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1、二次耦合支护技术在软岩巷道中的应用吴元峰【山东泰丰矿业(集团)，山东 新泰 271204】摘 要巷道二次耦合支护是软岩巷道支护新技术。文中阐述了巷道二次耦合支护原理、最佳二次组合支护时段的确定、组合支护设计要点。通过王家寨煤矿-510m南翼总回风巷的支护设计，介绍了软岩巷道的变形力学机制及其力学对策、初次耦合支护参数、二次耦合支护参数的确定方法。关键词二次耦合支护 原理 最佳支护时间和时段支护参数-引 言随着矿井开采深度的加大，生产矿井水平延深，巷道围岩表现出了一些软岩的性质，支护出现了一些新问题。一次支护很难使巷道的变形速度趋于稳定。在巷道周边，围岩应力在不同时段、不同部位的分布是不均匀的，
2、支护体往往首先在薄弱部位变形破坏，导致巷道失稳。二次耦合支护是一种非线性等强支护，利用最佳支护时段的原理进行围岩支护，能有效的减缓巷道薄弱部位的变形破坏量。1 工程概况根据区域开拓设计方案，为形成-510m水平南翼下组煤生产系统，满足-510m水平生产时的通风、行人、运输、管线敷设的需要，设计布置-510m水平南翼总回风巷。巷道设计长度1017m，断面为直墙半圆拱形，S荒=10.29 m2 ，S净=9.14 m2，净宽3.2m，净高3.0m。巷道服务年限同矿井服务年限。-510m水平南翼总回风巷揭露11煤层后，围岩条件开始弱化，表现出软岩特性，按原作业规程制定的支护方案施工1400余m，巷道后
3、方短期内即有较严重的矿压显现，巷道出现了变形。2 岩体结构-510m南翼总回风巷迎头掘进素描如图1所示。图1 -510m水平南翼总回风巷揭露11煤层巷道素描从掘进素描图可以看出，煤层眼角结构比较复杂，在1.6m左右的煤层厚度范围内，间夹着0.2m的硫磺结核和0.10.15m的棕褐色粘土岩。11煤顶板为豆青色粉砂岩，结构致密，平均抗压强度39.22MPa；底板为厚度30m左右深灰色粉砂岩，层理裂隙较发育，并伴有数层弱面出现，弱面间充填有厚度不均的粘土岩，极易风化潮解，发生蠕变。3 耦合支护特征根据软岩巷道围岩的变形破坏机理，软岩巷道实现耦合支护的基本特征在于巷道围岩与支护体在强度、刚度及结构上的
4、耦合，耦合支护特征如图2所示。图2 耦合支护的基本特征3.1 强度耦合由于软岩巷道围岩本身所具有的巨大的变形能，一味采取高强度的支护形式不可能阻止其围岩的变形，从而也就不能达到成功进行软岩巷道支护的目的。与硬岩不同的是，软岩进入塑性后，本身仍具有较强的承载能力，因此对于软岩巷道来讲，应在不破坏围岩本身承载强度的基础上，充分释放其围岩变形能，实现强度耦合，再实施支护。3.2 刚度耦合由于软岩巷道的破坏主要是变形不协调而引起的，因此支护体的刚度与围岩的刚度耦合，一方面支护体要具有充分的柔度，允许巷道围岩具有足够的变形空间，避免巷道围岩由于变形而引起的能量积聚；另一方面，支护体又要具有足够的刚度，将
5、巷道围岩控制在其允许变形范围之内，避免因过度变形而破坏围岩本身的承载强度。这样才能在围岩与支护体共同作用过程中，实现支护一体化、荷载均匀化。3.3 结构耦合对于围岩结构面产生的不连续变形，通过支护体对关键部位进行加强耦合支护（例如打锚索就属于关键部位的加强支护），限制其不连续变形，防止因个别部位的破坏引起整个支护体的失稳，达到成功支护的目的。3.4 最佳支护时间和最佳支护时段的概念最佳支护时间是指可以使以变形的形式转化的工程力与围岩自撑力之和（PR+PD）同时达到最大的支护时间，其意义如图3所示。图3表明，最佳支护时间就是（PR+PD）t曲线峰值点所对应的时间Ts。实践证明，该点与PDt曲线和
