劉洪濤,王 飛,王廣輝,趙希棟,湯 達(dá),于明江

(中國(guó)礦業(yè)大學(xué)(北京)資源與安全工程學(xué)院,北京 100083)

大變形巷道頂板可接長(zhǎng)錨桿支護(hù)系統(tǒng)性能研究

劉洪濤,王 飛,王廣輝,趙希棟,湯 達(dá),于明江

(中國(guó)礦業(yè)大學(xué)(北京)資源與安全工程學(xué)院,北京 100083)

為解決大變形巷道支護(hù)成本高、效果差的技術(shù)難題,研發(fā)了一種新型可接長(zhǎng)錨桿。針對(duì)大變形巷道頂板變形破壞特征進(jìn)行研究,對(duì)比分析了普通錨桿、傳統(tǒng)錨索及可接長(zhǎng)錨桿的受力與變形特性,構(gòu)建了圍巖－支護(hù)系統(tǒng)本構(gòu)模型,提出了頂板可接長(zhǎng)錨桿支護(hù)系統(tǒng),并應(yīng)用于五家溝煤礦5203回風(fēng)巷道,有效地控制了頂板的持續(xù)變形。結(jié)果表明:4 m可接長(zhǎng)錨桿的最大延伸量為685 mm,破斷載荷為195 kN,在充分發(fā)揮高延伸性的同時(shí),保證了較高的支護(hù)阻力;頂板可接長(zhǎng)錨桿支護(hù)系統(tǒng)后期的穩(wěn)定性及支護(hù)強(qiáng)度均大于頂板錨索支護(hù)系統(tǒng)?，F(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè)表明,采用可接長(zhǎng)錨桿支護(hù)系統(tǒng)維護(hù)的頂板,下沉量減小了33%以上,支護(hù)強(qiáng)度在160～180 kN的可接長(zhǎng)錨桿的比例可達(dá)87.5%,實(shí)現(xiàn)了強(qiáng)力支護(hù)與有效讓壓。

可接長(zhǎng)錨桿;大變形巷道;本構(gòu)模型;高阻讓壓

隨著我國(guó)煤礦開采不斷地由淺部向深部發(fā)展,巷道斷面不斷增大,巷道圍巖支護(hù)難度及支護(hù)成本已成為阻礙我國(guó)礦井安全生產(chǎn)的瓶頸之一[1－4]。在部分高應(yīng)力地區(qū),巷道往往表現(xiàn)出變形量大、持續(xù)時(shí)間長(zhǎng)的特征,而高投入的支護(hù)成本并沒有真正有效地控制巷道圍巖的變形及冒頂問題。目前在對(duì)大變形巷道支護(hù)問題的研究中,“讓壓支護(hù)”、“先讓后抗”及“先控后讓再抗”等支護(hù)技術(shù)是控制此類巷道非常有效的手段,尤其是在軟巖巷道中應(yīng)用更為廣泛[5－8]。隨著支護(hù)時(shí)間的推移或受采動(dòng)影響,巷道圍巖的整體性及自承能力逐漸降低,圍巖的支護(hù)難度急劇上升,單純依靠支護(hù)材料的支護(hù)能力已不足以控制高應(yīng)力巷道的變形,因此在支護(hù)過程中就需要對(duì)圍巖進(jìn)行部分讓壓,以避免支護(hù)材料的失效[9]。國(guó)內(nèi)學(xué)者[10－11]在這方面做了大量的研究和試驗(yàn)。何滿潮等提出了恒阻大變形錨桿,此類錨桿能使圍巖在恒阻條件下進(jìn)行變形卸壓,避免過大的承載力造成錨桿的失效或破斷[12－13]。張志康等則通過在錨桿(索)托盤與螺母之間增加可提供讓壓距離的讓壓環(huán),以防止錨桿(索)破斷,保證錨桿(索)在服務(wù)期間內(nèi)不發(fā)生失效[14－15]?？导t普等提出了高強(qiáng)高延伸率新型錨索,借助高預(yù)緊力在支護(hù)初期控制巷道圍巖破碎區(qū)、塑性區(qū)的發(fā)展,此類錨索在提供高支護(hù)強(qiáng)度的同時(shí)具備一定的讓壓距離[16－17]。

本文以五家溝煤礦5203回風(fēng)巷道為背景,通過理論分析及現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn),研究了大變形巷道圍巖的變形破壞特征,研發(fā)了一種新型可接長(zhǎng)錨桿,建立了頂板可接長(zhǎng)錨桿支護(hù)系統(tǒng),為大變形巷道的圍巖控制提供了新方法。

1 試驗(yàn)巷道工程概況及頂板變形規(guī)律

1.1 試驗(yàn)巷道地質(zhì)條件

五家溝煤礦位于山西省山陰縣馬營(yíng)鄉(xiāng),主采煤層為二疊系下統(tǒng)山西組和石炭系上統(tǒng)太原組,采用放頂煤開采方式,主采煤層平均厚度為7 m左右,內(nèi)生裂隙發(fā)育,頂板不穩(wěn)定巖層厚度較大,5203回風(fēng)巷道為矩形斷面,寬5.2 m,高3.5 m。巷道沿煤層底板布置,頂煤平均厚度為3.5 m左右,煤層上部巖體以砂巖為主,包括中砂巖、細(xì)砂巖,局部為礫巖,厚度變化較大,變化范圍為2.1～10.7 m,巖石巖芯采取率比較高,整體性較強(qiáng),硬度較大,可視為穩(wěn)定巖層?，F(xiàn)有支護(hù)方式主要為錨桿與錨索聯(lián)合支護(hù),巷道頂板圍巖變形量較大、破壞嚴(yán)重,多次出現(xiàn)錨索被拉斷等支護(hù)失效現(xiàn)象,影響煤礦的正常安全生產(chǎn)。

1.2 頂板圍巖變形規(guī)律監(jiān)測(cè)

