板载荷呈指数形式增长,当帮部煤体不稳定时顶板载荷急剧增加,而底鼓是造成帮部失稳的重要因素。因此,提出了强力控制软弱破碎顶板,强化约束帮部煤体,加强隔水预防巷道底鼓的控制原理和“控顶先固帮,固帮先护底”的支护原则。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,经初步的现场工程实践,取得了较好的支护效果。

关键词:软弱破碎围岩;围岩变形;围岩控制;自稳平衡拱

0 引 言

在煤矿开采过程中,常遇到变形量大且极难稳定的软弱破碎围岩[1-2],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]。这些围岩在巷道开掘之前结构较为破碎,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]。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,造成巷道失稳[5-6]。软弱破碎围岩本身已不具备自稳能力,当巷道在此类围岩中掘出后,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,使其能够自稳,实现软弱破碎围岩的二次承载。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,并且在一定时间内能够保持围岩自身的稳定。再次获得承载能力的岩体称为二次承载岩体。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]。针对软弱破碎围岩,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]。锚网喷支护可以及时封闭围岩表面,提供一定的侧向约束,改善围岩受力状态[15-16]。锚网注支护在围岩内部进行胶结强化,提高围岩自身的力学性能[17-19]。同时,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,从而可实现软弱破碎围岩的稳定。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,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,以期为实现软弱破碎顶板巷道围岩控制提供依据。

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,地质条件简单,为单斜构造,位于一水平运输大巷东北侧,东边靠近二号断层,北边为5302工作面采空区,南边为未采区。工作面走向长度520 m,可采长度380 m,倾斜长度140 m。煤层埋深131~175 m,平均可采厚度2.2 m,工作面范围内煤层走向西向东、倾向东,平均倾角7°左右。五煤三层是褐煤,由暗煤和亮煤组成,属于半暗型煤,颜色为黑色带褐色,沥青光泽,粉色是深棕色、块状,断口平整或参差状。煤层层理较明显,自然发火期为3个月,绝对瓦斯涌出量为0.54 m3/min,相对瓦斯涌出量为1.04 m3/t,属于低瓦斯矿井。五煤三层分为1~4层,夹矸多为炭页岩、炭泥岩、泥岩。煤层普氏系数1.6~2.2。5305工作面顶板为五煤二层采空区。五煤二层为普采工作面,全部垮落法管理顶板,回采至今已超过10年,从掘进时的探放水及揭露情况来看,采空区基本压实,不存在积水空间。煤层底板为炭质泥岩或泥岩,易底鼓,硬度低。

由于年代久远,上部采空区采掘参数及其顶底板岩层参数缺失。因此,在5305进风巷进行了8个点位的钻孔,6次钻孔成功,2次失败。根据钻孔记录情况结合现有的地质资料,间接推断五煤三层软弱破碎顶板巷道的顶底板情况见表1。

5305工作面回采巷道为梯形断面,净断面上宽为2.8 m,下宽为3.6 m,高为2.8 m,断面积8.96 m2。掘进断面上宽为3.0 m,下宽为3.8 m,高为3.0 m,断面积10.2 m2。临时支护:掘进工作面采用2根长6 m的ø80 mm水管做前探梁进行临时支护。永久支护:采用U25型钢梯形棚架进行永久支护,棚距0.8 m。采用板皮、竹片、锚网背顶背帮,但在无锚网的情况要加密板皮进行背顶,压力明显,棚架变形严重时及时补棚。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,如遇地质构造段,梁改用π型钢梁且加木板背顶,超前工作面煤壁10 m范围为双排柱,超前工作面11~20 m为单排柱,柱与柱间距1 m,排距0.8 m。

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0~1.14 煤屑层煤岩混合0.58~1.18 破碎岩层混合岩层5.29 ~5.74灰色,灰紫色的软弱破碎煤矸混合体,没有明显分界,厚度变化较大煤层(五煤三层)褐煤0.95黑色,半亮色,易碎底板直接底炭质泥岩0.30灰黑色,胶结性差,易破碎基本底泥岩1.50灰色,坚硬