6、PRt曲线的交点所对应的时间基本相同。此时，支护使PD在优化意义上充分地达到最大，最佳支护时间点的确定，在工程实践中是难以办到的，所以提出了最佳支护时段概念，最佳支护时段的概念如图4所示。图3 最佳支护时间Ts的含义图4 最佳支护时段的含义其原理是既要使围岩变形能得到有效释放，围岩本身还具有一定强度，又要使初次支护能力得到充分发挥。当围岩放压曲线与支护系统让压曲线相交时，所对应的时间为最佳二次组合支护时间。此时，围岩放压在优化意义上达到了充分大，又保护了围岩强度，同时，支护体让压在优化意义上也达到了充分大。工程实践表明，该时间ts前后的A、B区是关键部位产生、发展的变形力学区段，对应的时间ts
7、1至ts2是最佳二次组合支护时段。4 锚网索耦合支护设计4.1 软岩类型判断由巷道埋深H=510m可推知，该巷道开挖部位所受的垂直自重应力为14.2MPa左右，集中应力水平最高可达到28.4MPa。通过现场工程破坏状况调查及理论分析，可以确定该岩层软化临界深度为500m左右，故该区已进入深部高应力状态。同时，从该区巷道掘进时暴露出的岩层观察，节理、裂隙十分发育，并伴有数层弱面出现，弱面间充填有厚度不均的粘土岩，极易风化潮解，发生蠕变，造成掘进支护困难。综合分析，可以确定该工程岩体为HJ(高应力-节理化)复合型软岩。4.2 变形力学机制及其力学对策设计通过现场工程地质调研和相邻矿井室内物理力学实
8、验研究，结合软岩工程力学理论分析，-510南翼总回11煤底板段巷道围岩变形力学机制为CABBC复合型变形力学机制，即具有微裂隙膨胀(C)、重力和残余构造应力扩容变形(AB)和软弱夹层-层理结构变形型(BC)的复合型变形机制。其中，每一变形力学机制所采取的力学对策为：C型，锚网耦合支护技术(复合托板)；AB型，断面优化；BC型，锚网索耦合支护技术及超前锚杆支护技术。4.3 断面优化设计通过不同断面形状巷道开挖后塑性区分布范围的数值模拟分析结果对比分析可以看出，直墙半圆拱形巷道开挖后的塑性区范围明显小于矩形、梯形巷道，因此应选择直墙半圆拱形为最佳断面形状，即保持现有巷道断面形状不变。4.4 耦合支
9、护参数设计初次耦合支护参数根据理论计算及数值模拟分析，确定了-510南翼总回11煤底板段巷道初次耦合支护参数。巷道断面形式为直墙半圆拱形，墙高1.4m，拱高1.6m，宽3.2m。锚杆为直径20mm、长2000mm高强螺纹钢筋，间排距均为1000mm，自巷道拱顶依次向两侧间隔1000mm布置，用CK2335和ZK2335型树脂锚固剂各一卷锚固，要求锚杆锚固力达到为100130kN。锚杆托板为复合托板，内为木托板，尺寸为15015025（mm）；外为方形金属托板，尺寸为1201208（mm），托板中间钻直径24mm的孔。金属网用直径5mm的钢丝制成，网格为50200（mm），规格为20001050
