一、川南鲁班山矿区复杂地质条件下矿压 分布规律及巷道合理支护技术研究

项目关键技术内容1.巷道围岩松动圈厚度探测2采用松动圈理论进行巷道支护设计3.超大松动圈的双拱理论4缓斜煤层群开采条件下采场应力分布与巷道的合理布置及支护

1. 巷道围岩松动圈厚度探测

1.1 必要性 （ 1 ）围岩松动圈客观存在于巷道围岩中，它

是各类地质及生产技术因素综合作用的结果。 （ 2 ）巷道围岩松动圈是衡量巷道围岩稳定性

的一个综合指标。 （ 3 ）根据围岩松动圈厚确定巷道围岩稳定性

分类。 （ 4 ）根据巷道围岩稳定性类别确定巷道的支

护选型及支护参数。

1.2 松动圈厚度探测技术手段 1.2.1 探测仪器原理及方法 探测仪器是美国生产的 SIR － 20 型地质雷达，由主机（包括液晶屏）、

收发器、收发天线、电瓶（专用电源）、信号线、电源线、打标器连接线及系统软件、后处理软件、专用笔记本微机等组成，见图 1 。该仪器的特点是分辨率高，擅长于进行大数据量、高密度的连续探测并实时给出彩色波形图，比较适合巷道工程检测的需要。针对鲁班山矿区的工程特点，采用工作频率为 100 及 400MHz 的天线。

图 1 地质雷达测试系统

地质雷达法是一种地下甚高频到微波段电磁波反射探测法。 其工作原理是：发射器通过发射天线向围岩中定向发射电磁波，工

作时天线沿断面轮廓或轴向线等距离匀速移动。在围岩岩体内部定向传播的电磁波当遇到有电性（介电常数和电导率）差异的界面时即发生反射。反射波由处于接受状态的接受电线和接受器所接受，见图 2 所示。另外，最先收到由发射天线经天线所在岩体表面到达接收天线的直达波作为系统时间的零点。通过对反射波信号进行一系列的后处理后，取反射波往返时间之半，与以相应介质的雷达波速度即为反射目标深度相乘。再根据反射波的强度、形状及其在纵向和竖（环）向上的变化情况来判别反射目标的性质（目标识别），如断层、空洞及破碎带等。

图 2 地质雷达原理

图 3 地质雷达探测结果

1. 2. 2 结果总结 在鲁班山北矿共选择了 7 条采区巷道、 50 个

观测断面实测巷道围岩松动圈厚度，此处只列出底板巷道一采区回风上山 20 个观测断面具体位置及观测结果，见图 4~5 所示：

图 4 一采区回风上山及 133回风联络石门地质雷达观测断面布置

图 5 一采区回风上山观测断面松动圈厚度

根据图 5 所示松动圈厚度测试结果，一采区回风上山各断面松动圈厚度主要集中在 1.2~3.0m范围内，这 20 个断面中松动圈厚度大于 1.5米的占 11个，可将采区上山巷道围岩松动圈分为以下 2 种情况：