1.1 巷道变形破坏特征

1)巷道掘出后,巷道顶板下沉明显,网兜严重,两帮及底板变形相对较小。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,具有一定的自稳能力。但是在巷道开挖后这种再生岩体失去约束,很快便松散、破碎,造成顶板下沉变形、网兜和漏顶,部分棚架顶梁弯曲。在此阶段,围岩中应力相对较低,软弱破碎顶板虽有部分松散,但能够形成自然平衡拱结构,梯形棚架、两帮煤体以及巷道底板能够保持暂时稳定。

2)工作面回采时,顶板严重下沉、两帮内挤、底鼓强烈,巷道全断面大变形。工作面回采扰动,使得软弱破碎顶板加速松散、破碎,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。底鼓和帮部破坏进一步加剧了软弱破碎顶板的松散破坏,使得作用于棚架上的载荷急剧增大,棚架失效,巷道变形失稳。

3)破坏顺序及过程:顶板下沉、两帮破坏、底板鼓出。巷道开挖改变围岩应力状态,容易造成软弱破碎顶板松动。若棚架支护阻力不足或支护不及时,顶板松动范围迅速扩大,棚架载荷进一步增大,棚架顶梁首先弯曲下沉,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,导致棚架破坏和巷道失稳。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。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。

综上,软弱破碎顶板巷道在一定时期内能够自稳。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。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。

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。现场采集岩样,经过点载荷试验发现,顶板岩块块度小,平均直径为57.2 mm。岩块平均点载荷强度为0.17 MPa,帮部煤块平均强度为0.2 MPa,底板岩块平均强度为0.12 MPa。

2)帮部煤体裂隙发育。采用JS-6380电镜扫描仪对帮部煤块结构进行扫描,发现煤块内部节理裂隙发育,在较高的应力作用下容易发生脆性破坏,造成帮部失稳,从而造成巷道顶板跨度增大。

3)底板泥化、软化严重。将顶、底板岩块和煤块浸入自来水中进行水解,发现顶板岩块浸水后,水变浑浊,在一定时间内能够保持固定形态。帮部煤块浸水后有大量气泡冒出,水清澈,始终能保持固定形态。底板岩块浸水后迅速泥化,无固定形态。

综上,州景煤矿5305工作面回采巷道为软弱破碎顶板巷道,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,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。

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,主要体现在如下4个方面。

1)U型钢梯形棚架,架型不合理。州景煤矿再生顶板巷道断面设计为梯形,采用U型钢梯形架棚进行永久支护,棚架顶梁长2.8 m,跨度大,抗弯能力小。软弱破碎顶板近似于均布载荷作用于顶梁,顶梁中部产生较大弯矩,使得顶梁弯曲下沉,加之顶板非均匀下沉造成部分顶梁扭曲甚至折断,不能充分发挥棚架的支撑能力。

2)棚架被动接顶,控顶效果差。巷道掘出后,棚架与顶板之间采用板皮、竹片、锚网背顶,没有采用锚杆或锚索进行主动支护,靠软弱破碎顶板自重压实接顶。护表能力不足以及被动接顶,给顶板提供了较大的变形空间,没有形成主动支护,致使软弱破碎顶板松散、破碎范围增大,棚架承受的载荷增大。

3)棚架架间联结较弱,支护缺乏整体性。仅在距掘进工作面10 m范围采用ø25 mm水管连接棚架,棚架间没有形成整体支撑结构,导致巷道局部变形较大,引起单个棚架到多个棚架的扭曲或折断,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。

4)支撑系统可缩性差,围岩不均匀变形。棚架棚腿由2根U型钢通过2个包箍搭接而成,当应力较大时,可错动收缩,达到棚架与围岩协同变形以及回收棚架之目的。然而,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,部分棚腿鼓,而棚腿搭接处基本没有发生错动。

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,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,如图1所示。

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,采用RMT-150C岩石力学试验系统进行压缩试验。大粒径试验组粒径为:10~20、20~30、30~40 mm。小粒径试验组粒径为:<1.0、1.0~2.5、2.5~5.0、5.0~10.0 mm。大粒径试验组在钢桶中进行压缩,小粒径试验组在小尺寸的压缩器中进行压缩。粗颗粒采用力控制加载,加载速度为5 kN/s,加载至500 kN。小颗粒采用行程控制,加载速度为0.05 mm/s,加载至30 mm。

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]。在受压二次破碎阶段,岩样通过大颗粒结构调整和小颗粒运移充填逐渐被压实。在固结二次成岩阶段,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],如图1c所示。压实后,采用钢钉进行侵入发现此时的软弱破碎岩体较为坚硬,钢钉侵入困难,钢钉侵入后也很难拔出。因此,在有侧向约束条件下,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。