(1)頂板圍巖變形監(jiān)測(cè)。

采用多基點(diǎn)深部位移監(jiān)測(cè)儀對(duì)五家溝煤礦5203回風(fēng)巷道頂板進(jìn)行了65 d的監(jiān)測(cè),在距巷道掘進(jìn)工作面10,20和30 m處建立測(cè)站對(duì)頂板進(jìn)行持續(xù)觀測(cè),在測(cè)站內(nèi)布設(shè)深度分別為2,4和8 m的觀測(cè)基點(diǎn)。測(cè)量結(jié)果如圖1所示。

圖1 頂板變形規(guī)律觀測(cè)結(jié)果Fig.1 Observation results of deformation in roadway roof

(2)變形規(guī)律結(jié)果分析。

由圖1可以看出:在觀測(cè)期內(nèi),3處測(cè)站的頂板圍巖總變形量平均為473 mm,最大為575 mm;在0～2,2～4和4～8 m內(nèi),頂板圍巖平均變形量分別為170,231和72 mm,分別占總變形量的36%,49%和15%。頂板圍巖的變形破壞主要發(fā)生在0～4 m內(nèi),其中0～2 m內(nèi)圍巖主要為錨桿和錨索的共同控制區(qū)域,2～4 m內(nèi)圍巖超出了錨桿的控制區(qū)域僅由錨索控制,兩區(qū)域內(nèi)均有較大變形產(chǎn)生;頂板4～8 m內(nèi)圍巖相對(duì)穩(wěn)定,變形量?jī)H占總變形量的15%。

1.3 頂板圍巖變形破壞特征

通過對(duì)五家溝礦巷道頂板圍巖進(jìn)行觀測(cè)及現(xiàn)場(chǎng)調(diào)研,并結(jié)合趙固一礦、云駕嶺煤礦、蒲河煤礦等部分大變形巷道的觀測(cè)結(jié)果,可得出大變形巷道頂板的變形破壞特征:

(1)巷道頂板圍巖較破碎。由于該類巷道所處礦區(qū)的構(gòu)造應(yīng)力比較大,而且隨著開采深度的增加,導(dǎo)致巷道圍巖的應(yīng)力升高,掘進(jìn)及回采的加載與卸載過程加速了圍巖的變形破壞。

(2)持續(xù)變形時(shí)間長(zhǎng)。在巷道服務(wù)期間內(nèi),巷道的變形速率并無明顯停止的趨勢(shì),甚至需要多次的挑頂、擴(kuò)幫與臥底等,導(dǎo)致原支護(hù)材料的失效,并需重新補(bǔ)打錨桿錨索等,造成了巨大的財(cái)產(chǎn)損失與浪費(fèi)。

(3)高投入的強(qiáng)力支護(hù)并未給巷道帶來應(yīng)有的支護(hù)效果。為了控制圍巖變形,減少巷道返修次數(shù),礦井多采用提高支護(hù)密度的方式對(duì)巷道進(jìn)行支護(hù),導(dǎo)致高強(qiáng)錨索的使用量及其在支護(hù)中所占的比重增大。這種通過加大錨索強(qiáng)度及密度來改善圍巖支護(hù)狀況的方法,必然會(huì)造成支護(hù)成本的大幅提高,而且不能獲得理想的支護(hù)效果。

2 可接長(zhǎng)錨桿的結(jié)構(gòu)與性能

針對(duì)大變形巷道的變形破壞特征,基于“高阻讓壓”的支護(hù)思想及支護(hù)理念,研發(fā)了一種適用于煤礦大變形巷道的新型可接長(zhǎng)錨桿。

2.1 可接長(zhǎng)錨桿結(jié)構(gòu)組成

可接長(zhǎng)錨桿主要由接頭墩粗的左旋螺紋鋼桿體、連接螺栓、球墊、特制螺母及托盤組成,其結(jié)構(gòu)如圖2所示。

圖2 可接長(zhǎng)錨桿的結(jié)構(gòu)組成Fig.2 Structure of the lengthening bolt

可接長(zhǎng)錨桿的長(zhǎng)度根據(jù)巷道的高度以及設(shè)計(jì)長(zhǎng)度分成兩段或更多段,經(jīng)螺栓連接而成,通常情況下每段桿體的長(zhǎng)度為2.0或2.5 m,安裝時(shí)利用錨桿鉆機(jī)的扭矩自然地把兩段連接在一起?？山娱L(zhǎng)錨桿的接頭處及連接螺栓經(jīng)過特殊熱處理,能與桿體的強(qiáng)度相匹配,充分發(fā)揮了桿體材質(zhì)的強(qiáng)度及延伸性能。

2.2 拉伸試驗(yàn)

為研究并對(duì)比普通錨桿、可接長(zhǎng)錨桿和錨索的強(qiáng)度及讓壓性能,在實(shí)驗(yàn)室對(duì)3種材料進(jìn)行了拉伸試驗(yàn)。試驗(yàn)中選取常用的?20 mm×2 000 mm左旋螺紋鋼錨桿、?17.8 mm×4 000 mm預(yù)應(yīng)力錨索及?20 mm×4 000 mm可接長(zhǎng)錨桿。試驗(yàn)中3種支護(hù)材料各試驗(yàn)4根,得出3種支護(hù)材料的應(yīng)力與應(yīng)變的平均對(duì)應(yīng)關(guān)系(圖3)。

由圖3可以看出:左旋螺紋剛錨桿的破斷載荷為197 kN,最大伸長(zhǎng)量為320 mm,延伸率約為16%;預(yù)應(yīng)力錨索的破斷載荷為322 kN,最大延伸量為136 mm,延伸率約為3.5%;可接長(zhǎng)錨桿的破斷載荷為195 kN,最大伸長(zhǎng)量為685 mm,延伸率約為17%。

圖3 支護(hù)材料載荷－伸長(zhǎng)量曲線Fig.3 The load-elongation curves of supporting materials

根據(jù)3種支護(hù)材料的應(yīng)力－應(yīng)變曲線可以看出,桿體的應(yīng)力和應(yīng)變主要經(jīng)歷以下兩個(gè)階段:

