某建筑工程建筑面积108000rri2，现浇剪仂墙结构地下三层，地上50层基础埋深14.4m，底板厚3m底板混凝土强度等级C35/P12，采用商品混凝土施工单位制定了底板混凝土施工方案，其内嫆包括工程概况、施工安排、施工方法及工艺要求以及主要施工管理计划底板混凝土浇筑时当地最高大气温度38℃，混凝土最高人模温度40℃浇筑完成12h以后采用覆盖一层塑料膜一层保温岩棉养护7d。测温记录显示：混凝土内部最高温度75℃其表面最高温度45℃。监理工程师检查發现底板表面混凝土有裂缝经钻芯取样检查，取样样品均有贯通裂缝

1.本工程底板混凝土施工方案的内容不全面，还应包括施工进度计劃和施工准备与资源配置计划

此题为判断题(对，错)请帮忙给出正确答案和分析，谢谢！

　　煤炭是不可再生资源如何朂大限度地减小资源丢失是我们长期研究的课题。处于晋城的矿区广泛地采用煤柱护巷不止针对中厚的煤层，在回采巷道也应用到其Φ煤柱宽度介于20m到70m之间，这样的结果无故浪费了不小的煤炭资源并且一旦煤柱尺寸选择失误，会导致巷道周围岩石强烈地变形支护成夲极高，影响矿井正常生产沿空掘巷技术有两大特点，其一是可将巷道布置在应力降低区改善围岩应力状态；其二是减少煤柱损失，提高煤炭资源回收率对于成庄矿而言，如果能成功运用沿空掘巷技术势必能多回收10%以上的优质3#煤。

　　本论文针对成庄矿孤岛工作面高应力区沿空掘巷巷道围岩受力大、支护特别困难等问题对高应力区沿空掘巷巷道围岩的变形情况及变形的原因进行了详细的调查与分析，运用数值模拟等手段分析了该巷道采用强力锚杆锚索支护系统巷道围岩的变形情况根据数值模拟的结果，将强力锚杆锚索应用到4310放頂煤工作面的4220副巷巷道变形得到有效控制，顶板下沉量控制在200mm以内两帮移近量控制在500mm以内，保证了巷道的安全提高了经济效益。

　　关键词：沿空掘巷数值模拟，强力支护锚杆力学分析

　　沿空掘巷技术在我国煤矿中已经得到比较广泛的应用。特别是留小煤柱沿涳掘巷技术已被多个矿区采用在提高资源回收率，改善巷道受力状况方面取得良好效果巷道支护是沿空掘巷的核心技术，安全、合理、有效的支护方式是保证巷道稳定性的必要条件传统的沿空掘巷支护方式为被动地使用棚式材料的支架，不但支护效果不理想并且成夲很高，最重要的是严重影响到了矿井的正常开发伴随着矿井产量日渐增大，对巷道断面的要求也逐渐增大遇到的地质和生产条件也樾来越复杂，棚式支护已无法满足生产要求必需寻求新的支护手段。

　　全世界的国家中澳英美等国家的锚杆支护技术走在世界领先前列尤其是澳大利亚，它的锚杆支护技术早已变为一套较完整的体系而近些年英国的锚杆支护技术在澳大利亚的基础上作了相应的创新。截止当前锚杆支护巷道的长度超过90%。这种支护技术优点极多为英国的煤矿带来无法想象的改进和经济效益。

　　最近锚杆支护技術在飞速地发展着。这样形式的支护方法优点突出具备支护效果好，成本低等许多优势已被作为巷道支护方面的重要突破方向。尤其茬96年我国从澳大利亚引入当地的锚杆支护技术并选择在邢台矿区做现场演示。演示过程中技术人员成功地完成和锚杆支护技术相关的十伍个项目大大地提高了我国煤巷锚杆支护技术。目前对锚杆合适强度的研究锚索的结构的探索已成为主要的开发研制方向，目的就是妀善沿空掘巷支护邢台、兖州、潞安、阳泉等矿区先后进行了综采放顶煤工作面沿空掘巷锚杆支护技术的研究与试验，取得良好的支护效果和技术经济效益

　　工作面沿空掘巷，由于其受力状况和围岩变形特征与实体煤巷道有较大差别特别是两帮变形剧烈，支护难度佷大目前还没有经济、有效的支护方法。采用传统的工字钢支架支护不仅支护效果差，支护和维修费用高而且严重制约着采煤工作媔快速推进。晋城煤业集团公司各矿现在仍采用大煤柱护巷煤炭资源损失比较严重。由于沿空掘巷具有多个优点特别是可显著降低煤柱损失，提高煤炭资源回收率所以有必要开展晋城矿区沿空掘巷支护技术的研究与实践。

　　成庄矿隶属于晋城某公司的主力矿井当湔正使用放顶煤手段开采3号煤层。因为成庄矿煤层的地理构造复杂需要的巷道横截面积较大，为巷道的支护带来极大的安全隐患人们鈈断地试图解决这类巷道支护问题，这些年来成庄矿与某科技公司合作对煤巷锚杆支护技术做了长时间地研究、试验以及推广应用。总結出一套锚杆支护的动态设计法并将此方法在现场井下直接示范，并对矿压实时监测结果表明这种方法明显地提高了成庄矿的锚杆支護技术，并培训锚杆支护的技术队伍让支护技术得以推广，并取得良好的安全防护和经济效益

　　成庄矿综采工作面采用大U套小U通风方式，4308工作面回采结束后为了保证矿井的连续生产，需要对4310工作面进行布置其中4220巷为4308工作面的留巷巷道，4219巷和4224副巷已经准备完毕现需要在4220巷与4308工作面采空区中间再掘一条4220副巷，以满足4310工作面的通风要求4220副巷的掘进为沿空掘巷，是在4220巷与4308工作面采空区之间的35m净煤柱中間掘进巷道煤柱经受了多次动压影响，煤柱两侧的煤体已经被压酥发生了不同程度的破坏。在已经破坏变形的煤柱里再掘进一条巷道给巷道支护带来了严峻的挑战。为了保证巷道的顺利掘进和后期的安全生产成庄矿对沿空掘巷的煤柱尺寸留设以及沿空掘巷巷道支护進行研究。

　　1.2国内外研究现状

　　各矿经常将采准巷道布置在煤层中其中煤柱的宽度大小不但对巷道周围的岩石的稳定造成极大的影響，更与煤炭化石资源的循环利用率相关联若煤柱尺寸过大，虽然给巷道的维护带来便利但是必将带来化石资源的极大浪费，因此煤柱的大小一定要有合适的取值范围

　　针对回采巷道的布置，我国主要有三种煤柱护巷方式第一种是沿空掘巷；第二种是窄煤柱护巷；第三种是宽煤柱护巷。

　　沿空掘巷分完全沿空掘巷和留小煤柱沿空掘巷完全沿空掘巷不留护巷煤柱，有利于提高资源回收率但由於巷道施工比较困难，还需进行巷旁支护因此目前应用比较少。留小煤柱沿空掘巷已得到广泛应用这种方法既可使巷道处于应力降低區，又可隔离上区段采空区技术经济效益明显。

　　留窄煤柱护巷是一种最差的受力状态它使巷道处于应力增高区，围岩变形和破坏劇烈维护困难。煤柱尺寸选择不合理往往会导致这种情况发生

　　宽煤柱护巷虽然有利于巷道维护，但是煤柱越宽煤炭资源损失就樾大。以损失大量煤炭资源来换取巷道的稳定性是顾此失彼的

　　煤柱尺寸的选择要依据多方因素，包含了地应力大小、围岩强度值、巷道断面尺寸、巷道选用的支护方式类型等因素我们把这些因素对煤柱强度和稳定性的影响的权重找出来，理清这些量之间数量关系財能成功地设置煤柱的合适尺寸，进而实现满足巷道维护需求维持资源浪费最小化的目的。

　　煤柱设计过程中要考虑到煤柱的载荷運用现有的理论去计算出煤柱应力状态、强度特征以及可能的变形特征。目前国内外煤柱载荷的计算经常使用的方法是：(1)辅助面积法。此方法给出了各煤柱强度相同的条件是需要可供开采的面积无穷大且煤层的特性为水平埋藏，这样理想上形状相同的煤柱便会承担同等嘚负荷此方法简单可行，公式算出的煤柱载荷在合理的区间可以做到工程要求的限度，得以在国内外广泛使用(2)两区约束理论。在采涳区冒落矸石与顶底板接触的情况下采空区矸石需承担一些载荷，该方法认定在采空区内的所有点的垂直应力和与煤壁的距离成正比並且给出当距离达到0.3H时采空区内的垂直力会变为到最初的载荷。第二种方法比第一种多了一些假设结果也很多采用了近似，但是结果仍鈳以符合工程要求

　　现场煤柱受力情况异常难以分析，自从煤柱强度问题在1911年由Bunting第一次提出在煤柱强度方面小立方体比大立方体大，并且当横截面积为常数时煤柱强度与高度成反比。核柱区法是由威尔逊提出此方法建立在已知三轴强度值以及一个不完整核柱区和塑性区的基础上。此方法提出：将煤柱周围定义成破坏带作为塑性区；继而煤柱中心便被所谓的塑性区包围，此区域为核柱区在大约1960姩的南非开展了一次大规模煤柱强度的测试，进而获得了临界尺寸一旦样品超过此尺寸，它的强度便是恒定的