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,只是岩样二次破碎阶段较短、固结二次成岩较快。但是,当去掉侧向约束后,细粒径破碎岩样不能保持较为完整的固定形态,如图1e所示。因此,在无侧向约束时,该破碎岩样压实后结构不稳定,不具备自稳能力。说明侧向约束可有效改善软弱破碎岩体的稳定性,对于工程破碎围岩,常通过增加主动支护力来提高对破碎围岩的侧向约束。

为测试软弱破碎岩体的力学特性,提高试件的成型效果,在细粒径岩样中掺入不同含量的水和水泥,在轴压为2 kN条件下制作软弱破碎岩体试件,进行力学特性测试,如图2所示。结果表明,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,不掺入水泥的试件无论含水率和压实应力多大,在没有围压条件下均无法测得其抗压强度。说明增加胶结介质可以有效改善软弱破碎岩体岩性,在工程中通常采用注浆胶结来改善围岩岩性。

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。同时,由于该煤层具有自燃倾向,现场采用了喷浆封闭围岩的措施。因此,通过对不同粒径破碎岩样表面进行灌浆,制作150 mm×150 mm×150 mm的立方体试件,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],结果如图3所示。

图3 表面灌浆胶结岩体强度特征

Fig.3 Strength characteristics of surface cemented rock mass

可以看出,破碎岩样表面胶结后形成的软弱破碎岩体具有一定的承载能力,但承载能力较低。对于同一种破碎岩样,粒径越大、强度越高,在有侧限压缩时的二次承载能力越高。

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,顶板围岩极易破碎,满足普氏拱理论假设和松散层“类双曲线”理论模型。因此,建立了软弱破碎顶板围岩的“抛物线-半双曲线”力学模型[21],如图4所示。

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,围岩应力状态改变,顶板围岩松散、破碎,并逐渐扩展。上部边界以“抛物线”形式扩展,左右边界以“半双曲线”延伸,到一定程度后软弱破碎顶板趋于平衡,形成自然平衡拱结构。顶板松动围岩的重力是棚架承受的主要载荷。受应力扰动影响,加之巷道两帮煤体脆性破坏和底板鼓出变形,使得软弱破碎顶板原有的自然平衡拱逐渐失稳、塌落,围岩松动范围继续扩张,在围岩更深处再次形成自然平衡拱。每一次原有平衡拱的失稳,都会在更深处形成范围更大的平衡拱。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。

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,自然平衡拱的稳定受多种因素影响。其中,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。因此,如果帮部煤体下沉或脆性破坏,则平衡拱跨度变大,当巷道跨度超过一定值后,便不能形成自然平衡拱。因此,控制帮部煤体的稳定是再生顶板围岩稳定的重要保证,同时,帮部煤体的变形与巷道底板稳定性直接相关。因此,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,固帮先护底”。总体控制原理为:强力控制软弱破碎顶板的松动、破碎,有效约束帮部煤体下沉和肩角处脆性破坏,提前预防巷道底板泥岩软化鼓出。具体做到如下3点。

1)疏干、排水保护软弱底板。州景煤矿5305工作面回采巷道底板以炭质泥岩和泥岩为主,遇水严重泥化、软化,并向巷道内鼓出。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。软弱回采巷道底鼓控制,在技术上钻孔困难,在经济上成本不宜过高,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。州景煤矿5305回采巷道不存在大量淋水段,仅局部有少量淋水,且短时间内随即消失。因此,当遇到有淋水时及时进行疏干,隔绝底板与水接触,可有效限制底板泥岩鼓出。

2)强化支撑固定帮部煤体。通过位移变分法对帮部煤体变形破坏规律进行分析。结果表明,帮部煤体最危险的区域是梯形巷道的肩角处。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。同时,帮部煤体裂隙发育,在没有表面支撑条件下容易发生脆性破坏。因此,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,控制帮部煤体的破坏,从而维护软弱破碎顶板巷道平衡拱的稳定。