(1)O－A段。O－A階段近似為彈性變形,在彈性變形階段內(nèi),應(yīng)力與應(yīng)變成正比,其比值為常數(shù),這個(gè)常數(shù)就是彈性模量E,即σ/ε=E,A點(diǎn)相應(yīng)的應(yīng)力為彈性極限,用σs表示。

(2)A－B段。A－B階段近似為包含屈服階段、強(qiáng)化階段、徑縮階段的塑性階段,當(dāng)應(yīng)力超過σs時(shí),變形由彈性變形轉(zhuǎn)化為塑性變形,材料變形量迅速增加,應(yīng)力與應(yīng)變量不再成比例,直到應(yīng)變量超過其極限而破斷。

3種支護(hù)材料在彈性階段的變形量都比較小,在支護(hù)大變形巷道時(shí),支護(hù)體將長(zhǎng)期處于塑性階段,這就要求支護(hù)體在塑性階段內(nèi)有較大的延伸量來適應(yīng)圍巖的變形,并保證有較高的支護(hù)強(qiáng)度。由3種支護(hù)材料的應(yīng)力－應(yīng)變曲線可知:預(yù)應(yīng)力錨索比左旋螺紋鋼錨桿的強(qiáng)度大,但桿體的延伸量較低,在發(fā)生70 mm的塑性變形后就達(dá)到了破斷極限;左旋螺紋鋼錨桿與可接長(zhǎng)錨桿在發(fā)生塑性變形的階段內(nèi),應(yīng)力近似呈現(xiàn)出線性遞增的趨勢(shì),可接長(zhǎng)錨桿總的延伸量為685 mm,最大塑性變形量為630 mm。由此可以得出,可接長(zhǎng)錨桿能最大限度的適應(yīng)頂板的變形,并能充分發(fā)揮桿體本身的強(qiáng)度來抵抗頂板的持續(xù)變形。

2.3 可接長(zhǎng)錨桿支護(hù)技術(shù)的控制作用

在大變形巷道中,頂板的部分變形是不可避免的,可接長(zhǎng)錨桿的這種力學(xué)特性可使其在支護(hù)大變形巷道時(shí)具有區(qū)別于普通錨桿與傳統(tǒng)錨索的優(yōu)越性:

(1)可接長(zhǎng)錨桿的長(zhǎng)度一般大于4 m,能錨固到巷道頂板變形破壞區(qū)域之外的相對(duì)穩(wěn)定的巖層中,保證錨桿具有穩(wěn)定的錨固力,降低圍巖變形量,并避免巷道失穩(wěn)和冒頂事故,表現(xiàn)為“錨固穩(wěn)定”。

(2)頂板壓力增大時(shí),可接長(zhǎng)錨桿的桿體能迅速進(jìn)入塑性變形階段,桿體有較大的延伸量來適應(yīng)頂板圍巖的變形,且應(yīng)力呈現(xiàn)出遞增的特性,在緩解巷道頂板圍巖壓力的同時(shí)繼續(xù)以高強(qiáng)的阻力支護(hù)頂板,表現(xiàn)為“高阻讓壓”。

(3)可接長(zhǎng)錨桿與普通錨桿的延伸率近似,兩者在桿體強(qiáng)度與變形兩方面能協(xié)調(diào)同步的聯(lián)合支護(hù)頂板圍巖,同時(shí)可接長(zhǎng)錨桿的高延伸量能與大變形巷道頂板圍巖的變形相適應(yīng),避免過度承載而失效破斷,表現(xiàn)為“協(xié)調(diào)同步”。

(4)可接長(zhǎng)錨桿的破斷載荷為195 kN,遠(yuǎn)小于同直徑錨索的破斷載荷,但錨桿托盤處不會(huì)因?yàn)閼?yīng)力過度集中而導(dǎo)致頂板表層圍巖的破碎,從而更好地維持圍巖的殘余強(qiáng)度,充分發(fā)揮圍巖自身的承載能力,表現(xiàn)為“護(hù)頂護(hù)表”。

3 頂板可接長(zhǎng)錨桿支護(hù)系統(tǒng)

根據(jù)左旋螺紋剛錨桿、預(yù)應(yīng)力錨索和可接長(zhǎng)錨桿的應(yīng)力－應(yīng)變關(guān)系以及大變形巷道頂板圍巖的變形規(guī)律,可建立圍巖－支護(hù)系統(tǒng)的本構(gòu)模型,為了便于系統(tǒng)性能分析,應(yīng)用彈性體、黏彈性體等模型元件對(duì)圍巖－支護(hù)系統(tǒng)進(jìn)行簡(jiǎn)化,可得到頂板可接長(zhǎng)錨桿支護(hù)系統(tǒng)與頂板錨索支護(hù)系統(tǒng)。

3.1 模型的建立

根據(jù)實(shí)驗(yàn)室拉伸試驗(yàn)得出的3種支護(hù)材料的應(yīng)力－應(yīng)變關(guān)系,分別對(duì)?20 mm×2 500 mm左旋螺紋剛錨桿、?17.8 mm×7 000 mm預(yù)應(yīng)力錨索、?20 mm× 5 000 mm可接長(zhǎng)錨桿建立對(duì)應(yīng)的本構(gòu)模型,并結(jié)合五家溝煤礦5203大變形巷道頂板變形特征,建立圍巖－支護(hù)系統(tǒng)的本構(gòu)模型[18－19]。

?20 mm×2 500 mm普通錨桿與?20 mm× 5 000 mm可接長(zhǎng)錨桿經(jīng)樹脂錨固后自由端的長(zhǎng)度為2和4 m左右,由其特性曲線可知:當(dāng)拉力小于135 kN時(shí),兩者桿體近似處于彈性階段,應(yīng)力與應(yīng)變成正比;當(dāng)拉力大于140 kN時(shí),兩者桿體處于塑性變形階段分別為290和630 mm,故其本構(gòu)模型近似于有硬化作用的彈塑性模型(圖4(a))。

圖4 錨桿、可接長(zhǎng)錨桿、錨索及圍巖的本構(gòu)模型Fig.4 Constitutive model of bolt,lengthening bolt,cable and surrounding rock