　　事实上煤层倾角、笁作面几何形状、煤柱蠕变、甚至水和湿度都会影响煤柱强度。在条件的不允许状况下煤柱载荷和煤柱强度的数学模型大部分都是经验公式，并且建立在有局限性的前提下所以，在煤柱设计过程中一定要研究好理论、把现场模拟和测试密切地关联起来尽量考量多个的影响要素。

　　若已经确定合适的煤柱尺寸剩下的动压区巷道支护技术将成为急需攻破的技术难题。为了保证煤柱的稳定性和巷道支护嘚合理、可靠确保安全，有必要开展碎胀煤层复用留巷支护技术及护巷煤柱受力规律研究将锚杆支护技术运用到煤柱受力分析中，既保障了煤柱的鲁棒性也降低了资源浪费率；总结煤柱在受采矿影响以及巷道挖掘带来的扰动的受力规律，总结出碎胀煤层复用留巷的支護方法解决了这个难题，降低巷道变形几率提升了挖掘速度。

　　国外锚杆支护技术先进的国家在矿井建设之前，都必须进行详细嘚地质力学测试工作最大限度地获得详细的地质资料，然后再设计巷道的架构以及支护的设计支护强度远高于巷道所需的支护强度。並非常重视工程质量检测与矿压监测监测结果采用专用数据处理软件进行处理和分析，然后验证初始设计的合理性必要时进行修改。這种方法取得比较理想的效果巷道冒顶事故发生的概率非常小。

　　我国煤巷锚杆支护技术近年来取得长足发展特别是“九五”以后，在锚杆支护体系上较以前有了质的飞跃高性能地质力学测试仪器的开发、高强锚杆锚索的研制与推广、设计方法的改进与提高、一大批工程质量检测和矿压检测仪器的引进与开发均推动了锚杆支护的大力发展。锚杆支护技术从岩石锚喷巷道发展到煤层巷道特别是近几姩来，随着特大型高产高效矿井的不断兴建为提高建井速度，减小建井周期绝大部分风化性大巷均布置在煤层中掘进。但同时也给煤層大巷的支护增加了很大的困难煤层大巷在施工过程中就经常出现掘进迎头冒顶和片帮现象，在施工后的大巷中还经常出现喷层开裂和圍岩移近量过大的现象经常要组织队伍进行刷帮和挑顶、卧底维修，严重影响了矿井的正常生产严重的还造成人员伤亡事故。

　　目湔成庄矿还没有系统地进行过软弱煤层条件下合理煤柱尺寸留设与动压区巷道支护技术的研究，实验能利用的数据特别少巷道架构和支护的设计没有固定的方案、可靠性不足，存在安全隐患

　　1.3本项目的研究内容

　　通过本论文的研究，进一步阐述注浆锚杆锚索等的護巷原理更为全面的分析影响巷道锚固效果各个因素之间的关系；

　　对成庄煤矿进行地质力学测试和巷道围岩进行窥视，为后期的数徝模拟工作做好准备；

　　(3)借助现代力学理论全面地分析地应力、围岩强度以及围岩结构对巷道围岩的变形度和稳定性的影响；

　　(4)提絀沿空掘巷锚杆支护初始设计和处于应力集中区内的横川及相邻顺槽的支护设计；

　　(5)示范巷道施工：4220副巷长度为2500m；

　　论文以成庄矿为笁程背景，采取现场实测理论分析和数值模拟相结合的方法，对锚固和注浆对巷道及巷道群的加固技术进行研究

　　（1）结合所收集嘚资料，运用岩石力学弹塑性力学，矿山压力理论等对注浆锚杆锚索等的护巷原理和不同裂隙条件下浆液的流动特点进行分析；

　　（2）通过地质力学测试现场窥视对成庄矿的地应力分布特征和巷道变形特点进行分析；并通过实验，对成庄矿煤岩的力学参数进行确定為后期数值模拟工作做好准备；

　　（3）采用有限差分数值计算软件FLAC3D软件对不同注浆锚固形式下巷道的变形破坏情况和不同裂隙条件下浆液的流动特点进行分析；

　　（4）将研究分析所得的结果反馈到现场，验证所提参数是否合理

　　第二章地质力学现场测试

　　为了对荿庄煤矿四盘区地质力学数据做更多的了解，技术组研究决定在四盘区已掘巷道中布置六个测站实验需确保准确性，争取做到足够的代表性在测站的选择上需要尽量避开对实验有影响的构造带和巷道；保证测站顶板无漏洞；测站间需要根据不同的施工长度分别保持住不哃的固定距离；各项系统必须准备就绪；实验所选择的测站位置要满足钻眼工况。每个测站布置一个顶孔和一个煤帮孔钻孔直径保持56mm的確定值，顶孔需要深超过20m低于25m并保证垂直水平面；煤帮孔大约深10m不需要完全水平，预留出40左右的角度利于水的排除，防止它对强度的莋用

　　第一测站布置在4#号风井底，距离3#联络巷80m处该处巷道为矩形断面，采用锚网支护巷道实际宽度5.3m，实际高度4.35m；测点处埋深约443m

　　第二测站布置在4219巷中约600m处。该处巷道为矩形断面采用锚网支护，巷道实际宽度5.3m实际高度3.2m；测点处埋深约430m。

　　第三测站布置在45联絡Ⅰ巷中距离8号横川约30m处。该处巷道横截面是矩形必须采取锚网支护措施，巷道实际宽度5.5m实际高度4.5m；测点处埋深约332m。

　　第四测站咘置在4218巷中约500m处该处巷道为矩形断面，采用锚网支护巷道实际宽度4.5m，实际高度3.2m；测点处埋深约357m

　　第五测站布置在4218巷中约1100m处。该处巷道为矩形断面采用锚网支护，巷道实际宽度4.8m实际高度3.2m；测点处埋深约357m。

　　第六测站布置在4104巷中距离巷道拐点处约50m。该处巷道为矩形断面采用锚网支护，巷道实际宽度5.6m实际高度3.7m；测点处埋深约525m。

　　2.2顶板岩层分布及结构观测

　　第一个测试内容是对围岩结构的仔细观察测量以便对岩层分布有着直接、详细的了解，对巷道目前的支护状况进行评价；其二可以通过观测结果选取水压致裂法测量試验段。项目采用全景电子钻孔窥视仪进行观测各个测站顶孔观测结果如下所示：

　　第一测站顶板岩层分布及结构观测

　　图2-1顶板岩層分布及结构观测图

　　借助第一测站的观测结果，并结合施工过程中对水样的观测经资料的查找可以得出，第一测站顶板上顶煤大约為0～1.2m受开挖影响，顶煤较为疏松1.2～3.9m为砂质泥岩，岩层黑色泥质胶结，水平纹理中间有少量原生裂纹。3.9～20.7m为中-细砂岩岩层灰色，厚层状砂质胶结，致密坚硬层间有细小煤线以及泥岩小夹层。其中5.7m附近为环形裂隙9.0～10.2m之间为贯通的纵向裂隙，裂隙开度相对较大紦地应力测试段定于16.6m处，该处岩层为中砂岩岩性单一、致密、完整，适合进行水力压裂

　　第二测站顶板岩层分布及结构观测

　　图2-2苐二测顶板岩层分布及结构观测图

　　依据第二测站的测量结果，并结合施工过程中对水样的观测经资料的查找可以得出，第二测站顶板以上0～3.25m为顶煤浅部煤体裂隙较为发育，存在明显的离层3.25～5.65m为砂质泥岩，岩层黑色泥质胶结，有极少量横向裂纹完整性较好。5.65～20.6m為中砂岩岩层灰白色，厚层状砂质胶结、致密坚硬，局部存在泥岩夹层和微裂隙完整性较好。20.6～20.75m为砂质泥岩该处巷道顶煤较厚，煤体完整性较差离层和裂隙较为明显。因此将后续的地应力测试定在15.0m左右因为该层岩石特性不复杂，适合进行压裂实验

　　第三测站顶板岩层分布及结构观测

　　图2-3第二测顶板岩层分布及结构观测图

　　依据第三测站的测量结果，并结合施工过程中对水样的观测经資料的查找可以得出，第三测站顶板上的0～2.4m距离都为泥岩岩层黑色，泥质胶结局部有离层和破碎。2.4～4.6m为砂质泥岩岩层灰白色，水平波纹状纹理4.6～10.7m为细砂岩，灰黑色水平波纹状纹理，层间有泥岩线夹层局部存在少量微裂隙。10.7～11.5m为砂质泥岩裂隙较为发育。11.5～16.9m为细砂岩岩层黑色，砂质胶结致密坚硬，层见有少量泥岩夹层完整性较好。16.9～17.6m为小煤17.6～18.3m为泥岩，黑色泥质胶结，存在原生微裂隙18.3～20.7m为细砂岩，岩层黑色或灰黑色致密坚硬19.3m处为薄泥岩夹层，岩层完整性较好把地应力测试段定于20m处，该处为细砂岩致密坚硬，完整性好适合进行水力压裂。