（ 1 ）受采动影响的采区上山 这类上山如一采区回风上山断面 4~16 ，因受 3# ， 8# 煤层重复采动影响，

上山变形破坏严重（巷宽由 3.4米缩小到 1.5米），其围岩松动圈的厚度一般在 1.5～ 3.0米。

（ 2 ）未受采动影响的采区上山 这类上山如断面 1~3 、断面 17~20 ，因未受采动影响，松动圈厚度一般小

于 1.5米。 根据松动圈理论各断面围岩类别见表 1 所示。

巷道断面

两帮及顶板松动圈厚度

m

松动圈围岩类别

巷道断面

两帮及顶板松动圈厚度

m

松动圈围岩类别

1 1~1.5 Ⅲ 11 1.6 Ⅳ

2 1.2~1.4 Ⅲ 12 2.0 Ⅳ

3 0.5~1.3 Ⅲ 13 2.0 Ⅳ

4 1.2~1.7 Ⅳ 14 1.8 Ⅳ

5 1.8~2.2 Ⅴ 15 2.2 Ⅴ

6 2 Ⅴ 16 3.0 Ⅵ

7 1.1~2.3 Ⅴ 17 0.8~1.3 Ⅲ

8 1.0~1.5 Ⅲ 18 1.0~1.5 Ⅲ

9 1.7~1.9 Ⅳ 19 0.7~1.2 Ⅲ

10 0.8~1.5 Ⅲ 20 0.6~0.9 Ⅱ

表 1 松动圈围岩分类

2 采用松动圈理论进行巷道支护设计

2.1 支护理念 合理设计、支护并重、一次到位、重视监控

2.2 按松动圈理论对巷道围岩稳定性的分类及支护选型与支护参数确定

松动圈围岩分类法是根据松动圈大小将围岩分为 6 类，见表2 。

围岩类别 分类名称松动圈

cm 支护机理及方法 支护材料及参数

小松动圈 I 稳定围岩 0~40 喷射混凝土支护 混凝土

中松动圈II 较稳定围岩 40~100 锚杆悬吊理论喷层局部支护

锚杆间排距 0.8~1.0m，喷层厚度 70~100mm

III 一般围岩 100~150 锚杆悬吊理论喷层局部支护

大松动圈

IV一般不稳定围岩（软岩） 150~200

锚杆组合拱理论，喷层、金属网局部支护

锚杆间排距 0.5~0.6m，喷层 100~120mm，金属网直径 6~8mm、网孔 100~150mm

V不稳定围岩（较软围岩） 200~300

锚杆组合拱理论，喷层、金属网局部支护

VI极不稳定围岩（极软围岩） >300 二次支护理论

表 2 巷道支护围岩松动圈分类表

3. 超大松动圈的双拱理论 3.1 锚杆的组合拱理论 单根锚杆可弹性体内形成以锚杆两端为顶点的压缩区，在锚杆锚固力的作用下，松散地层中会产生一个锥形压密区，压密区内岩层的密实度和强度都有所提高。

图 6 单根锚固的锚固作用

合理的锚杆群可使单根锚杆形成的压缩区彼此联系起来，形成一个厚度为 b 的均匀压缩带。对于拱形巷道，压缩带将在围岩破裂处形成拱形即组合拱。

图 7 群体锚杆支护机理 组合拱厚度为

式中 b— 组合拱的厚度， m； l—锚杆的有效长度， m； —锚杆对破裂岩体压应力的作用角，一般接近 45º； a—锚杆的间排距， m 。

可见，减小锚杆间排距、加大锚杆长度可以增大组合拱的厚度，使围岩更加稳定。组合拱厚度、间排距选取参数见表 3 。

tan

tan alb

3.2 锚索的群锚效应及加固拱理论 群锚效应的原理：通过锚杆和锚索使岩体相互挤压，形成二个挤压带，阻止岩体的变形与破坏，改变内部岩体的应力状态，从而提高岩体不稳定部分的整体性与稳定性。锚杆形成挤压拱，锚索形成加固拱 。

深部岩体采用锚索锚固，松动圈部分岩体采用锚杆锚固，形成群锚“双拱”。先施作锚杆及喷射混凝土，等混凝土达到预期强度时再施作锚索。

锚索支护适用于各类大松动圈巷道，其主要起悬吊作用，把下部大松动圈范围内群体锚杆形成的组合拱及组合拱之外不稳定岩层悬吊于上部稳定岩层。根据悬吊理论，锚索总长度为

21 LLLL P 1L

PL

2L

式中 —锚索的锚固段长度，常取 1500mm；

—锚索的外露长度，常取 150~250mm；

—锚索的有效长度，一般为松动圈的厚度值或不稳定岩层厚度值。

图 8 锚索锚杆联合加固作用机理

根据锚杆组合拱计算原理，锚索加固拱厚度为

tan

tan SLH

4 缓斜煤层群开采条件下采场应力分布与巷道的合理布置及支护

4.1 利用凯塞尔效应试验实测原岩应力 4.1.1 原理及方法

声发射是指材料在受到外载荷作用时，其内部储存的应变能快速释放产生弹性波，发出声响。

凯瑟尔效应是指材料在重复加载过程中，如果超过先前所施加的最大应力后，才会大量产生声发射。

从很少产生声发射到大量产生声发射的转折点称为凯瑟尔点，该点对应的应力即为材料先前受到的最大应力。后来，人们通过实验证明，许多岩石也具有显著的凯瑟尔效应。

图 9单轴压缩声发射事件结果

图 10 应力 -声发射事件试验曲线

根据研究需要，在矿井 285运输联络巷、三采区 +450m装车石门处取回岩样进行室内凯塞尔效应原岩应力测试。

285运输联络巷，产状 355°<17° ，距 8# 煤层底板法向距离 33.5m ，埋深 413m；三采区 +450m装车石门，产状 12°<14° ，距 8# 煤层底板法向距离 33.5m ，埋深 216m 。