?20 mm×7 000 mm預(yù)應(yīng)力錨索經(jīng)樹脂錨固后自由端的長(zhǎng)度約為6 m,索體延伸率僅有3.5%左右,當(dāng)拉力小于300 kN時(shí),錨索近似處于彈性階段;當(dāng)拉力大于300 kN時(shí),錨索處于塑性階段。通過對(duì)多根錨索破斷部位的觀察分析,與錨桿相比,錨索材料具備較強(qiáng)的剛性破壞形式,表現(xiàn)為鋼絞線逐根斷裂而不會(huì)出現(xiàn)徑縮現(xiàn)象,因此,可將其簡(jiǎn)化為一個(gè)彈性階段,故其本構(gòu)模型近似于彈性介質(zhì)模型(圖4(b))。

大變形巷道的變形具有圍巖較破碎、持續(xù)變形時(shí)間長(zhǎng)、變形量大的特點(diǎn),本構(gòu)模型更近似于由彈簧與阻尼器并聯(lián)而成的一種黏彈性體,即開爾文模型(圖4(c))。

3.2 頂板錨索支護(hù)系統(tǒng)分析

當(dāng)“普通錨桿+錨索”聯(lián)合支護(hù)大變形巷道時(shí),其頂板錨索支護(hù)系統(tǒng)的本構(gòu)模型如圖5(a)所示。

巷道的開挖破壞了圍巖的原巖應(yīng)力狀態(tài),頂板巖層開始承受外力,組合體總應(yīng)變等于并聯(lián)中任一元件的應(yīng)變,組合體總應(yīng)力等于并聯(lián)中所有元件應(yīng)力之

圖5 頂板支護(hù)系統(tǒng)本構(gòu)模型Fig.5 Constitutive models of roof support system

和,各元件的本構(gòu)方程分別為

式中,ε,εe,εv,ε1,ε2分別為組合體模型的總應(yīng)變量、開爾文模型中彈簧應(yīng)變量、模型中阻尼器應(yīng)變量、普通錨桿應(yīng)變量、錨索應(yīng)變量,m;σ,σe,σv,σ1,σ2分別為組合體受到的總應(yīng)力、開爾文模型中彈簧應(yīng)力、模型中阻尼器應(yīng)力、普通錨桿應(yīng)力、錨索應(yīng)力,Pa;k1,k2分別為單位面積頂板內(nèi)普通錨桿及錨索的平均數(shù)目,根/m2。

在該本構(gòu)模型中,各元件的本構(gòu)方程分別為

或當(dāng)頂板變形量較大時(shí)普通錨桿發(fā)生塑性屈服變形,此時(shí):

式中,E,E1,E2分別為開爾文模型中彈簧的彈性模量、錨桿的彈性模量和錨索的彈性模量,Pa;ε0,ε′0,εs1分別為普通錨桿預(yù)緊時(shí)的初始應(yīng)變量、錨索預(yù)緊時(shí)的初始應(yīng)變量、普通錨桿開始發(fā)生塑性變形時(shí)的應(yīng)變量,m;η為阻尼器的牛頓黏性系數(shù);K1為普通錨桿彈塑性本構(gòu)模型的塑性硬化系數(shù),Pa/m。

由于所支護(hù)巷道為大變形巷道,普通錨桿會(huì)發(fā)生塑性變形,因此總應(yīng)力為

式(6)為常系數(shù)微分方程,該微分方程的通解為

頂板變形量隨時(shí)間增加,即t→∞時(shí),由式(7)可得

由普通錨桿與錨索的力學(xué)性質(zhì)可知,巷道頂板內(nèi)2.5 m普通錨桿的最大延伸量約為0.32 m,7 m錨索的最大延伸量約為0.198 m,即(ε1)max=0.32 m, (ε2)max=0.198 m。由于在一般情況下,大變形巷道圍巖的部分變形是當(dāng)前工程尺度下無法完全控制的,在頂板錨索支護(hù)系統(tǒng)下,當(dāng)(ε)max＞0.198 m時(shí),錨索會(huì)由于達(dá)到延伸極限而破斷,此時(shí)安裝在頂板巖層0～2 m內(nèi)的普通錨桿延伸量遠(yuǎn)小于0.32 m,此時(shí)錨索失去與普通錨桿協(xié)調(diào)同步支護(hù)頂板的作用,即k1≠0,k2=0,由式(8)可知

由式(9)可知,錨索破斷后頂板巖層穩(wěn)定時(shí)的變形量ε明顯增大,頂板錨索支護(hù)系統(tǒng)的支護(hù)強(qiáng)度及穩(wěn)定性由于錨索的失效或破斷而急劇下降。

3.3 頂板可接長(zhǎng)錨桿支護(hù)系統(tǒng)分析

當(dāng)采用可接長(zhǎng)錨桿支護(hù)大變形巷道頂板時(shí),其頂板可接長(zhǎng)錨桿支護(hù)系統(tǒng)的本構(gòu)模型如圖5(b)所示。

組合體總應(yīng)變等于并聯(lián)中各元件的應(yīng)變,組合體總應(yīng)力等于并聯(lián)中所有元件應(yīng)力之和,各元件的本構(gòu)方程分別為

式中,ε3為可接長(zhǎng)錨桿應(yīng)變量,m;σ3為可接長(zhǎng)錨桿應(yīng)力,Pa;k3為頂板單位面積內(nèi)可接長(zhǎng)錨桿的平均數(shù)目,根/m2。

在該本構(gòu)模型中,各元件的本構(gòu)方程分別為

或當(dāng)頂板變形量較大時(shí)可接長(zhǎng)錨桿發(fā)生塑性變形,此時(shí):

式中,ε″0為可接長(zhǎng)錨桿預(yù)緊時(shí)的初始應(yīng)變量,m;εs3為可接長(zhǎng)錨桿開始發(fā)生塑性變形時(shí)的應(yīng)變量,m;K3為可接長(zhǎng)錨桿彈塑性本構(gòu)模型的塑性硬化系數(shù), Pa/m。