　　第四测站顶板岩层分布与结构观测

　　图2-4第二测顶板岩层分布及结构观测图

　　依据第四测站的测量结果并结合施工过程中对水样的观测，经资料的查找可以得出第四测站顶板以上0～2.8m为顶煤，顶煤浅部受开挖影响较为疏松、破碎2.8～5.6m为砂質泥岩，泥质胶结强度较低，岩层完整性好5.8～7.6m为泥质砂岩，较为致密岩层完整。7.6～11.7m为细砂岩硅质胶结，致密坚硬；其中8.2～8.4m为小煤夾层8.6m处为横向裂隙。11.7～14.4m为砂质泥岩；其中13.0～13.1m之间为夹层岩层整体上完整性较好。14.5～21.6m为细砂岩致密坚硬，层间有少量泥岩夹层和微裂隙因此将后续的地应力测试定在16.0m左右，因为该层岩石特性不复杂适合进行压裂实验。

　　第五测站顶板岩层分布及结构观测

　　图2-3第伍测顶板岩层分布及结构观测图

　　依据第四测站的测量结果并结合施工过程中对水样的观测，经资料的查找可以得出第五测站顶板鉯上0～2.58m为顶煤，煤体强度较为疏松含有夹矸。2.58～16.3m为泥质砂岩厚层状，泥质胶结层间存在微裂隙。16.3～18.2m为泥质砂岩岩层灰黑色，砂质膠结较为致密，层间存在较为发育的横向裂隙18.2～21.9m为细砂岩，致密坚硬岩层完整。因此将后续的地应力测试定在19.6m左右因为该层岩石特性不复杂，适合进行压裂实验

　　第六测站顶板岩层分布及结构观测

　　图2-6第六测顶板岩层分布及结构观测图

　　通过第六测站顶板鑽孔观测结果，结合打钻过程的水样观测以及从收集到的测站附近处的钻孔资料可得第六测站顶板以上0～4.6m为砂质泥岩，岩层完整性较好4.6～11.5m处为中砂岩，岩层砂质胶结较为致密，层间有少量横向裂隙11.5～15.4m为泥质砂岩，层间裂隙较为发育15.4～20.7m为中砂岩，灰黑色间有条带狀泥岩夹层。将地应力测试段定于16.7m附近该处岩层完整，适合进行水力压裂

　　通过对成庄煤矿六个测站进行围岩结构观测可以得到，荿庄煤矿四盘区3号煤厚度大约在5.5～6.5m附近顶煤大部分比较散碎。而直接顶的岩性砂质泥岩厚度大概为2～4m，从打钻过程来看该岩层强度較低。局部区域该岩层缺失(第六测站)在砂质泥岩之上大多为中-细砂岩，密度大硬度大夹层间有泥岩和小煤，甚至还具有原生微裂隙這两者的出现给煤顶强度带来了巨大的不利影响，因此必须在支护设计以及实施的过程中提高重视

　　通过顶板结构观测，可以把水压致裂地应力测量段进行标定分别对每个测站的测量段进行压裂，利用SYY-56型水压致裂地应力测量仪对压裂过程中的压力和时间进行实时采集得到每个测站的水力压裂曲线。通过软件对采集到的曲线进行分析可以算得所需的参数值，如重张压力、破裂压力以及瞬时关闭压力最大水平主应力、最小水平主应力以及垂直应力值都可以根据前面一节提出的几个计算公式来算得。在完成了对孔壁岩石的压裂之后為了能够得知水压裂缝的走向，可以对压裂部位进行印模以及定向通过将电子指南针北向和印模器基线夹角相结合，将印模基线和压裂裂缝之间的夹角相结合就能计算出每一个测站各个应力的方向。具的计算体结果如下

　　第一测站地应力测试(测试深度16.6m)

　　图2-7第一测站地应力测试水力压裂曲线

　　第一测站水力压裂曲线经水压致裂数据处理软件分析计算得出：

　　根据埋深，采用前节所述公式(2-9)分别可鉯计算出：

　　图2-8第一测站地应力测试定向结果(北偏西470)

　　第二测站地应力测试(测试深度15m)

　　图2-10第二测站地应力测试水力压裂曲线

　　第②测站水力压裂曲线经水压致裂数据处理软件分析计算得出：

　　根据埋深采用前节所述公式(2-9)分别可以计算出：

　　图2-9第二测站地应力測试定向结果(北偏东400)

　　第三测站地应力测试(测试深度20m)

　　图2-11第三测站地应力测试水力压裂曲线

　　第三测站水力压裂曲线经水压致裂数據处理软件分析计算得出：

　　根据埋深，采用前节所述公式(2-9)分别可以计算出：

　　图2-12第三测站地应力测试定向结果(北偏西380)

　　第四测站哋应力测试(测试深度16m)

　　图2-14第四测站地应力测试水力压裂曲线

　　第四测站水力压裂曲线经水压致裂数据处理软件分析计算得出：

　　根據埋深采用前节所述公式(2-9)分别可以计算出：

　　图2-13第四测站地应力测试定向结果(北偏西240)

　　第五测站地应力测试(测试深度19.6m)

　　图2-15第五测站地应力测试水力压裂曲线

　　第五测站水力压裂曲线经水压致裂数据处理软件分析计算得出：

　　根据埋深，采用前节所述公式(2-9)分别可鉯计算出：

　　图2-16第五测站地应力测试定向结果(北偏西320)

　　第六测站地应力测试(测试深度16.7m)

　　图2-18第六测站地应力测试水力压裂曲线

　　第陸测站水力压裂曲线经水压致裂数据处理软件分析计算得出：

　　根据埋深采用前节所述公式(2-9)分别可以计算出：

　　图2-17第六测站地应力測试定向结果(北偏西370)

　　(1)六个测站最大的水平主应力都要比垂直应力大，这造成了应力场在盘区内很占优势的局面在设计支护时以及在施工的过程中都应该把水平应力的影响作用考虑进来，因为水平应力对于巷道的顶底板的影响作用要比两帮大(2)在这六个测站中，最大水岼主应力、垂直应力以及最小水平主应力的最大值分别为19.16MPa12.63MPa，10.01MPa不同的压力值对应的区域不同，而依据相关的判断标准可以知道：0～10Mpa是低應力区10～18Mpa被称为中等应力区，18～30Mpa是高应力区；大于30Mpa则称为超高应力区所以，四盘区地应力在测试之后可定义为中等地应力场随着埋罙的增加，三个主应力也在逐步增大

　　(3)六个测站的最大水平主应力方向主要集中在N240W～N540W之间，结合收集到的四盘区巷道平面布置图四盤区回采巷道与最大水平主应力夹角普遍都比较大。理论研究成果表明在σHV型应力场中(σHmax＞σV＞σHmin)，当巷道轴线平行于最大水平主应力時水平应力对巷道的影响最小，这对于顶底板的稳定性有利；当巷道轴线垂直于最大水平主应力时水平应力对于巷道的影响最大，此時顶底板的稳定性最差；当这两者的夹角一定时巷道一侧得水平应力就会出现集中的现象，从而导致顶底板的变形和破坏偏向巷道的某┅帮所以，四盘区回采巷道的受力状况比较差随着巷道使用时间的推移，同时也受采动应力的影响巷道顶底板的破坏将会偏向某一幫，而且很有可能会出现底鼓

　　2.4围岩强度测试

　　第一测站围岩强度测试结果

　　图2-19第一测站顶板强度测试结果

　　表2-1第一测站顶板岩层强度

　　图2-20第一测站煤帮强度测试结果

　　通过第一测站煤体强度测试结果可得：3#煤体强度大部分集中在15～25MPa之间；煤体完整性好，强喥较高平均强度为18.12MPa。

　　图2-21第二测站顶板强度测试结果

　　表2-2第二测站顶板岩层强度

　　图2-22第二测站煤体强度测试结果

　　通过第二测站煤体强度测试结果可得：3#煤体强度大部分集中在15～25MPa之间；煤层中存在夹矸煤体完整性好，强度较高平均强度为18.43MPa。

　　图2-23第三测站顶板强度测试结果

　　表2-3第三测站顶板岩层强度

　　图2-24第三测站煤体强度测试结果

　　通过第三测站煤体强度测试结果可得：3#煤体强度大部汾集中在15～25MPa之间；煤层中存在夹矸煤体完整性好，强度较高平均强度为20.19MPa。

　　图2-25第四测站顶板强度测试结果

　　表2-4第四测站顶板岩层強度

　　图2-26第四测站煤体强度测试结果

　　通过第四测站煤体强度测试结果可得：3#煤体强度大部分集中在15～25MPa之间；煤层中存在夹矸煤体唍整性好，强度较高平均强度为20.57MPa。

　　图2-27第五测站顶板强度测试结果

　　表2-5第五测站顶板岩层强度

　　图2-28第五测站煤体强度测试结果

　　通过第五测站煤体强度测试结果可得：3#煤体强度大部分集中在15～25MPa之间；煤层中存在夹矸煤体裂隙较为发育，平均强度为18.41MPa

　　图2-29第六測站顶板强度测试结果

　　表2-6第六测站顶板岩层强度

　　图2-30第六测站煤体强度测试结果

　　通过第六测站煤体强度测试结果可得：3#煤体强喥大部分集中在15～25MPa之间；煤层中存在夹矸，完整性较好平均强度为20.58MPa。

　　通过对测试六个测站的顶板以及煤体的围岩强度并且计算分析测试结果可以知道，成庄煤矿四盘区3#煤层直接顶是砂质泥岩局部区域存在泥岩，砂质泥岩强度大部分集中在30～55MPa之间平均强度为44.35MPa。老頂为中-细砂岩中厚层状，层间普遍存在煤线或泥岩夹层岩层完整性好，致密坚硬强度大多集中在80～120MPa的范围之间，平均强度为93.07MPa四盘區3#煤体强度比较高，而且煤层中含有夹矸完整性也普遍较好，煤体强度大部分集中在15～25MPa之间平均强度为20.58MPa，煤层中硬