3)强约束、强胶结控制顶板围岩。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。遏制平衡拱边界的非稳态扩展,充分发挥围岩的自承载能力,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。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。强约束给顶板围岩提供围压,同时,限制软弱破碎顶板围岩快速、非均匀的下沉变形,使支护棚架受力均匀,减少扭曲破坏。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,使松散围岩胶结成大块岩体,防止局部漏顶破坏,全面提高软弱破碎顶板的整体性和稳定性。

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,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,该技术的支护机制为:①双层金属网密集护顶,减小网兜和局部漏顶,保证软弱破碎顶板结构的完整性,控制大范围松散、破碎。②研发“囧”形棚架,改善棚架支撑能力、整体性和可缩性。提高棚架双向支撑能力,增加棚架顶梁抗弯刚度和提高棚腿横向支撑刚度。在纵向上减小顶梁跨度,在横向上支撑棚腿,尤其是棚腿肩角处提高棚腿刚度,兼具“固帮”和“控顶”的作用。③棚架预支撑,通过千斤顶给棚架顶梁一定的预支撑力,维护软弱破碎顶板的整体结构,改棚架被动支撑为主动支撑。④架间可缩性连接,形成整体支撑体系,防止棚架倾倒和不均匀变形。⑤软弱破碎顶板巷道浅表喷浆,改善浅表围岩力学特性,形成胶结程度更好、强度更高的巷道顶板。⑥封堵、疏干巷道淋水,限制底鼓。

在州景煤矿5305回风巷进行了50 m新支护方案的试验,该试验段距离工作面开切眼200 m。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,巷道掘进60 d后的变形情况如图5所示。

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。

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,具有自稳平衡拱结构,但极不稳定,在扰动作用下表现出局部到整体的连锁失稳特征。

2)通过调研和试验发现,软弱破碎顶板巷道失稳的主要原因是:破碎岩块强度低,帮部煤块裂隙发育、底板泥岩软弱是主要原因。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。

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,在无侧限约束条件下难以自稳。在掺入一定胶结介质后,其稳定性和承载能力有显著提高,且破碎岩块粒径越大,承载能力越高。

4)结合普氏拱理论和“类双曲线”模型,构建了软弱破碎顶板“抛物线-类双曲线”边界扩张模型。经计算,发现棚架上的载荷随着平衡拱的失稳而急剧增加,

5)针对软弱破碎顶板巷道提出了强力控制软弱破碎顶板,加强约束帮部煤体,提前预防巷道底鼓的控制原理和“控顶先固帮,固帮先护底”的支护原则。

6)结合现场实际情况,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,经初步的现场工程实践,取得了较好的支护效果。

参考文献(References):

[1] 余伟健,吴根水,安百富,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, 2019, 36(1):107-115.

YU Weijian, WU Genshui, AN Baifu, et al. Large deformation characteristics and stability control of roadway with fractured rock mass [J]. Journal of Mining & Safety Engineering, 2019, 36(1):107-115.

[2] LIU W,GUO Z, HOU J, et al. Research and application of support technology for re-mining roadway in goaf under regenerated roof in thick coal seam[J]. Geotechnical and Geological Engineering, 2019,37:4327-4335.

[3] 余伟健,吴根水,刘 海,等.薄煤层开采软弱煤岩体巷道变形特征与稳定控制[J].煤炭学报,2018,43(10):2668-2678.

YU Weijian, WU Genshui, LIU Hai, et al. Deformation characteristics and stability control of soft coal-rock mining roadway in thin coal seam[J].Journal of China Coal Society,2018,43(10):2668-2678.

[4] 吴景明.特殊再生顶板下近距离煤层开采防灭火技术[J]. 煤炭科学技术,2018,46(S2):114-117.

WU Jingming. Technology of fire prevention for contiguous seams mining under special regenerated roof condition [J]. Coal Science and Technology, 2018, 46(S2):114-117.

[5] MA W, WANG T. Instability mechanism and control countermeasure of a cataclastic roadway regenerated roof in the extraction of the remaining mineral resources:a case study [J]. Rock Mechanics and Rock Engineering, 2019,52:2437-2457.

[6] DING K, GU S, GUO J, et al. Numerical investigation on factors affecting stability of roadway surrounding rock with fractured roof[J]. Geotechnical and Geological Engineering, 2019, 37(4):2373-2385.

[7] 何 峰,王振伟,于 洋,等.复采巷道过破碎顶板区钢梁支护研究[J].煤炭科学技术,2019,47(7):115-120.

