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1、煤矿巷道层状顶板的安全控制理论 l技术背景 l冒顶现象及原因 l离层控制理论 l支护基本原理 Date 1 l与其它岩土工程相比，煤矿顶板控制及巷道支 护更困难 u 围岩赋存不均质：巷道必须布置在煤层中，两帮为煤体，顶 底板为软弱的层状岩体； u 围岩条件变化频繁：同一煤层不同块段、同一块段不同位置 顶板赋存条件往往都有区别；地质构造出现频度大，尚难以 高精度预测； u 围岩强度低: 围岩松软破碎，单轴抗压强度小于20MPa； u 原岩应力大: 埋藏深，原岩应力大；地质构造产生的附加水平 应力强烈； u 动压影响强烈：受强烈的采动影响，应力提高35倍； u 存在大量特殊的安全技术问题: 瓦斯、
2、煤尘、煤体自燃发火、 地下水、构造等灾害严重。 Date 2 煤矿顶板类别及划分 煤矿、类顶板煤巷控制技术属于国际性难题 u国内外、 类顶板控制技术已经成熟 u 基本思想是建立支护构件（锚杆）和顶板坚硬岩层之间的联系； u 美、澳煤层条件类似于我国、 类，全部采用锚杆支护技术； u 我国“九五”攻关形成了高强螺纹钢树脂锚杆成套技术，正在推广。 u、类顶板(极易离层破碎型)控制难度极大 u 现有控制技术不能及时对顶板起作用，不能有效控制冒顶； u 现有控制技术不适应采动影响，支护结构易失稳； u 控制理论建立在依赖坚硬岩层的基础上，不适应厚层松散破碎顶板条件 。 Date 3 u 顶板结构复杂，
3、松散破碎层一 般超过68m； u 结构稳定性差，空顶自稳时间 十几分钟，随掘随冒； u 采深大，水平构造应力对岩层 弱面的破坏作用显著，层间错 动和离层矿压显现强烈； u 地下水和瓦斯赋存进一步消弱 围岩强度和稳定性； u 采用U型钢可缩支架支护时有 效断面最小只有1.0m2 。 两淮矿区煤层顶板典型综合柱状图 示例：两淮矿区煤炭资源量约800亿吨，其中80%煤层为 极易离层破碎型顶板，属于典型的、类顶板条件 Date 4 首先研究煤层顶板赋存特征及与技术难点 u顶板46m范围内通常没有坚硬岩层，这一依赖坚硬 岩层的顶板控制思想受到限制； u通常巷道只能采用棚式支护形式，但高密度重型金 属支架
4、的强度根本不能满足、类巷道强烈的矿压显 现； u国内外一致认为，随采深加大煤矿地下开采只有发 展锚杆类支护。 如何在没有坚硬岩层的厚层松软顶板条件下应用 锚杆支护技术，保证顶板的稳定性，实现顶板的 安全控制是、类顶板支护的技术难点和关键 所在。 Date 5 复杂条件煤巷使用锚杆支护存在的现象 l锚杆使用密度很大，但支护效果很不理想 变形量大：10002000mm以上 采动状态下变形失控 l不能有效控制顶板离层，恶性冒顶事故时有发生 冒顶率：万分之三五 事故率：五万十万分之一 金属支架类被动支护使用抬头 二、顶板失稳规律 Date 6 1.冒顶原因分析 l1)松散变形的持续发展 大部分软弱煤层
5、巷道在锚杆支护起作用前，都有100 200 mm的围岩变形量 l2)锚杆支护的承载状态不好，工作载荷很低 锚杆实际工作载荷可分三种情况： l安装时没有初锚力，工作载荷始终为零； l安装时初锚力很小，低于15 kN，工作载荷 增长缓慢，稳定段载荷值较低； l安装时提供超过20kN的预紧力，工作载荷增 长快，稳定段载荷值高。 Date 7 1.冒顶原因分析 3)大变形后锚固力衰减，锚固失效 端锚时在围岩变形量达到100 mm时即开始失 效，全长锚固时锚杆的可靠性虽大大提高，但 围岩变形达到200300 mm时锚固力也开始降低 ，达到500 mm时即完全丧失。 4) 四周的不协调变形，结构性失稳 D
6、ate 8 1）通过综合研究发现此类顶板岩体具有两种垮冒型 式 u松脱型垮冒：垮冒范围一般在0.51.5m内，负荷1525 kN/m2 。 松脱型垮冒 2.2.冒顶的类别划分冒顶的类别划分 Date 9 u挤压型垮冒： 在水平应力和自重应力双重作用下， 薄层状岩体发生弯曲变形，导致弱面离层，变形持续发 展，渐次向上垮冒。 挤压型垮冒 Date 10 顶板的稳定性取决于锚固区内外的离层状况 u 锚固区内离层：松脱型垮冒得不到控制，锚固区 产生裂隙，锚固强度衰减，进而导致锚固区整体稳定 性的削弱或破坏； l附件强度低、整体性差 l预拉力偏小 u 锚固区外离层：锚固区的完整性较好，但整体变 形过大，