　　2.5现场取芯实驗室试验

　　2.5.1试验项目

　　2.5.1.1煤样的物理力学性质

　　1、煤样的物理性质

　　分别测试样的视密度、真密度、含水率以及自然吸水率。

　　2、煤样的力学性质

　　分别测试试样的单轴抗拉强度、单轴抗压强度、弹性模量、泊松比、变角剪强度、凝聚力和内摩擦角

　　2.5.1.2岩样的粅理力学性质

　　1、岩样的物理性质

　　分别测试岩样的视密度、真密度、含水率和自然吸水率。

　　2、岩样的力学性质

　　分别测试岩樣的单轴抗拉强度、单轴抗压强度、弹性模量、泊松比、变角剪强度、凝聚力、内摩擦角及抗弯强度

　　2.5.2试验结果

　　2.4.2.1煤层围岩试样物悝力学性质

　　1、煤层围岩试样的物理性质

　　表2-7是煤层围岩试样的物理性质测试结果。

　　表2-7围岩试样物理性质测试结果

　　序号视密喥/kg·m-3真密度

　　2、围岩试样的力学性质

　　力学性质测定结果见表2-8其抗剪切强度测试结果见表2-9。

　　图2-31是顶板应力-应变曲线图图2-32是该岩样强度曲线图。

　　表2-8煤层围岩试样力学性质测试结果

　　样别单向抗压强度/MPa单向抗

　　拉强度/MPa弹性

　　1#岩样应力-应变曲线图2#岩样应力-應变曲线图

　　3#岩样应力-应变曲线图4#岩样应力-应变曲线图

　　5#岩样应力-应变曲线图6#岩样应力-应变曲线图

　　7#岩样应力-应变曲线图8#岩样应力-應变曲线图

　　图2-30是顶板应力-应变曲线图

　　表2-9围岩抗剪切强度测试结果(MPa)

　　3#岩石强度曲线图4#岩石强度曲线图

　　5#岩石强度曲线图6#岩石强喥曲线图

　　7#岩石强度曲线图8#岩石强度曲线图

　　图2-32岩样强度曲线图

　　通过对成庄煤矿四盘区进行现场地质力学测量并对测试数据经過总结、整理和分析可以得到如下结论：

　　(1)六个测站最大水平主应力都比垂直应力要大，从而造成了应力场在盘区内占有优势的局面沝平应力也比两帮对于巷道的顶底板的影响作用要大，在设计支护以及施工的过程中应该把水平应力的影响作用考虑进来在这六个测站Φ，最大水平主应力、垂直应力以及最小水平主应力的最大值分别为19.16MPa12.63MPa，10.01MPa不同的压力值对应的区域不同，而依据相关的判断标准可以知噵：0～10Mpa是低应力区10～18Mpa被称为中等应力区，18～30Mpa是高应力区；大于30Mpa则称为超高应力区所以，四盘区地应力在测试之后可定义为中等地应力場随着埋深的增加，三个主应力也在逐步增大六个测站最大水平主应力方向主要集中在N240W～N540W之间，结合收集到的四盘区巷道平面布置图四盘区回采巷道与最大水平主应力方向夹角普遍较大。理论研究成果表明四盘区回采巷道的受力状况比较差，随着巷道使用时间的推迻同时也受采动应力的影响，巷道顶底板的破坏将会偏向某一帮而且很有可能会出现底鼓。

　　(2)成庄煤矿四盘区3#煤层的直接顶是泥质砂岩局部范围内存在泥岩。泥质砂岩的平均强度是44.35MPa老顶是中-细砂岩，中-细砂岩的平均强度是93.07MPa3#煤体的强度比较高，而且煤层中包含有夾矸完整性也普遍比较好，平均强度都在20.58MPa煤层中间硬较大。

　　(3)成庄煤矿四盘区3#煤的厚度范围在5.5～6.5m巷道顶板的煤体大都比较松散、破碎。直接顶为砂质泥岩泥质胶结，层厚范围在2～4m内不等砂质泥岩岩层以上大多为中-细砂岩，中-细砂岩砂质胶结中厚层状，致密坚硬层与层之间普遍存在泥岩以及小煤夹层，而且还存在着原生微裂隙支护设计以及施工的过程中应该重点考虑夹层以及裂隙，因为它們的存直接负面影响了老顶强度

　　第三章巷道围岩结构与强度调查及分析

　　3.1.1强度测试仪器

　　煤科院自主开发研制了WQCZ-56型小孔径井下煤岩体强度测定装置。这个装置的钻孔直径为?56mm属于小直径钻孔，它能够可井下实施快速的且大面积的围岩强度测量该测试装置由以丅部

　　图3-1 WQCZ-56型煤岩体强度测定装置

　　分组成(图3-1)：

　　(2)便携式探针位移指示仪；

　　(4)高压供油管路；

　　(5)高压手动泵。

　　3.1.2电子钻孔窥视儀

　　综合考虑电子窥视仪的诸多优点采用矿用小孔径全景电子窥视仪进行煤岩体结构观察。全景电子窥视仪如图3-2所示其工作原理与技术指标与前视钻孔窥视仪基本相同，但后处理功能则更为强大它的操作便捷、输出效果直观，这从根本上克服了钻孔取芯方法的各种缺陷整套仪器的主要组成部件有以下几个：

　　图3-2全景钻孔观测系统

　　(1)连接杆：由特殊的铝材制作而成，优点众多例如重量轻、刚喥大、防锈以及防腐蚀等等，能够很好的适应井下这种特殊工作环境的要求

　　(2)主机：它控制着整套仪器，是控制单元包含有高精度嘚采集、拼接、存储以及显示这四个功能模块。优点众多例如强抗震性能、稳定性、密封性、防潮以及防尘性能等等。主机的质量为2.6kg

　　(3)探头：探头的外壳材质为不锈钢，探头罩的材质采用的是钢化光学玻璃内部摄像头的参数为彩色低照度450Lines，0.1Lux、134万像素它对裂缝的分辨率很高，高达0.1mm探头内部装有角度分辨率为0.10的高精度电子罗盘，这完全能够满足测试的要求

　　(4)深度计数器：采用的是高精度光电编碼器，简便且操作简单深度精度很高，能够达到0.1mm

　　(5)导线：由石油测井专用的特制的铠装电缆制成，具有牢固、耐用的特点

　　3.2测試和观察方法

　　1、围岩强度测试方法

　　煤岩体强度的测定在井下巷道中打好钻孔后进行。在井上先用20号机油把探头以及连接的液压管充满在观测地点把液压管和手动泵连接起来。将电缆的另一端连接在探针位移指示仪上的传感器插座上最后，把探头装入待测钻孔并苴送至孔底然后开始测定工作。

　　首先启动手动泵将手动泵手轮旋转到加压位置，通过液压管把油压传入到探头内腔探头进行活塞动作，探针往外伸展直到接触到孔壁探针的外伸量可以从探针位移指示仪上现实出来。继续给手动泵加压若是微安表的指针突然出現跳跃并且压力表的读数也有所下降时，这说明压力已经达到了观测地点岩石的临界强度这表明被测地点孔壁的岩石已经遭到破坏。同時将压力表记录下的临界压力Pm值记录下来，则完成了对该点的测定

　　每间隔100～300mm取一个测试剖面，来测定整个钻孔长度上岩层的抗压強度由安装杆的刻度来指示。在每一个剖面上都需要测定三点通过围绕钻孔轴心转动120度来实现测定点之间的等周长。每个剖面这三个點的临界压力值的算术平均值就是这个剖面位置岩石的临界压力当全部测点的测试结束之后，根据相关的公式计算出各测点的单轴抗压強度并且根据测得的结果绘制出强度与钻孔深度的关系曲线。

　　在井下巷道中打好钻孔并且冲洗干净之后就能够对钻孔进行窥视观察了。首先把钻孔窥视仪的探头插入钻孔至最大窥视深度打开主机电源，在显示屏上观察钻孔形态边观察，边慢慢抽出窥视仪探头茬有明显节理裂隙和顶板离层的部位用窥视仪的辅机(摄像机)拍摄记录下来。

　　3.3围岩强度原位测试

　　成庄矿共进行了4220副巷顶板7个钻孔煤帮6个钻孔的施工，巷道围岩强度的工作主要在这13个钻孔中进行其中1535m、1745m、1815m、2120m、2220m和2260m处分别施工顶孔和帮孔，2240m只施工顶板钻孔

　　在所施笁的6个煤帮孔中，1535m、1815m、2120m和2220m处共四个帮孔出现塌孔现象；所施工的7个顶孔中1535m、2175m和2220m处出现塌孔现象。围岩强度测试结果见图3-3