在室内将定向岩样恢复到原始位置状态，沿岩层的走向为 Y方向，倾向为 X方向，垂直于 XY平面的方向为 Z方向，建立 X 、 Y 、 Z 空间坐标系。并在 X 、 Y 、 Z 、XY450 、 YZ450 、 ZX4506 个方向各加工 3 个长方体试件，见图 11 ，其高宽比为 2 ： 1 ，即 50×50×100mm3 。

4.1.2 取样、试件制备及试验

图 11 制样方向

试验设备主要由加载系统、声发射测试分析系统、计算机信息处理系统组成，如图 12 、 13 所示。

加载系统为美国 MTS公司生产地 MTS815 型岩石试验系统。

声发射测试分析系统采用美国生产的 PCI–2声发射测试分析系统。

试验时加载系统和声发射测试分析系统的运行程序应同时刻进行，两台计算机同时采集试验所需数据。

图 12 声发射测试系统

图 13 试件加载装置及探头安设图

以发射计数和应力的关系为基础 ,找出 Kaiser效应点 ,该点所对应的应力即为测值的先前所受的最大应力，以此计算出各个测点处的原岩应力大小和方向。

对所测方位试件的测定值进行加权平均处理 ,求得每个方位的最优值。

设某一方位上的试件数目为 n, 各个试件 Kaiser效应点对应的应力测值为，各试验值的权数为 ， Kaiser效应明显的

=1,不明显的 =0.5 。则最优值计算如下： （ = 1 ， 2 ， 3 ，… . ， 6)

在基本坐标系 OXYZ 中 6 个方位的应力分量 σx 、 σy 、 σz 、 τxy 、 τyz 、 τzx 与任一单向正应力的最优值有如下关系

iM

iM

iM

)/()( 212211 MnMMMnMMR ni

zxiiyziixyiiziyixii lmmnnlmnlR 222222

主应力值

11 3

1

3cos

32 J

WP

12 3

1

3

2cos

32 J

WP

13 3

1

3

4cos

32 J

WP

主应力的倾角和方位角

其中

ii marcsin

21arcsin

i

ii

m

l

2

2

2 ])(

))(([]

)(

)([1/1

yzxyzxyi

xyyixi

yzxyzxyi

zxxyyzxiil

iyzxyzxyi

zxxyyzxii lm

)(

)(

iyzxyzxyi

xyyixii ln

)(

))(( 2

4.1.3 试验成果整理 根据声发射原岩应力测试原理及方法 , 以发射计数和应力的关系为基础 ,找出 Kaiser效应点 , 该点所对应的应力即为测值的先前所受的最大应力，以此计算出各个测点处的原岩应力大小和方向。

对所测方位试件的测定值进行加权平均处理 ,求得每个方位的最优值。经计算得各测点值见表。

（ 1）最大主应力与中间主应力位于近水平的平面内，最大主应力约为最小主应力的 2.5～ 3倍，说明水平方向的构造运动对地壳浅层地应力的形成起控制作用。（ 2 ）最小主应力大小大致相当于上覆岩层所形成的自重应力 。（ 3 ） 最小水平主应力与最大水平主应力的比值在 0.4~0.8 之间。

H

取样地点 埋深/m

数值/MPa 倾角 α 方位角 β

北矿 285运输联巷 413

σ1 26.25 8.56 N89.97W

σ2 19.07 15.68 N51.52E

σ3 10.40 89.08 N68.87W

北矿三采区装车石门 216

σ1 14.08 8.18 N60.78W

σ2 10.03 15.32 N22.91E

σ3 5.68 70.4 N47.44W

4.2 利用数值分析手段计算应力场及优选巷道位置及支护

4.2.1 常用数值分析方法 目前较常用的数值分析方法主要有有限元法、边界元法、有限差分法、加权余量法、离散元法、刚体元法、不连续变形分析法、流形方法等。

3D-Sigma 是将有限元的快速建模、网格自动生成、分析结果可视化及可操作性有机地结合起来的一个既容易理解又容易操作的三维有限元分析软件，它实现了有限元分析的高度自动化，用户能简单、方便地对问题进行有限元分析计算。

（ 1 ）坐标系及计算范围 在计算模型中，沿煤层走向为 y 轴，沿煤层倾向为 x 轴，铅直方向即重力方向为 z 轴，向上为正。煤层平均倾角 15º 。模型上方按至地表岩体的自重施加垂直方向的载荷，施加垂直载荷 8.2MPa,Z方向水平载荷 14.5MPa ， X方向水平载荷 21MPa 。 。