7、不能阻止外层岩体的渐进破坏，导致外层弱 面离层。锚固区外离层的持续发展将导致锚固区整体 垮冒。 l锚固层的厚度偏小 l预拉力偏小 3. 3. 相应地存在两种支护失稳形式相应地存在两种支护失稳形式 Date 11 锚杆的支护效能取决于实际工作状态 锚杆载荷实测曲 线 Date 12 1.首先对顶板赋存结构开展精密探测 0.5m处顶板裂缝 1.18m处顶板离层 岩层错位情况 完整岩体状态 岩层钻孔探测仪 光导纤维钻孔窥视仪 三、三、 顶板离层控制理论顶板离层控制理论 Date 13 测点位置 重力场主应力大小 垂直水平y maxmin 潘三1542(3)运输巷172.111.8912.951.24
8、4 潘三1452(3)运输巷17.634.148.0313.5025.352 谢桥1151(3)运输巷16.655.8511.19611.046.439 淮南矿区水平应力是垂直应力的1.11.7倍 Date 14 (a) 1205步时 (b) 1210步时 (c)1220步时 (d) 1230步时 (e) 1260 步时 (f) 1280 步时 (g) 1300步时 (h) 1350步时 (i) 1400步时 (j) 1500步时 (k) 1600步时 (l) 1700步时 (m) 1900步时 (n) 2100步时 (o) 3500步时 2.对顶板渐进破坏过程进行数值模拟研究 Date 15
9、 四、顶板安全控制基本原理 1)控制围岩弱化区的发展，消除松散变形 提供的高张拉力不仅完全克服了松动岩体的自重，并将该部岩体 和更上部挤压在一起，阻止了围岩的进一步松动，消除岩体松散变形。 2)改善锚杆受力状况，提高锚杆的支护能效 式中：s为巷道变形量，单位，mm；F(s)为锚杆的工作载荷，单位， kN假设，F0为设计工作载荷，S0为巷道允许变形量，则设计支护效能 W0= F0* S0 一种支护是否起作用，其状态是否合理则可以采用能效系数(C) 描述，C=W/ W0，高预拉力支护C值可达到0.7-0.9，初锚力较低的普通锚 杆支护C值仅为0.2-0.3 Date 16 顶板安全控制基本原理 3
10、) 消弱水平应力对顶板的破坏作用 在富含软弱夹层的薄层状顶板中，由于弱面和夹层强 度很低，自重应力就可导致破坏，表现为随掘随冒，高地 应力区的强水平应力必然作用于更大范围内顶板岩层，产 生剪切破坏，诱发顶板离层。 加锚裂隙岩体的研究表明，锚杆的强度和对裂隙面产 生的径向作用力可以极大的提高裂隙弱面的强度，增加锚 杆布置密度、提高锚固力，可以有效地提高锚固体的E、C 、值，提高锚固体的强度和残余强度，从而在根本上改善 裂隙岩体的承载性能，促使巷道顶板由不稳定向稳定转化 。 Date 17 顶板安全控制基本原理 4) 形成预应力承载结构 高强预应力支护改善顶板的应力状态，消除顶板中部 的拉应力区，
11、同时减弱两个顶角的剪切应力集中程度。通 过强化顶板弱面，消除拉伸破坏，控制围岩弱化区的发展 ，使锚固区载荷趋于均匀并实现连续传递，从而形成预应 力承载结构。当关键层距离巷道顶板较近时可以按关键岩 梁结构模型分析，当关键层距离巷道顶板较远时可按顶板 松散煤岩体的强化承载拱结构模型分析。 Date 18 稳定顶板的楔形锚固结构 u提高支护效能，及 时主动有效加固顶板 ，消除松脱型冒顶 u增大锚固范围，消 弱层状顶板沿弱面的 渐次离层和垮冒 u建立“楔形”的强化 承载结构，防止锚固 区外离层和挤压型冒 顶 巷道层状顶板的离层控制原理图 Date 19 国内外煤矿支护状况及对比 国外主要先进采矿国家煤矿支护条件与我国的、类煤巷 相近，支护技术水平相当，以高强树脂锚杆支护技术为主 u主导理论：悬吊理论（松散层较薄） u主流技术：高强螺纹钢树脂锚杆支护技术 悬吊理论 Date 20