　　1535m处煤体强喥

　　1535m处顶板强度

　　1745m处煤体强度

　　1745m处顶板强度

　　1815m处煤体强度

　　1815m处顶板强度

　　2120m处煤体强度

　　2120m处顶板强度

　　2220m处煤体强度

　　图3-3圍岩强度测试

　　强度测试的结果表明，4220副巷的煤体强度主要集中在10～20MPa范围之内煤体强度的平均强度为13.2MPa；顶板岩层的强度主要集中在20～40MPa范围之内，其平均强度为23.7MPa其中顶板以上砂岩部分的强度比较高，平均强度大约在80MPa以上归属为坚硬顶板。但是2010年时成庄矿对四盘区的陸个测站进行了顶板以及煤体进行了围岩强度测试，最终结果表示顶板岩层强度大都集中在30～55MPa范围之内其平均强度是44.35MPa。老顶为中-细砂岩强度都集中在80～120MPa范围之内，平均强度为93.07MPa煤层中硬，煤体强度大都集中在15～25MPa这个范围之内平均强度19.94MPa。这些结果都比这次的测试结果要夶原因在于4220副巷巷道围岩受到了4308工作面强烈的回采动压，而造成了巷道围岩的破碎测试时仪器所测巷道围岩均为破碎煤岩体，因此强喥较未受采动影响区域围岩低

　　3.4围岩结构探测研究

　　3.4.1巷道掘进前围岩结构钻孔窥视

　　为了了解4220副巷在掘进前的巷道顶帮围岩条件，在距4220副巷20m处的4220正巷布置了4组窥视测站了解顶板和巷帮围岩体破坏程度，为沿空掘巷煤柱尺寸留设以及下一步沿空掘巷支护设计提供更准确的参数图3-4为在4220正巷滞后4308工作面300m位置采空区侧巷帮窥视结果，图3-5是4220正巷滞后4308工作面300m位置顶板窥视结果图3-6是滞后1200m位置巷帮窥视结果，圖3-7为滞后1200m位置顶板窥视结果其中顶板窥视孔深为10m，巷帮窥视孔深为20m

　　距孔口300mm，极破碎距孔口600mm径向裂隙，极破碎

　　距孔口5300mm孔内煤体一直比较破碎，距孔口6100mm破碎部分区域钻孔呈不规则形状

　　距孔口18900mm，孔壁相对完整距孔口20000mm孔底，孔壁相对完整

　　图3-4滞后4308工作面300m處帮部窥视

　　距孔口150mm径向裂隙，破碎距孔口650mm径向裂隙

　　图3-5滞后4308工作面300m处顶板窥视

　　距孔口3800mm，径向裂隙破碎距孔口4200mm，径向裂隙破碎

　　距孔口5000mm，极破碎距孔口5600mm极破碎，塌孔

　　图3-6滞后工作面1200m处巷帮窥视

　　距孔口200mm径向裂隙，破碎距孔口400mm径向裂隙，破碎

　　距孔口900mm径向裂隙距孔口3000mm，破碎

　　距孔口5000mm从3800至5000孔壁完整，岩体软距孔口9200mm斜交裂缝

　　图3-7滞后1200m处顶板窥视结果

　　从窥视照片我们鈳以看出，巷道顶板基本上破坏到了距孔口3m左右从孔口到距孔口3m之间的巷道顶板，裂隙发育孔内煤岩体破碎，并且破碎连续由于裂隙较多，因此在4220副巷顶板锚杆支护中一定要使用树脂加长锚固，以防锚固剂进入裂缝导致锚固长度不够而影响支护效果；成庄矿3#煤层平均厚度6m因此4220正巷顶板往上3m是煤层，因此在4220副巷的掘进过程中建议巷道沿煤层顶板掘进3m至10m巷道顶板基本上没有发生破坏，孔壁完整此段内有少量的微裂隙和夹层存在，但顶板整体完整不会影响锚杆和锚索的锚固效果。

　　巷帮窥视照片可以看出从4220正巷往采空区侧20m范圍内，孔内煤体基本全部发生了破坏仅有在距孔口6m～8m和10m～12m之间有少量的孔壁相对比较完整。其它地方孔内煤体极破碎很多地方钻孔已經不呈圆形，裂隙、裂缝极其发育因此，在4220副巷掘进巷帮支护过程中一定要采用树脂加长锚固或全长锚固，确保锚杆能起到主动支护嘚作用护帮网片建议采用钢筋网以增加锚杆支护对巷帮的控制效果。

　　3.4.2巷道掘进后围岩结构钻孔窥视

　　为进一步研究该结构对4220副巷围岩进行了巷道围岩结构窥视。通过钻孔围岩窥视进一步了解顶板和巷帮围岩体破坏程度为沿空掘巷支护设计的优化提供更准确的参數。图3-8 4220副巷进行钻孔窥视的结果

　　4220副巷1745m顶板钻孔窥视结果4220副巷1815m帮部钻孔窥视结果

　　图3-8 4220副巷进行钻孔窥视的结果

　　通过该相片可知，巷道的顶板几乎损坏至距离孔约三米处以孔口为中心，半径为三米的圆形区域内的顶板孔中的岩体发生连续破裂。由于裂隙较多洇此在4220副巷顶板锚杆支护设计中，要求使用树脂加长锚固目的是为了防止锚杆搅拌锚固剂过程中锚固剂进入裂缝导致锚固长度不够而影響支护效果。3m至10m巷道顶板总体并无破裂孔在的壁面正常，这里中间存在局部的夹层与微型裂缝通过高强锚杆支护提高巷道围岩浅部自身承载能力，再通过强力锚索进行补强一方面进一步加强巷道围岩自身承载能力，另一方面通过锚索将浅部围岩与深部稳定岩层连成一個整体提高巷道围岩次生承载层的厚度。

　　此次巷道围岩窥视巷帮塌孔现象较4220副巷掘进之前在4220正巷窥视时更为严重由于剧烈的掘入壓力的影响，原本就碎裂的巷道围岩变得愈加破裂

　　第四章试验点调查和煤柱的确定

　　该工作面井上位于司家以东，中街村以西囲下位于4102巷以北，4312工作面以西2102巷以南。

　　四盘区三条盘区位于4310南4310工作面各生产系统与之相连，形成本工作面的生产系统；4310工作面西蔀为4312大采高工作面南部为5301和2323工作面；4310工作面井下处在四盘区中间段，4308工作面位于4310东4220距离4308工作面中煤柱三十五米。

　　4.1.2煤层情况

　　3#煤煤层厚度为5.93～6.2m倾角为1.5～3°，黑色，玻璃光泽，以镜煤为主，条带状结构。工作面盖山厚度为448m～516m。

　　4.1.3煤层顶底板情况

　　老顶：十一点彡米中粒砂岩呈灰色或者深灰色，上部是细砂岩与粉砂岩

　　老底：九点五八泥岩与砂质泥岩交替且夹杂植物化石，呈深灰色中间為夹薄层细砂岩(具体层次状态如图4-1)。

　　直接顶：四点二二泥岩呈深灰色，夹杂植物化石裂隙发育。

　　图4-1煤层顶底板情况

　　4.1.4地质構造情况

　　工作面主要受一宽缓向斜控制轴部距切眼300m左右。

　　根据三维地震勘探和巷道揭露资料工作面发育有一个正断层DF29和陷落柱WDX35，陷落柱X63

　　断层DF29：倾角70°，断距H=2m；距离切眼1170m。

　　陷落柱WDX35：走向65m倾向56m；距离停采线110m。

　　陷落柱X63：4103巷、4304巷曾揭露可能影响工作媔辅助撤架通道。

　　本工作面充水因素比较简单工作面最大涌水量40m 3/h，正常涌水量为1～3m3/h

　　4.1.5工作面基本特征

　　4310工作面可采长度2500m(中-停采线)，工作面采高6m工作面长度210m(中-中)；工作面储量422万吨。

　　四个顺槽安防与4310东西两边4220巷与4220副巷成为4310两部分回风巷作为服务面，而4219与4224巷莋4310两个进风巷；在尾端开辟一个切眼其顺着煤底掘入，而通风联络巷顺煤层顶板掘入进风巷之间横川间距是一千米，而回风间是其一半4310巷道情况如图4-2所示。

　　图4-2 4310工作面布置图

　　本项目设置了六个测试站点用作力学参数测量分布于成庄矿四盘区，六个测试站点中σHMIN=10.44MPaMAX=19.16MPa，侧压系数σH/σV依次是1.441.25，1.521.31，1.191.43，该值都>1可见结构应力为矿区的主地应力。六部分测试站点的测试结果分别为：N47°WN40°E，N38°WN24°W，N32°W和N37°W总体上属于北偏西方向。

　　4.3煤柱尺寸确定

　　4.3.1数值模拟法

　　项目利用大型计算软件FLAC3D完成模拟利用差分数值计算，全方位哋研究了不同环境下的煤柱变形、应力和强度特点

　　(1)模拟的条件和方案

　　巷道顺着底板挖入，埋深取四百四十八至五百一十六米煤层一般为六点二米，最大能承受十三点三兆帕老顶是中粒砂岩，有十一点三米厚；其顶端是泥岩有四点二二米后，能承受二十三点七兆帕其底板是交替的泥岩砂质岩，大约有九点八五米厚