HE Feng, WANG Zhenwei, YU Yang, et al. Research on steel beam support in fractured roof area of re-mining roadway [J]. Coal Science and Technology,2019,47(7):115-120.

[8] 刘洪涛,李家全.深部巷道锚网喷注协调支护时效性研究[J].煤炭学报,2015,40(10):2347-2354.

Liu Hongtao,Li Jiaquan.Research on timeliness of coordination support of bolting-mesh-shotcreting- grouting in deep roadway[J].Journal of China Coal Society,2015,40(10):2347-2354.

[9] 尚 峰.锚网喷联合注浆加固技术在大坪矿井底车场的应用[J]. 煤炭科学技术,2018,46(S2):34-38.

SHANG Feng. Application of anchor net spray combined grouting reinforcement technology in the bottom yard of Daping Mine [J]. Coal Science and Technology, 2018,46(S2):34-38.

[10] 潘 锐,王 琦,王 雷,等.深井巷道锚注补强力学效应及支护参数研究[J].采矿与安全工程学报,2018,35(2):267-275.

PAN Rui, WANG Qi, WANG Lei,et al. Research on mechanical effect and parameters of bolt-grouting reinforcement for deep roadway [J]. Journal of Mining & Safety Engineering,2018,35(2):267-275.

[11] 徐佑林,张 辉.动压影响下的软岩巷道加固治理技术研究[J].煤炭科学技术,2018,48(1): 68-73.

XU Youlin, ZHANG Hui. Research on reinforcement and treatment technology for soft rock roadway under dynamic pressure [J]. Coal Science and Technology,2018,46(1): 68-73.

[12] 谢生荣,郜明明,陈冬冬,等.大巷穿采空区时锚网喷与组合框架联合支护技术[J]. 采矿与安全工程学报,2017,34(4):698-706.

XIE Shengrong, GAO Mingming, CHEN Dongdong, et al. The combined support technology of bolt-mesh-shotcrete and composite frame during main roadway crossing goaf [J]. Journal of Mining & Safety Engineering,2017,34(4):698-706.

[13] 贾宝新,温学伟,陈 浩,等.强膨胀软岩巷道锚网喷架联合支护技术研究[J].安全与环境学报,2017,17(3):917-922.

JIA Baoxin, WEN Xuewei, CHEN Hao, et al. Technical engineering approach to the anchor net spray frame composite support for the strong swelling soft rock roadway [J]. Journal of Safety and Envirnment ,2017,17(3):917-922.

[14] 周维垣,杨若琼,剡公瑞. 二滩拱坝坝基弱风化岩体灌浆加固效果研究[J]. 岩石力学与工程学报,1993,12(2):138-150.

ZHOU Weiyuan,YANG Ruoqiong,YAN Gongrui. Study on the efficacy of grouting reinforcement of slightly weathered rock masses at the Ertan arch dam abutments[J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering, 1993,12(2):138-150.

[15] 杨米加, 张 农. 破裂岩体注浆加固后本构模型的研究[J].金属矿山, 1998,27(5): 11-14.

YANG Mijia, ZHANG Nong. Study on the intrinsic model of broken rockmass after grouting reinforcement[J]. Metal Mine, 1998,27(5): 11-14.

[16] 张 农,侯朝炯,陈庆敏,等. 岩石破坏后的注浆固结体的力学性能[J].岩土力学, 1998, 19(3): 50-53.

ZHANG Nong, HOU Chaojiong, CHEN Qingmin, et al. Mehanical properties of broken rock after grouting reinforcement[J]. Rock and Soil Mechanics, 1998,19(3):50-53.

[17] SALIMIAN M H, BAGHBANAN A, HASHEMOLHOSSEINI H, et al. Effect of grouting on shear behavior of rock joint [J]. International Journal of Rock Mechanics & Mining Sciences,2017,98:159-166.

[18] 王 平,余伟健,冯 涛,等.软弱破碎围岩压实-固结二次成岩机制试验研究[J].岩石力学与工程学报,2018,37(8):1884-1895.

WANG Ping,YU Weijian, FENG Tao, et al. Experimental study on second diagenesis by compaction and consolidation of soft and broken rock[J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2018,37(8):1884-1895.

[19] 王 平, 朱永建, 余伟健,等. 软弱破碎围岩分次压实力学特性试验分析[J].岩土力学, 2019, 40(7):2703-2712.