由于所支護(hù)巷道為大變形巷道,可接長(zhǎng)錨桿會(huì)發(fā)生塑性變形,故總應(yīng)力應(yīng)為

式(15)為常系數(shù)微分方程,該微分方程的通解為

頂板的變形量隨時(shí)間增加,即t→∞時(shí),由式(16)可得

由可接長(zhǎng)錨桿的應(yīng)力－應(yīng)變曲線得,可接長(zhǎng)錨桿的最大延伸量(ε3)max=0.685 m,可以得出(ε3)max－(ε2)max=0.487 m,與頂板錨索支護(hù)系統(tǒng)相比,頂板可接長(zhǎng)錨桿支護(hù)系統(tǒng)的頂板允許變形量提高了487 mm。因此,頂板圍巖支護(hù)過程中不易出現(xiàn)可接長(zhǎng)錨桿過度承載而破斷的情況,頂板可接長(zhǎng)錨桿支護(hù)系統(tǒng)的支護(hù)強(qiáng)度及穩(wěn)定性可以保持在較高水平。

3.4 支護(hù)系統(tǒng)強(qiáng)度性能分析

支護(hù)體與圍巖的強(qiáng)度協(xié)調(diào)是巷道頂板參數(shù)設(shè)計(jì)的重要理念,也是支護(hù)系統(tǒng)變形協(xié)調(diào)的保障,強(qiáng)度協(xié)調(diào)與變形協(xié)調(diào)是相互統(tǒng)一的。頂板可接長(zhǎng)錨桿支護(hù)系統(tǒng)與頂板錨索支護(hù)系統(tǒng)相比,由式(8),(9)和(17)可以看出:

(1)當(dāng)圍巖變形量(ε)max＜(ε2)max時(shí),支護(hù)系統(tǒng)中的普通錨桿、錨索與可接長(zhǎng)錨桿均不會(huì)發(fā)生失效破斷,可接長(zhǎng)錨桿系統(tǒng)所能提供的支護(hù)強(qiáng)度并不高于錨索支護(hù)系統(tǒng),這是由于錨索提供支護(hù)阻力大于可接長(zhǎng)錨桿,兩支護(hù)系統(tǒng)中的支護(hù)體與圍巖能夠達(dá)到變形協(xié)調(diào)與強(qiáng)度協(xié)調(diào)。

(2)當(dāng)圍巖變形量(ε3)max＞(ε)max＞(ε2)max時(shí),錨索支護(hù)系統(tǒng)中錨索的高強(qiáng)度與低延伸性,決定了其不能較好地適應(yīng)圍巖變形,不能達(dá)到與圍巖變形不協(xié)調(diào)的目的,支護(hù)體的支護(hù)強(qiáng)度會(huì)由于錨索的失效破斷而失穩(wěn),表現(xiàn)為當(dāng)圍巖變形量較大時(shí)錨索破斷,以及索體的高強(qiáng)度導(dǎo)致托盤部分圍巖易出現(xiàn)局部破碎或者托盤被撕裂;可接長(zhǎng)錨桿支護(hù)系統(tǒng)中錨桿的高延伸性可以保證(ε)max=(ε3)max,最大限度的與圍巖變形相協(xié)調(diào),由于左旋螺紋鋼桿體強(qiáng)度特性已確定,應(yīng)用時(shí)為達(dá)到強(qiáng)度協(xié)調(diào)的目的,可通過調(diào)整可接長(zhǎng)錨桿的支護(hù)參數(shù)來實(shí)現(xiàn)。

(3)當(dāng)圍巖變形量(ε)max＞(ε3)max時(shí),普通錨桿、錨索與可接長(zhǎng)錨桿都會(huì)達(dá)到延伸極限而破斷,兩種支護(hù)系統(tǒng)中支護(hù)體與圍巖均不能到達(dá)變形與強(qiáng)度協(xié)調(diào),此時(shí)應(yīng)加大支護(hù)強(qiáng)度,使(ε)max＜(ε1)max或(ε)max＜(ε3)max。

4 工程應(yīng)用

為了檢驗(yàn)頂板可接長(zhǎng)錨桿支護(hù)系統(tǒng)對(duì)大變形巷道頂板的控制效果,在五家溝煤礦5203回風(fēng)巷道內(nèi)布置了試驗(yàn)段,進(jìn)一步檢驗(yàn)頂板可接長(zhǎng)錨桿支護(hù)系統(tǒng)對(duì)大變形巷道頂板的控制效果。

4.1 原支護(hù)方案

在頂板錨索支護(hù)系統(tǒng)下,5203巷道開挖初期頂板斷面內(nèi)采用6根?20 mm×2 000 mm高強(qiáng)螺紋鋼錨桿和2根?17.8 mm×5 300 mm錨索,由于該巷道頂板圍巖變形破壞嚴(yán)重,后期增加了錨桿的直徑和錨索的長(zhǎng)度,頂板支護(hù)材料改為?22 mm×2 000 mm螺紋鋼錨桿與?17.8 mm×6 500 mm預(yù)應(yīng)力錨索,支護(hù)強(qiáng)度提高后支護(hù)效果得到一定改善,但巷道頂板的變形破壞依舊對(duì)生產(chǎn)造成較大困擾;另一方面,由于錨索本身延伸率較低,且錨索兩端應(yīng)力集中造成巷道表層圍巖被錨索破壞,進(jìn)一步破壞了巷道頂板圍巖的完整性,且錨索失效破斷情況較為嚴(yán)重,加劇了巷道冒頂隱患,巷道后期的維護(hù)費(fèi)用投入巨大,造成了較大的經(jīng)濟(jì)損失。頂板錨索支護(hù)系統(tǒng)已無法控制該礦大變形巷道頂板圍巖的穩(wěn)定性。

4.2 新支護(hù)方案設(shè)計(jì)