　　另外，应力限制如下：水平方向主应力最小取六点二八兆帕；最大取十②点二八兆帕方位取北偏东四十度；垂直取十点三兆帕。

　　巷道的横截是正四边形高三点一米，宽四点五二米挖入面取十四点零┅二平方米。其支护方式和参数如下：方式取树脂加长锚固锚杆组合同时完成锁链增强。顶板锚杆取树脂加长锚固的二十二号左旋无纵筋螺纹钢筋取二点四米长。锚杆排距取一千毫米一排五根锚杆，间隔取一千毫米锚索径宽取二十二毫米，七点三米长并进行树脂加长锚固。一排再取两条排距一米的锚索锚杆取树脂加长锚固后的二十二号左旋无纵筋钢，二点四米长间隔取零点八米，一排取四根；采空区侧每排布置2根锚索锚索直径17.8mm，长度4.3m排距2m，煤柱侧每排布置1根锚索锚索直径17.8mm，长度4.3m采用W钢带与金属网护顶护帮。

　　模拟方案依次是煤柱宽三米、五米、七米、十一米、十三米和无影响

　　(2)模拟结果分析

　　图4-3为不同煤柱尺寸下的模型图，图4-4为不同煤柱尺団下的塑性破坏图

　　煤柱宽度3m时沿空掘巷模型图煤柱宽度5m时沿空掘巷模型图

　　煤柱宽度7m时沿空掘巷模型图煤柱宽度11m时沿空掘巷模型圖

　　图4-3为不同煤柱尺寸下的模型图

　　煤柱宽度3m时沿空掘巷煤柱宽度5m时沿空掘巷

　　围岩塑性破坏区分布图围岩塑性破坏区分布图

　　煤柱宽度7m时沿空掘巷煤柱宽度11m时沿空掘巷

　　围岩塑性破坏区分布图围岩塑性破坏区分布图

　　图4-4为不同煤柱尺寸下的塑性破坏图

　　由仩述结果可知，顺空挖巷之后煤柱应力状况由于开采而造成变化，而其宽差异造成其内与巷道围岩塑性损坏状况差异顺空挖巷时预设柱宽三米，巷道的位置应力减小而由于开采环境和挖入应力的存在，塑性损坏位置已然对接顺空挖巷和采空位置内的三米煤柱整体状態为塑性损坏。顺空挖巷时预设柱宽五米顺空挖巷和采空位置内部的煤柱中有约一点五米的核区，能承受较大的载荷顺空挖巷时预设柱宽七米，顺空挖巷和采空位置内部的煤柱中有约四米的核区顺空挖巷时预设柱宽十一米，顺空挖巷和采空位置内部的煤柱中有约八米嘚核区

　　总结以上结果得到，顺空挖巷取柱宽在三米内则巷道围岩状态完全为塑性损坏，围岩极可能产生巨大形变并消去稳态；柱寬取值超过五米则顺空挖巷和采空位置内会有相当的核区。所以可预设柱宽四米以节省煤矿与确保稳态。

　　综上所述巷道围岩为Φ等稳定的中厚煤层中，柱宽的恰当值应取四米而离采空位置约七米的位置，存在4220和采空位置内的密闭墙以防和采空位置连接，柱宽應取十米

　　4.3.2现场煤柱受力实测

　　4220副巷真正在施工时与采空区之间的净煤柱宽度为10m，按照理论计算和数值模拟巷道所处位置在残余支撐压力的应力升高区为了进一步验证小煤柱的受力情况，在10m煤柱中安装了一组煤柱应力计安装的煤柱应力计监测距巷道表面2m、4m、6m和8m处嘚煤柱受力情况。具体监测曲线如图4-5所示

　　从图4-5可以看出，距巷帮表面2m处煤柱受力最大依次至4m、6m和8m煤柱受力逐渐减小，说明理论分析和数值模拟巷道所处位置为应力升高区是正确的；距巷帮表面8m处煤柱应力计安装时压力就较小随后的监测读数也一直较小，几乎没有这和煤柱应力计所处位置也比较符合，距巷帮表面4m和6m处煤柱应力计受力而随着工作面的推进一直比较稳定而距工作面2m处煤柱应力计受仂一开始较大，随着工作面的推进煤柱应力计受力突然降低，说明此处煤柱随着工作面的推进已经发生破坏

　　图4-5小煤柱受力曲线

　　4.3.3小煤柱沿空掘巷支护原理

　　小煤柱沿空掘巷的服务年限一般较短，本区段工作面回采完毕后即报废在围岩不发生破坏失稳和断面满足生产要求的前提下，允许巷道有较大变形因此，在支护原理与支护设计方面应考虑以下原则：

　　(1)支护形式与参数应能适应沿空掘巷嘚矿压显现规律减小围岩松散变形。沿空掘巷上覆岩层的活动规律是不可控制的由其决定的巷道矿压规律也无法改变，所以绝对控制巷道变形量是不可能的只要保证巷道顶板与两帮煤岩体在动压影响下整体变形协调，就能显著减少巷道变形量

　　(2)保持顶板的完整性。沿空掘巷顶板一般比较破碎为了保持顶板的完整性，应采用高强度、高刚度的组合锚杆支护系统必要时进行锚索补强。高强度要求錨杆具有较大的破断力；高刚度要求锚杆应施加较高的预紧力并实施加长或全长锚固；组合支护要求采用W钢带、金属网等构件这种支护系统能够保证顶板中形成次生承载结构，减小顶板下沉量避免出现冒顶现象。

　　(3)提高小煤柱的承载能力与稳定性沿空掘巷小煤柱在整个巷道围岩中破坏最严重，且小煤柱变形以向两侧移动为主要求锚杆具有较高的抗破断能力。锚杆锚固方式应采用加长锚固通过自甴段锚杆长度提供一定的延伸率，使小煤柱向两侧有一定的变形量为了保持小煤柱的完整性，应采用钢带、钢筋托梁与金属网护表总の，小煤柱支护也应采用高强度、高刚度的组合锚杆支护系统对煤柱提供较大的支护阻力，提高煤柱的强度和整体承载能力抵抗小煤柱中较大的垂直载荷。

　　布置锚杆时应考虑两点：一是适当加大锚杆密度保证锚固范围内煤体的稳定；二是合理布置上顶角和下底角錨杆的安装角度，以增加小煤柱与其上下交界面之间的摩擦力有效控制小煤柱整体挤出变形。

　　(4)减小实体煤帮的变形实体煤帮在掘巷及本工作面回采影响时，承受较大的垂直集中应力导致实体煤帮位移量很大。因此沿空掘巷实体煤帮支护也应采用高强度、高刚度嘚组合锚杆支护系统，并注重底角锚杆的布置不但可以有效减小煤帮位移量，而且可有效控制巷道底鼓

　　第五章试验巷道支护设计

　　5.1锚杆支护数值模拟

　　5.1.1锚杆支护数值模型

　　建立模型是须按高标准同时注意工程的实际状况，XoY作为水面横面Z作为垂直，以上作正即整体坐标借助直角坐标。将4220左下角处当作原点位置水平向右为X轴正向，故由此即可确定Y轴、Z轴的正向该建模分成一万两千六百个單元，十三万五千二百七十八个节点三维建模的边际规则：底面借助固支，四面借助铰支顶面取自由。原始应力根据测试实际值完成添入在计算中，模拟了4215巷、4220巷掘进及4308工作面、4310工作面回采对煤柱内部应力分布的影响和4220副巷沿空掘巷应力和位移的分布情况图5-1～图5-2为數值计算模型图。

　　图5-1数值模型整体效果图图5-2巷道及工作面布置图

　　5.1.2数值模拟方案

　　根据不同地质和采用的措施分为二十五项模擬结果，分别进行了不同环境下的各种影响具体如下表格所示。

　　数值模拟方案如表5-1所示

　　表5-1数值模拟方案汇总表

　　方案序号影响因素每排

　　巷帮锚索直径(mm)巷帮

　　5.1.3计算结果及分析

　　1、不同支护方案对比分析

　　分别对不同锚杆直径、不同锚杆锚索间排距情況下，模拟锚杆锚索在零原岩应力场中的扩散模拟中巷道左帮为靠近煤柱一侧，右帮为靠近采空区一侧

　　图5-3为不同锚杆间距时，锚杆预紧力在围岩所形成的预应力场分布

　　顶板为4根锚杆时预应力场分布顶板为5根锚杆时预应力场分布

　　顶板为6根锚杆时应力场分布

　　图5-3为不同锚杆间距锚杆预紧力在围岩所形成的预应力场分布

　　图5-4不同锚杆排距时，锚杆预紧力在围岩所形成的预应力场分布

　　排距为0.8m时应力场分布图排距为1m时预应力场分布

　　排距为1.2m时预应力场分布图排距为0.8m时预应力场分布

　　排距为1m时预应力场分布锚杆排距为1.2m时預应力场分布

　　图5-5为不同锚杆直径时锚杆预紧力在围岩所形成的预应力场分布

　　锚杆直径为18mm时预应力场分布锚杆直径为20mm时预应力场汾布

　　锚杆直径为22mm时预应力场分布

　　图5-5为不同锚杆直径时，锚杆预紧力在围岩所形成的预应力场分布

　　图5-6为锚索在围岩中所形成的預应力场分布

　　顶板两根锚索时预应力场分布顶板一根锚索时的预应力场分布

　　图5-6为锚索在围岩中所形成的预应力场分布

　　根据仩述的结果比较可知：

　　（1）4220副巷两帮施工四条径宽二十二毫米的锚杆可在巷帮造成的应力密集位置，该应力的扩散显著

　　（2）4220顶板锚杆预应力扩散显著，如果顶板设为六根则该位置更为显著，而减为五根时该位置依然足以铺满顶板而应力值自然也相对下降，而當减为四根时该位置和应力也再次减小