WABNG Ping, ZHU Yongjian, YU Weijian, et al. Experimental analysis on fractional compaction mechanical characteristics of soft and broken rock[J]. Rock and Soil Mechanics, 2019, 40(7):2703-2712.

[20] 黄 钟,冯 涛,王 平,等.再生顶板破碎岩石胶结体力学特性实验[J].湖南文理学院学报:自然科学版, 2019, 31(2):67-73.

HUANG Zhong, FENG Tao, WANG Ping, et al. Experimental study on mechanical properties of broken rock cementation body in regenerated roof [J]. Journal of Hunan University of Arts and Science:Science and Technology,2019, 31(2):67-73.

[21] 王 平,冯 涛,蒋运良,等. 软弱再生顶板巷道围岩失稳机理及其控制原理与技术[J]. 煤炭学报,2019,44(10):2953-2965.

WANG Ping, FENG Tao, JIANG Yunliang, et al. Control principle and technology and instability mechanism of surrounding rock in weak regenerated roof [J]. Journal of China Coal Society, 2019, 44(10):2953-2965.

Deformation mechanism and control technology of surrounding rock in soft and broken roof roadway

SUN Guangjing1,2,WANG Ping1,3,4,FENG Tao1,YU Weijian1,YIN Zhongkai2,JIANG Yunliang5, LIU Hai5,LI Lixin5

(1.School of Resource & Environment and Safety EngineeringHunan University of Science and TechnologyXiangtan 411201,China;2.Shandong Energy Xinwen Mining Group Co., Ltd., Taian 271200,China; 3.Work Safety KeyLab on Prevention and Control of Gas and Roof Disasters for Southern Goal Mines,Hunan University of Science and Technology, Xiangtan 411201,China;4.Hunan Provincial Key Laboratory of Safe Mining Techniques of Coal MinesHunan University of Science and TechnologyXiangtan 411201,China;5.Guangxi Baise Mining Bureau Co., Ltd.,Baise 533000,China)

Abstract:In view of the difficulty of supporting the roadway with weak and broken roof, it is found, through field investigation and borehole exploration, that the surrounding rock of weak broken roof roadway has a self-stabilizing and balanced arch structure, but it is extremely unstable. On-site sampling and testing showed that the low strength of the roof rock block, fracture development of the coal block 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 scaffold, poor roof connection, lack of integrity of the support, 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 roadway has higher bearing capacity after compaction under lateral restraint conditions, and it is difficult to self-stabilize without lateral restraint 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 Pushl's natural equilibrium arch theory and the "analogous hyperbola" model, 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 unstable, the roof is unstable. The load increased exponentially. The load on the top plate increases sharply during stabilization, and the floor heave is an important factor that causes the instability of the upper part.Therefore, it is proposed to strongly control the weak broken roof, strengthen the restraining of coal seamin the ribs, strengthen the control principle of preventing floorheave of the roadway and the supporting principle of "stabilizing solid ribs first for controlling the top, preventing the bottom first for stablizingsolid ribs". According to the actual situation of the No.5305 working face of Zhoujing coal mine, the combined control technology of "double-layer metal mesh + shotcrete + pre-supported truss scaffold + shrinkable longitudinal connector" was proposed. Through preliminary field engineering practice, good supporting effect has been achieved.

Key words:weak broken rock mass; surrounding rock deformation; surrounding rock control; self-stabilizing and balanced arch

中图分类号:TD353

文献标志码:A

文章编号:0253-2336(2020)05-0209-07

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孙广京,王 平,冯 涛,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,2020,48(5):209-215.doi:10.13199/j.cnki.cst.2020.05.029

SUN Guangjing,WANG Ping,FENG Tao,et al.Deformation mechanism and control technology of surrounding rock in soft and broken roof roadway[J].Coal Science and Technology,2020,48(5):209-215.doi:10.13199/j.cnki.cst.2020.05.029

收稿日期:2019-11-27

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(51804114,51774130,51974117);湖南科技大学博士后科研基金资助项目(E61803);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(1971—),男,山东广饶人,高级工程师,博士研究生。E-mail:xwsgj-711030@163.com

通讯作者:冯 涛(1957—),男,河北泊头人,教授,博士生导师,博士。E-mail:tfeng@hnust.edu.cn