（ 2 ）边界条件 在模型的四个侧面采用法向约束，顶面即地表为应力和位移自由边界，底边界施加水平及垂直约束。

（ 3 ）模型建立和网格划分 模型中的单元类型全部为 8节点六面体单元，模型的单元总数为 207240

个，节点总数为 217840 个。三维数值计算模型网格图 14 所示。

图 14 三维计算模型网格

计算采用的煤岩物理力学参数表

层位 体积模量/GPa

剪切模量GPa

黏聚力/MPa

内摩擦角/o

容重g/cm2

抗拉强度/MPa

泥岩 5.20 2.97 4.78 21 2.74 4.03

细砂岩 48.65 17.43 10.8 35 2.76 5.38

2#煤 7.62 1.12 6.78 46 1.7 2.06

泥岩 5.79 3.31 4.32 21 2.76 4.11

粉砂岩 29.51 16.87 12.4 35 2.62 8.45

3#煤 25.17 1.02 6.76 48 1.75 1.69

泥岩 5.90 3.37 4.40 21 2.76 4.19

粉砂岩 32.30 15.78 7.47 26 2.73 3.72

7#煤层 23.25 0.94 7.1 46 1.8 1.68

细砂岩 35.75 25.70 12.5 34 2.82 5.74

泥岩 17.61 13.21 4.43 20 2.77 1.10

8#煤层 26.75 1.08 6.07 52 1.55 2.01

泥岩 6.21 3.20 4.51 22 2.78 1.13

细砂岩 35.72 26.79 15. 2 33 2.87 5.74

4.2.2 应力场计算结果 （ 1 ）初始应力场数值模拟计算

图 15 垂直应力等值线图

鲁班山南北矿的原岩应力场地规律如下： 1 ）垂直应力在距离地表 1000m 的深度范围内呈线性增长，大致相当于按平均容重等于 2700Kg/M3 计算出来的自重应力。

2 ）垂直应力在同一岩层中沿着铅垂方向大致呈线性增长，但是在材料参数相差较大的复合岩层中会发生一定得突变，这种变化与岩层的材料参数是密切相关的。因此，在煤层与砂岩的交接面处，由于材料的性质发生了较大的变化，因此，这类区域的地应力会发生较大的变化。

（ 2 ）采场应力分布规律

针对停采煤柱合理宽度及上山距离停采煤柱合理位置，做了 3个方案进行对比分析，如图 16 所示。 从图 18 、 19 、 20 对比分析可知，采用方案①受采动影响后的采场应力将大大小于方案 2 、 3 的采场应力，因此，建议采用方案①的停采煤柱的尺寸，此外，合理的停采位置为将 8 煤层停采煤柱布置在跨过上山 35m 处较为合理。 图 22 、 23 、 24 为锚网喷支护在 2 、 3 、 8 煤层开采后的垂直应力等值线图。

图 16 停采煤柱宽度

方案 1方案 2

方案 3

图 17 倾斜方向垂直应力等值线图

图 18 方案 1 煤层回采后煤柱处走向垂直应力等值线图

图 19 方案 2 煤层回采后煤柱处走向垂直应力等值线图

图 20方案 3 煤层回采后煤柱处走向垂直应力等值线图

图 21 巷道开挖后垂直应力等值线图

图 22 二煤开采后巷道垂直应力等值线图

图 23 三煤开采后巷道垂直应力等值线图

图 24 煤层开采结束后巷道垂直应力等值线图

4.2.3 优选巷道位置及支护 通过数值分析计算对比分析可知，将上山布置在

距离停采煤柱右侧 35～ 40m 处较为合适，即 8 煤层工作面的合理停采位置应位于跨上山巷道 35～40m 处。上山与上部煤层间垂距 z 的合理选取值为40m 。

图 25 上山双拱支护断面

图 26 上山双拱数值分析结果

通过锚索加固模拟计算得出顶底板移近量为 5.0cm ，两帮移近量为 7.5cm ，两帮位移量大于顶底板移近量。说明采用锚网索联合支护能够有效的抵御了跨采动压对巷道围岩稳定性的影响。

在预应力锚索提供的较大的锚固力以及对巷道围岩松动圈进行锚注，改善了巷道周围围岩受力状态，有效地减小了上山围岩塑性屈服破坏范围并使得围岩屈服范围小于锚杆支护有效范围，有效的限制了岩体松动、破碎的发展，从而提高了上山围岩的完整性和自承能力，保证了上山围的稳定性，并且围岩变形量均大幅度减小，确保了上山设计要求。