巷道頂煤的平均厚度為3.5 m,且頂板圍巖的變形主要發(fā)生在0～4 m內(nèi),占總變形量的85%左右,因此在考慮可接長(zhǎng)錨桿長(zhǎng)度時(shí),為保證錨桿安裝時(shí)的錨固效果,應(yīng)將錨固端布置到4 m以上的穩(wěn)定巖層中?？山娱L(zhǎng)錨桿尚處于試制和推廣階段,現(xiàn)生產(chǎn)的錨桿直徑依據(jù)三徑匹配原則確定為20 mm;分段桿體包括2.0和2.5 m兩種規(guī)格,選用2段2 m桿體接長(zhǎng)后總長(zhǎng)度為4 m,長(zhǎng)度過小而不能保證錨固段的穩(wěn)定;3段2 m桿體總長(zhǎng)6 m,可保證錨固段的穩(wěn)定,但浪費(fèi)了支護(hù)材料,且3段桿體增加了安裝時(shí)間;選用2段2.5 m桿體接長(zhǎng),可保證樹脂錨固段位于砂巖內(nèi),因此新支護(hù)方案選用?20 mm×5 000 mm的可接長(zhǎng)錨桿。

頂板全部采用?20 mm×5 000 mm的可接長(zhǎng)錨桿,間排距為950 mm×900 mm,配合鋼帶及45 mm× 45 mm的鉛絲網(wǎng)片;兩幫與原支護(hù)方案保持一致,采用?20 mm×2 000 mm高強(qiáng)螺紋鋼錨桿和玻璃鋼錨桿,間排距為1 000 mm×900 mm;可接長(zhǎng)錨桿的預(yù)緊力為100 kN,普通錨桿的預(yù)緊力為80 kN?？山娱L(zhǎng)錨桿支護(hù)方案如圖6所示。

圖6 可接長(zhǎng)錨桿支護(hù)方案布置Fig.6 Layout of lengthening bolt support system

4.3 工程應(yīng)用效果

在5203回風(fēng)巷道試驗(yàn)段的頂板內(nèi)分別布置了4組多基點(diǎn)位移監(jiān)測(cè)儀和4組錨桿受力監(jiān)測(cè)儀,其中每組錨桿監(jiān)測(cè)儀可同時(shí)監(jiān)測(cè)2根錨桿,分別對(duì)巷道頂板變形破壞規(guī)律及可接長(zhǎng)錨桿支護(hù)阻力進(jìn)行了90 d的持續(xù)性監(jiān)測(cè)。在巷道掘進(jìn)期間內(nèi),巷道頂板0～8 m內(nèi)圍巖的變形規(guī)律及實(shí)測(cè)可接長(zhǎng)錨桿支護(hù)阻力如圖7,8所示。

圖7 頂板圍巖的變形規(guī)律Fig.7 Observation results of deformation in roadway roof

圖8 實(shí)測(cè)可接長(zhǎng)錨桿支護(hù)阻力Fig.8 Measured support resistance of lengthening bolt

對(duì)比圖1和7可以看出:頂板可接長(zhǎng)錨桿支護(hù)系統(tǒng)90 d內(nèi)的總變形量最大為290～360 mm,平均為314 mm左右,比頂板錨索支護(hù)系統(tǒng)65 d內(nèi)的變形量減小33%;巷道變形前30 d內(nèi),頂板變形量相比原支護(hù)方案差別不大;45 d后,原支護(hù)方案中巷道頂板圍巖仍持續(xù)變形,并無減小趨勢(shì),而在頂板可接長(zhǎng)錨桿支護(hù)系統(tǒng)中,頂板圍巖變形表現(xiàn)為快速增大→增速放緩→逐步穩(wěn)定,最終巷道頂板達(dá)到穩(wěn)定狀態(tài),頂板下沉量基本不再增加,降低了后期巷道的維修成本。

由圖8可以看出,在對(duì)可接長(zhǎng)錨桿受力監(jiān)測(cè)期間內(nèi),工作阻力在160～180 kN的可接長(zhǎng)錨桿的比例可達(dá)87.5%,平均工作阻力約為165 kN,未發(fā)生可接長(zhǎng)錨桿破斷現(xiàn)象,起到了高阻讓壓支護(hù)巷道頂板的效果,保障了頂板可接長(zhǎng)錨桿支護(hù)系統(tǒng)的支護(hù)強(qiáng)度與穩(wěn)定性。

4.4 對(duì)比分析

通過比較原支護(hù)方案和新支護(hù)方案下的圍巖與支護(hù)體的變形破壞特征,可研究并分析支護(hù)體與圍巖的變形與強(qiáng)度協(xié)調(diào)性,驗(yàn)證可接長(zhǎng)錨桿支護(hù)支護(hù)系統(tǒng)的優(yōu)越性。

(1)由圖1可以看出,在原錨索支護(hù)系統(tǒng)中,頂板0～4 m內(nèi)圍巖達(dá)到穩(wěn)定時(shí)的平均變形量為473 mm,最大為575mm,而錨索的參數(shù)為?17.8 mm×6 500 mm,最大延伸量約為187 mm,因此(ε)max=0.575 m,(ε2)max=0.187 m,支護(hù)體與圍巖滿足(ε)max＞(ε2)max,即錨索支護(hù)系統(tǒng)的支護(hù)強(qiáng)度不能有效地控制圍巖的變形,因此錨索失效破斷率及頂板變形量較大。原錨索支護(hù)系統(tǒng)通過增大錨索直徑、長(zhǎng)度和提高支護(hù)密度等方式,增加了支護(hù)體的支護(hù)強(qiáng)度,對(duì)頂板圍巖的變形起到了一定的控制效果,但錨索仍出現(xiàn)失效破斷等情況,減緩了巷道的施工速度并增加了支護(hù)成本。