10、（mm），锚网用锚盘压紧，并用10#的铁丝双股联接牢固，逢格必联。钢筋梯采用直径12mm的钢筋焊接制成，规格为6000200（mm）。喷射混凝土材料配比为水泥砂子石子=12.51.5；速凝剂掺量为46%，二次喷射混凝土，初喷厚度为30mm，复喷厚度80100mm，复喷时间在锚、网、梯支护实施后进行，滞后初喷的距离控制在30m以内。二次耦合支护参数（1）关键部位确定根据数值模拟结果确定，关键部位即为巷道顶板产生剪应力集中的部位，顶板锚索支护的关键部位为顶板两肩部。（2）二次耦合支护时机确定研究表明，变形力学状态进入图4中A区时，支护体多产生鳞状剥落，变形力学状态进入B区时，伴随着片状剥落；进入C
11、区后，将产生块状崩落和结构失稳。因此，判别最佳支护时间（段）就是鳞、片状剥落的高应力腐蚀现象出现的时间。根据现场调查研究，张性、张扭性裂缝，宽度达到13mm，即已进入A区和B区，即进入耦合支护的时间；根据巷道表面位移观测，各点变形量达到设计余量的60%时，即进入二次耦合支护的时间。（3）二次耦合支护参数根据理论分析计算及数值模拟结果，可以确定二次耦合支护参数如下： 锚索锚索选用直径15.24mm的钢绞线，长度为6m，外露长度300mm。以巷道拱顶中心为基准，向两侧各1.2m布置1根锚索，即间距2.4m，垂直巷道顶板轮廓线布置；排距3m，布置在两排锚杆中间。采用树脂锚固剂卷端头锚固，其中，CK2
12、350型树脂锚固剂和ZK2350型树脂锚固剂各一卷。锚索托板采用10mm厚钢板制成，规格为20020010（mm），采用废旧槽钢、溜槽割制而成。 锚、喷支护在初次锚、网、喷支护的基础上，实施二次锚、喷支护。锚杆仍然采用直径20mm、长2000mm的高强螺纹钢筋，间排距均为1000mm，与初次锚杆呈五花布置，两帮底角锚杆呈30下扎。使用CK2335型和ZK2335型树脂锚固剂各一卷锚固。托板用金属托板，规格同上。喷射混凝土材料及配比同上，复喷厚度5060mm。5 反馈设计根据上述方案设计，在本工程的施工过程中，需进行一系列的巷道矿压观测研究。通过锚杆支护阻力时间曲线、巷道表面位移时间关系曲线来确
13、定最佳二次支护时机，并验证支护参数的合理性以进行方案的修改与完善。6 效益分析掘进迎头实现一次支护后，可进行打眼，同时进行二次耦合支护作业。这样充分的利用了空间，实现了多工序的平行作业，加快了巷道的施工进度，能有效地缓解采掘关系紧张的局面。能增大巷道的修复周期，增加巷道的使用寿命，取得了良好的经济效益。7 结 语二次耦合支护技术，实现了强度耦合、刚度耦合、结构耦合的三重耦合功效，科学合理地进行围岩支护，对安全方面的贡献不言而喻。近年来，二次耦合支护技术，作为一种新型的支护技术得到专家学者的广泛认可和煤炭生产企业的推广。加强对施工人员进行锚杆支护技术培训，将提高锚杆初锚力、预紧力和施工质量放在首
14、位，真正发挥出锚、网这一主动支护的优势。参考文献：1John A.Hudson Engineering rock mechanicsM.Redwood Books Press，1997.2F.O.Franclss.Weak Rock TunnelingM.A.A.Balkema Press，19973Kidybinski.Strata Control in Deep MinesM.A.A.Balkema Press，19904孙钧世纪之交的岩石力学研究A中国岩石力学与工程学会第五次学术大会论文集C北京：中国科学技术出版社，1998.5钱鸣高.采动岩石力学基本研究与展望J岩土力学，1997，18(增刊)作者简介吴元峰男，1968年出生，山东泰安人，硕士，毕业于山东大学企业管理专业。现任山东泰丰矿业集团董事长，高级工程师。（收稿日期：2008-7-20；责任编辑：黄 翔）