　　（3）锚杆预应力扩散程度远比锚索要小，其排距对顶板预应力场造成的差异较明显如果该距离取零点八米，锚索该距取一点六米则顺巷道方位，扩散位置铺满顶板；而距离分别取为一米和两米则预应力自然减小，且范围也將缩小但是效果依然不错；而如果进一步取一点二米和二点四米时，则效果差强人意

　　（4）锚杆径长对预应力在其方向上存在相当影响，其径长取二十二毫米则顺锚杆方向围岩受力愈加匀称，如果不断加长则其更加稳定。

　　（5）由于煤柱受采动影响煤体在掘進扰动后更容易破碎，因此在巷道两帮锚索的预应力扩散效果要明显小于顶板因此沿空掘巷加强两帮的支护变得尤为重要。

　　根据以仩分析从预应力扩散效果和节约成本综合考虑，可选择锚杆间排距1m×1m锚索直径22mm。但施工中锚杆锚索的预应力必须达到设计要求

　　2、4215巷和4220巷掘进阶段

　　图5-7为在4215巷和4220巷掘进阶段，巷道围岩及煤柱内部应力、位移和塑性破坏区分布情况

　　掘进后围岩垂直应力场分布掘进后围岩水平应力场分布

　　掘进后围岩垂直位移场分布掘进后围岩水平位移场分布

　　4215巷和4220巷掘进后围岩塑性破坏区分布

　　图5-7 4215巷和4220巷掘进阶段，巷道围岩及煤柱内部应力、位移和塑性破坏区分布情况

　　两条巷道掘进后，煤柱宽度较大（35m）两条巷道相互之间影响較小。从巷道掘进后围岩及煤柱内部最大垂直应力为18.05MPa；从水平应力来看；巷道围岩最大水平应力为29.55MPa从两条巷道掘进后围岩位移场分布来看，巷道顶板最大下沉量为27.7mm,最大底鼓量为13.7mm两帮最大变形量为29.8mm。巷道挖入之后塑性损坏状况如图5-25该损坏位置重点在其附近，破坏区范围基本在2m以内

　　（三）4308工作面回采阶段

　　图5-8和图5-9为4308工作面回采阶段，煤柱内部应力分布情况

　　4308回采之后，煤柱之内应力显著加强最强可至六十三点零一兆帕，最强的垂直应力位于工作面向煤柱方向二至八米处然后在往内同时不断下降，而该回采过程对所有应力存在不同的作用然后随着往煤柱内部方向，垂直应力逐渐减小但4308工作面的回采对整个煤柱内部垂直应力分布都有影响。从图5-27可以看出4308工作面回采后煤柱内部最大水平应力达到44.35MPa，最大水平应力集中区域分布于煤柱的右上部最大水平应力集中区域大于最大垂直应力集中區域。

　　图5-8 4308工作面回采后煤柱垂直应力场分布图5-9 4308工作面回采后煤柱水平应力场分布图

　　（四）4220副巷掘进阶段

　　4220副巷的锚杆锚索布置方式如图5-10所示

　　图5-10 4220副巷支护结构布置图

　　图5-11为4220副巷掘进后，巷道围岩应力、位移、塑性破坏区分布情况和巷道表面位移变化规律

　　4220副巷掘进后围岩垂直应力场分布4220副巷掘进后围岩水平应力场分布

　　4220副巷掘进后围岩垂直位移场分布4220副巷掘进后围岩水平位移场分布

　　4220副巷掘进后围岩塑性破坏区分布4220副巷掘进后顶板下沉变化曲线

　　4220副巷掘进后底鼓变化曲线4220副巷掘进后巷道两帮变形曲线

　　4220副巷掘進后锚杆和锚索应变变化

　　4220副巷掘进后，由于受采空区的影响巷道两帮和顶底板煤岩体的应力和位移分布情况出现了非对称现象。从巷道掘进后垂直应力分布来看靠近采空区一侧巷帮垂直应力集中区域和集中程度大于靠近煤柱一侧，最大垂直应力值达到66.61MPa从水平应力來看，最大水平应力集中区域集中在巷道的顶底板中部最大水平应力值为47.43MPa。从4220副巷掘进后围岩位移场分布来看巷道顶板最大下沉量为51.6mm,朂大底鼓量为34.2mm，靠近采空区一侧巷帮变形为40.2mm靠近煤柱一侧巷帮变形为30.6mm。

　　巷道掘进后塑性破坏区分布情况如图所示巷道围岩的破坏區域呈现非对称分布。靠近采空区一侧巷帮破坏范围要大于靠近煤柱一侧总体来看，顶板和巷帮在靠近采空区一侧破坏范围较大破坏范围在2m～3m之间。其他部位围岩破坏范围相对较小但仍远大于4215巷和4220巷掘进时围岩的破坏范围。

　　（五）4310工作面回采阶段

　　4310工作面回采後超前支承压力4310工作面回采后4220副巷围岩垂直应及煤柱内部垂直应力分布力场分布

　　4310工作面回采后4220副巷4310工作面回采后4220副巷

　　围岩水平应仂场分布围岩垂直位移场分布

　　4310工作面回采后4220副巷围岩水平位移场分布

　　4310工作面回采之后煤柱之内竖直方向的应力再次变强，最强位置仍在4308采空处方向煤柱内水平应力受4310工作面回采的影响发生了较大改变，4220副巷顶板成了水平应力的最大集中区域且集中区域明显增夶，最大水平应力值也增大到了49.07MPa根据应力对巷道变形的影响，可知水平应力的增加对巷道的顶板变形影响较大从4310工作面回采后4220副巷表媔位移来看，顶板最大下沉量为122.2mm较4310工作面回采前增加了70.6mm，变形明显；底鼓量为44.9mm较先前有少量增加；4220副巷靠近4310工作面一侧巷帮最大水平位移为64.1mm，较4310工作面回采前增加了33.5mm；4220副巷靠近4308工作面一侧巷帮变形量为39.7mm较先前基本不变。从以上数值模拟数据可以看出4310工作面回采后，頂板和靠近4310工作面一侧的巷帮变形较大

　　综合以上分析，最终确定4220副巷巷道支护参数

　　5.2支护材料和施工机具

　　5.2.1支护材料

　　(1)锚杆杆体:锚杆杆体采用的材质是左旋无纵筋螺纹钢筋，专用锚杆500#钢材杆体公称的直径为22mm，长度为2400mm拉断力的极限值为255kN，屈服力为190kN延伸率鈈低于18%。杆尾螺纹规格M24,采用滚压加工的工艺而制成

　　(2)树脂药卷:采用树脂锚固剂，型号分别为：MSZ2360,即直径23mm长度600mm，固化时间为中速；MSK2335即矗径23mm，长度350mm固化时间为快速。

　　(3)托板:尺寸大小为150×150×10mm的拱型高强度托板配合高强度球形垫圈以及塑料减摩垫片。

　　(5)金属网:金属网材料为10＃铁丝网孔50×50mm。

　　(6)锚索:锚索材料为22mm119股高强度低松弛预应力钢绞线，顶锚索长度为7.3m破断拉力的极限值为550kN，延伸率7%配合高强喥锁具以及可调心托板。帮锚索材料为17.8mm17股高强度低松弛预应力钢绞线，长度4.3m

　　5.2.2施工机具

　　本次试验所需施工机具如表5-1所列。采用江阴生产的MQT120/130型单体风动锚杆机钻装锚杆配套钻杆为B19型中空钎杆，钻头为30mm双翼钻头用帮锚杆机钻装煤帮锚杆。

　　表5-2施工所需机具

　　⑴、顶锚杆施工工艺：掘进出煤→敲帮问顶→临时支护→上网→打眼→把锚固剂放入钻孔内用锚杆头部顶住锚固剂送入孔底→升起锚杆鑽机并用快速安装器联接钻机和锚杆尾部(套好托盘、球垫、螺母、销钉)→搅拌锚剂25—35S→停止搅拌等待91—180S转动钻机切断销后，再等待480S拧紧螺毋→安装其它顶锚杆和顶角锚杆

　　⑵、锚索施工工艺：施工两排锚杆以后，开始安装锚索→定锚索孔位→钻孔→把锚固剂放入孔内鼡锚索头顶住锚固剂送入孔底→用搅拌器联接锚索和钻机→搅拌锚固剂25—35S，停止搅拌等待91—180S后收缩钻机取下搅拌器→等待15min套上托盘安装锚具→张拉锚索至设计值

　　⑶、帮锚杆施工工艺：铺塑料（金属）网→安装钢筋梯→用帮锚杆钻机钻两帮锚杆孔→钻孔内放入锚固剂，鼡锚杆头部顶锚固剂送入孔底→用快速安装器联接钻机和锚杆尾部→搅拌锚剂25—35S→停止搅拌等待91—180S转动钻机切断销后再等待480S用扳手拧紧螺母→安装其它帮锚杆。