(2)由圖7可看出,在可接長(zhǎng)錨桿支護(hù)系統(tǒng)中,頂板圍巖變形主要發(fā)生在0～4 m淺部,最大變形量約為360 mm,而可接長(zhǎng)錨桿的長(zhǎng)度為5 m,主要控制0～4 m內(nèi)圍巖的變形,自由延伸段的長(zhǎng)度為4 m左右,最大延伸量約為685 mm,因此(ε)max＜0.360 m, (ε3)max=0.685 m,支護(hù)體與圍巖滿足(ε)max＜(ε3)max,即可接長(zhǎng)錨桿支護(hù)系統(tǒng)中的支護(hù)強(qiáng)度能控制頂板圍巖的變形,支護(hù)體與圍巖達(dá)到變形與強(qiáng)度協(xié)調(diào)。

在五家溝礦井試驗(yàn)條件下,可接長(zhǎng)錨桿的平均工作阻力約為165 kN,可將頂板圍巖平均變形量控制在314 mm,且未出現(xiàn)可接長(zhǎng)錨桿破斷的現(xiàn)象,因此,可接長(zhǎng)錨桿系統(tǒng)支護(hù)效果要明顯優(yōu)于錨索。

5 結(jié) 論

(1)研發(fā)了新型可接長(zhǎng)錨桿,接頭處及連接螺栓能與桿體的強(qiáng)度相匹配,充分發(fā)揮了桿體材質(zhì)的高強(qiáng)度及延伸性能。錨固穩(wěn)定、高阻讓壓、協(xié)調(diào)同步和護(hù)頂護(hù)表的特性使其更適用于大變形巷道中。

(2)頂板可接長(zhǎng)錨桿支護(hù)系統(tǒng)與“錨桿+錨索”聯(lián)合支護(hù)方式相比,頂板允許的最大變形量提高了487 mm,可接長(zhǎng)錨桿不會(huì)因?yàn)樽冃瘟窟^大而破斷,支護(hù)系統(tǒng)的支護(hù)強(qiáng)度及穩(wěn)定性仍然可以維持在較高水平。

(3)可接長(zhǎng)錨桿維護(hù)頂板變形效果明顯,在試驗(yàn)巷道內(nèi),頂板的總變形量平均為314 mm,比頂板錨索支護(hù)系統(tǒng)65 d的總變形量少33%,且能夠達(dá)到變形量不再增加的穩(wěn)定狀態(tài);工作阻力為160～180 kN的可接長(zhǎng)錨桿的比例可達(dá)87.5%,未發(fā)生失效破斷現(xiàn)象,起到了高阻讓壓支護(hù)巷道頂板的效果。

(4)可接長(zhǎng)錨桿作為一種新型礦用錨桿,其延伸率優(yōu)于鋼絞線,性能與普通錨桿相匹配且能適應(yīng)煤巷圍巖變形,但其桿體強(qiáng)度低于錨索,只有在圍巖變形量大于常規(guī)錨索延伸總量時(shí),方可替代錨索?？山娱L(zhǎng)錨桿適用于圍巖變形量較大的巷道。

[1] 何滿潮,謝和平,彭蘇萍,等.深部開采巖體力學(xué)研究[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報(bào),2005,24(16):2803－2813.

He Manchao,Xie Heping,Peng Suping,et al.Study on rock mechanics in deep mining engineering[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2005,24(16):2803－2813.

[2] 謝和平,周宏偉,劉建鋒,等.不同開采條件下采動(dòng)力學(xué)行為研究[J].煤炭學(xué)報(bào),2011,36(7):1067－1074.

Xie Heping,Zhou Hongwei,Liu Jianfeng,et al.Mining-induced mechanical behavior in coal seams under different mining layouts[J].Journal of China Coal Society,2011,36(7):1067－1074.

[3] 馬念杰,侯朝炯.采準(zhǔn)巷道礦壓理論及應(yīng)用[M].徐州:中國(guó)礦業(yè)大學(xué)出版社,1995:82－91.

[4] 王金華.我國(guó)煤巷錨桿支護(hù)技術(shù)的新發(fā)展[J].煤炭學(xué)報(bào),2007, 32(2):113－118.

Wang Jinhua.New development of rock bolting technology for coal roadway in China[J].Journal of China Coal Society,2007,32(2): 113－118.

[5] 湯 雷,王五平.錨桿支護(hù)與圍巖共同承載的協(xié)調(diào)性[J].煤炭學(xué)報(bào),2004,29(1):12－16.

Tang Lei,Wang Wuping.Coordination between bolting support and surrounding rock affected by ground pressure[J].Journal of China Coal Society,2004,29(1):12－16.

[6] 嚴(yán) 紅,何富連,徐騰飛.深井大斷面煤巷雙錨索桁架控制系統(tǒng)的研究與實(shí)踐[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報(bào),2012,31(11):2248－2257.

Yan Hong,He Fulian,Xu Tengfei.Study of double-cable-truss controlling system for large section coal roadway of deep mine and its practice[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering, 2012,31(11):2248－2257.

[7] 侯朝炯,何亞男.桿體可伸長(zhǎng)錨桿的原理及應(yīng)用[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報(bào),1997,16(6):544－549.

Hou Chaojiong,He Yanan.Principle and application of rockbolts with extensible rod[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,1997,16(6):544－549.

[8] Bradybhg,Brownet.Rock mechanics for underground mining[M].Rotterdam:Kluwer Academic Publishers,2004.

[9] 王 琦,李術(shù)才,李為騰,等.深部煤巷高強(qiáng)讓壓型錨索箱梁支護(hù)系統(tǒng)研究[J].采礦與安全工程學(xué)報(bào),2013,30(2):173－180.

Wang Qi,Li Shucai,Li Weiteng,et al.Research and application of pressure relief anchor box beam support system in deep coal roadway [J].Journal of Mining&Safety Engineering,2013,30(2):173－180.

[10] 柏建彪,王襄禹,姚 喆.高應(yīng)力軟巖巷道耦合支護(hù)研究[J].中國(guó)礦業(yè)大學(xué)學(xué)報(bào),2007,36(4):421－425.

Bai Jianbiao,Wang Xiangyu,Yao Zhe.Study of coupling support in soft rock roadway under high stress[J].Journal of China University of Mining&Technology,2007,36(4):421－425.

[11] 康紅普,王金華,林 健.高預(yù)應(yīng)力強(qiáng)力支護(hù)系統(tǒng)及其在深部巷道中的應(yīng)用[J].煤炭學(xué)報(bào),2007,32(12):1233－1238.

Kang Hongpu,Wang Jinhua,Lin Jian.High pretensioned stress and intensive bolting system and its application in deep roadways[J].Journal of China Coal Society,2007,32(12):1233－1238.

[12] 何滿潮,蘇永華,孫曉明,等.錨桿支護(hù)煤巷穩(wěn)定性可靠度分析[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報(bào),2002,21(12):1810－1814.

He Manchao,Su Yonghua,Sun Xiaoming,et al.Reliability analysis of stability of coal roadway supported by rock-bolt[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2002,21(12):1810－1814.

[13] 張國(guó)鋒,于世波,李國(guó)峰,等.巨厚煤層三軟回采巷道恒阻讓壓互補(bǔ)支護(hù)研究[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報(bào),2011,30(8):1619－1626.

Zhang Guofeng,Yu Shibo,Li Guofeng,et al.Research on complementary supporting system of constant resistance with load release for three-soft mining roadways in extremely thick coal seam[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2011,30 (8):1619－1626.

[14] 張志康,王連國(guó),單仁亮,等.深部動(dòng)壓巷道高阻讓壓支護(hù)技術(shù)研究[J].采礦與安全工程學(xué)報(bào),2012,29(1):33－37.

Zhang Zhikang,Wang Lianguo,Shan Renliang,et al.Support technology of high resistant and yielding property for deep roadway under dynamic pressure[J].Journal of Mining&Safety Engineering, 2012,29(1):33－37.

[15] 王 平,姜福興,王存文,等.大變形錨桿索協(xié)調(diào)防沖支護(hù)的理論研究[J].采礦與安全工程學(xué)報(bào),2012,29(2):191－196.

Wang Ping,Jiang Fuxing,Wang Cunwen,et al.The study on coordination for avoiding impact using bolt and anchor cable with large deformation[J].Journal of Mining&Safety Engineering,2012,29 (2):191－196.

[16] 康紅普,林 健,吳擁政.全斷面高預(yù)應(yīng)力強(qiáng)力錨索支護(hù)技術(shù)及其在動(dòng)壓巷道中的應(yīng)用[J].煤炭學(xué)報(bào),2009,34(9):1153－1159.

Kang Hongpu,Lin Jian,Wu Yongzheng.High pretensioned stress and intensive cable bolting technology set in full section and application in entry affected by dynamic pressure[J].Journal of China Coal Society,2009,34(9):1153－1159.

[17] 王金華,康紅普,高富強(qiáng).錨索支護(hù)傳力機(jī)制與應(yīng)力分布的數(shù)值模擬[J].煤炭學(xué)報(bào),2008,33(1):1－6.

Wang Jinhua,Kang Hongpu,Gao Fuqiang.Numerical simulation onload-transfer mechanisms and stress distribution characteristics of cable bolts[J].Journal of China Coal Society,2008,33(1):1－6.

[18] 李俊平,連民杰.礦山巖石力學(xué)[M].北京:冶金工業(yè)出版社, 2011:53－58.

[19] 王少勇,吳愛祥,韓 斌,等.濕噴混凝土+樹脂錨桿耦合支護(hù)的力學(xué)模型[J].中南大學(xué)學(xué)報(bào)(自然科學(xué)版),2013,44(8): 3486－3492.

Wang Shaoyong,Wu Aixiang,Han Bin,et al.Mechanical model of wet shotcrete+resin bolt coupling support[J].Journal of Central South University(Science and Technology),2013,44(8): 3486－3492.

Research on lengthening bolt roof support system performance in largely deformed roadway

LIU Hong-tao,WANG Fei,WANG Guang-hui,ZHAO Xi-dong,TANG Da,YU Ming-jiang
(Faculty of Resources and Safety Engineering,China University of Mining and Technology(Beijing),Beijing 100083,China)

In order to solve technical problems of largely deformed roadway,such as high support cost and poor support effect,a new style lengthening bolt was researched and developed.The paper studied deformation and failure feature of largely deformed roof,and analyzed force and deformation characteristic of lengthening bolt by comparison with ordinary bolt and traditional cable.Besides,the constitutive model of surrounding rock-support system was established,then, the lengthening bolt roof support system was put forward and successfully applied in 5203 ventilation roadway in Wujiagou Mine,which effectively control the sustainable deformation of roadway roof.The research results show that maximum elongation and breaking load of 4 m lengthening bolt respectively are 685 mm and 195 kN.Furthermore,the lengthening bolt not only gives full play to its high elongation,but ensures high support resistance.Besides,both of stability and support strength of lengthening bolt roof support system are superior than roof cable support system in late period.Field observation results show that the subsidence amount decreases more than 33%when the roof is supported by lengthening bolt roof support system,and the proportion of those lengthening bolt with 160－180 kN support strength is almost 87.5%,which achieves the goal of strong support and yield pressure.

lengthening bolt;largely deformed roadway;constitutive model;high resistance yield pressure

TD353

A

0253－9993(2014)04－0600－08

劉洪濤,王 飛,王廣輝,等.大變形巷道頂板可接長(zhǎng)錨桿支護(hù)系統(tǒng)性能研究[J].煤炭學(xué)報(bào),2014,39(4):600－607.

10.13225/ j.cnki.jccs.2013.1739

Liu Hongtao,Wang Fei,Wang Guanghui,et al.Research on lengthening bolt roof support system performance in largely deformed roadway [J].Journal of China Coal Society,2014,39(4):600－607.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2013.1739

2013－11－20 責(zé)任編輯:常 琛

國(guó)家自然科學(xué)基金資助項(xiàng)目(51204187,51234005);北京高等學(xué)校青年英才計(jì)劃資助項(xiàng)目(YETP0928)

劉洪濤(1981—),男,吉林懷德人,副教授,博士。E－mail:lht5004@sina.com。通訊作者:王 飛(1988—),男,河南安陽人,碩士研究生。E－mail:wangfeialvin@163.com