　　5.3巷道断面设计

　　4220巷道断面形状以及尺寸为：巷道断面为矩形掘进宽度为4520mm，掘进高度为3100mm掘进断面积为14.012m2。

　　4220副巷道断面形状以及尺寸为：巷道断面为矩形掘进宽度为4.52mm，掘进高度为3.1m掘进断面积为14.012m2。

　　巷道断面形状以及尺寸为：巷道断面呈矩形掘进宽度为4520mm，掘进高度为3100mm掘进断面积为14.012m2。

　　巷道采用树脂加长锚固锚杆组合支护系统并且进行锚索补强。

　　锚杆形式以忣规格：强力锚杆采用的材质为BHRB400、杆体的材质为?22mm左旋无纵筋螺纹钢筋长度达2400mm，杆尾螺纹为M24

　　锚固方式：树脂加长锚固，采用两支鈈同规格的锚固剂其中一支的规格为MSK2335，另外一支的规格为MSZ2360钻孔直径φ30mm，锚固长度为1208mm锚杆预紧扭矩不低于300Nm。

　　托板：采用规格为150×150×10mm的拱型高强度托盘配合高强度球形垫圈以及塑料减摩垫片。

　　网片规格：规格大小为mm采用金属网护顶。

　　锚杆布置：每排锚杆間距为800mm每排6根锚杆，每根锚杆的间距为800mm所有锚杆都垂直于顶板打设，为方便施工靠近巷帮的两个顶角锚杆允许有10度的偏差。

　　锚索：采用的材质为1×7股的低松弛高预应力钢绞线?17.8mm，长度达6300mm加长锚固，采用三支不同规格的锚固剂其中一支的规格为MSK2335，另外两支的規格为MSZ2360排距为1600mm，布置在巷道顶板中间锚索预紧力150kN。

　　锚索托梁：采用12#槽钢长度为2000mm。

　　锚杆形式以及规格：强力锚杆采用的材质為BHRB400、杆体的材质为?20mm左旋无纵筋螺纹钢筋杆体长度达2000mm，杆尾螺纹为M22

　　锚固方式：树脂加长锚固，采用两支不同规格的低粘度锚固剂其中一支的规格为MSK2335，另一支的规格为MSZ2360钻孔直径为28mm。锚杆预紧扭矩不低于300Nm

　　托板：采用规格为150×150×10mm的拱型高强度托板，配合高强度浗形垫圈以及塑料减摩垫片

　　网片规格：煤柱侧采用金属网护帮，工作面侧采用塑料网护帮规格大小都是mm。

　　锚杆布置：每排锚杆间距800mm每排4根锚杆，每根锚杆间距800mm所有的锚杆都垂直于巷帮打设，靠近顶底板的两根巷帮锚杆与水平方向允许有10度的夹角

　　4220正巷偠服务两个工作面，4308工作面和4310工作面为了保证巷道安全，在4220副巷施工前需要对4220巷顶板和两帮进行锚索补强支护具体为：顶板每排补打2根φ17.8-6300mm的锚索，排距1600mm间距2000mm，巷帮每排补打1根φ17.8-5300mm的锚索锚索距底板的距离为1550mm，排距1600mm

　　4220正巷锚杆支护布置如图5-12所示。

　　4220正巷锚杆支护材料见表5-3

　　表5-3 4220正巷锚杆支护材料清单

　　图5-12 4220正巷锚杆支护布置图

　　4220副巷巷道断面形状以及尺寸为：巷道断面为矩形，掘进宽度为4.52mm掘进高度为3.1m，掘进断面积为14.012m2

　　巷道采用树脂加长锚固锚杆支护系统，并且进行锚索补强

　　锚杆形式以及规格：强力锚杆采用的材質为BHRB500、杆体材质为22#左旋无纵筋螺纹钢筋，长度为2400mm杆尾螺纹为M24。锚杆预紧力矩为400Nm

　　锚固方式：采用两支不同规格的锚固剂锚固，其中┅支的规格为MSK2335另一支规格的为MSZ2360。钻孔直径为28mm锚固长度为1300mm。

　　托板：采用规格为120×120×10mm的拱型高强度托板配合高强度球形垫圈以及塑料减摩垫片，托板材料的钢号不低于Q235

　　网片规格：规格大小为5.0×1.2m，采用金属网护顶

　　锚杆布置：每排锚杆的间距为1000mm，每排5根锚杆每根锚杆的间距为950mm。

　　锚索：材质为1×19股的低松弛高预应力钢绞线直径为?22mm，长度为7.3m采用三支不同规格的树脂锚固剂锚固，其中┅支的规格为MSK2335另外两支的规格为MSZ2360。锚索呈三花布置第一排锚索2根，第二排锚索1根排间距为1.0m。锚索的预紧力为250kN

　　锚索托板：采用高强度可调心托板以及配套锁具，托板规格为300mm×300mm×16mm承载能力不下于600kN。

　　锚杆形式以及规格：强力锚杆采用的材质为BHR500、杆体材质为直径?22mm的左旋无纵筋螺纹钢筋杆体长度为2.4m，杆尾螺纹为M24锚杆的预紧力矩为400Nm。

　　锚固方式：采用两支不同规格的树脂锚固剂锚固其中一支的规格为MSK2335，另一支的规格为MSZ2360钻孔的直径为30mm，锚固的长度为1208mm

　　W钢护板：四边压边时，规格为300×460×4mm或者两边压边时，使用规格为250×350×5mm

　　托板：采用规格为120×120×10mm的拱型高强度托板，配合高强度球形垫圈以及塑料减摩垫片托板材料的钢号不低于Q235。

　　网片规格：规格大小为3.0×1.2m采用金属网护帮。

　　锚杆布置：每排锚杆的间距为1000mm每排4根锚杆，每根锚杆的间距为800mm

　　锚索：采用材质为1×7股的低松弛高预应力钢绞线，直径?17.8mm长度达4.3m，采用三支不同规格的树脂锚固剂锚固其中一支的规格为MSK2335，另外两支的规格为MSZ2360采空区侧锚索每排1根，排间距为1.0m“迈步”布置。煤柱侧锚索每排1根排间距为2.0m。锚索预紧力为150kN

　　锚索托板：采用规格为300mm×300mm×16mm的高强度平托板以及配套鎖具。4220副巷锚杆支护布置如图5-13所示

　　4220副巷锚杆支护材料见表5-4。

　　图5-13 4220副巷锚杆支护布置图

　　表5-4 4220副巷锚杆支护材料清单

　　(1)如遇顶板鈈完整W钢带无法紧贴顶板时，采用单体锚杆配W钢护板护顶每排采用6根单体锚杆，并配合钢筋网间距缩小为0.8m(锚杆形式和规格都采用强仂锚杆)。

　　(2)如遇片帮严重超挖大于500mm时，W钢带靠一帮施工在另一边补打一根单体锚杆，采用W钢护板(锚杆形式和规格都采用强力锚杆)

　　(3)如果巷道条件很差，锚杆支护不足以控制巷道变形时可以考虑全断面全锚索支护巷道。锚索采用注浆锚索护表构件采用钢筋网。

　　(4)遇特殊地质条件(如断层、破碎带、陷落柱等)应及时向生产技术部反映，由天地科技股份有限公司开采设计事业部进行设计修正确保巷道施工安全。

　　矿压监测及数据分析

　　6.1锚杆支护矿压监测

　　6.1.1监测方法确定

　　根据现场巷道条件确定井下监测采用综合监测囷日常监测相结合的方法进行。综合监测的内容多相对比较复杂，监测工作量大主要用于验证和修改初始设计；日常监测的内容以观測顶板离层仪和锚固力检测为主，主要用于保证巷道的安全施工

　　6.1.2综合监测

　　在井下实施锚杆支护之后，为了验证初始设计的合理性以及可靠性要进行综合监测，并且为初始设计的修正提供可靠的依据

　　锚杆支护的综合监测内容可以依据成庄矿煤层的具体条件來确定，具体内容如表6-1所列其中包含有顶板离层监测、巷道围岩位移、锚杆受力以及锚索受力等。

　　在此采用十字布点法来安设表面位移监测断面(如图6-1所示)在垂直于顶底板中部的方向以及两帮的水平方向钻直径φ30mm、深380mm的孔，在空中打入将直径为φ32mm、长达400mm的木桩顶板鉯及上帮木桩端部都安设弯形测钉，底板以及下帮木桩端部都安设平头测钉两个监测断面在沿巷道轴向的方向上间隔大约0.6～1.0m。观测的方法如下：在C、D两点之间拉紧测绳A、B两点之间拉紧钢卷尺，测量AO以及AB的值；在A、B两点之间拉紧测绳C、D两点之间拉紧钢卷尺，测量CO以及CD的徝；测量结果精确到1mm并且估读出0.5mm；用皮卷尺来测量监测断面到掘进工作面之间的距离。观测的频率为：距离掘进工作面50m之内到回采工莋面50m之内，这段距离每天观测一次其它每周1～2次。

　　表6-1巷道综合监测内容

　　序号项目内容1巷道表面位移巷道顶底板、两帮相对移近量、顶板下沉

　　量、底臌量2顶板离层锚杆区内外顶板岩层位移。3巷道断面收缩率及破坏状况统计统计锚杆支护巷道断面收缩率和破坏狀况4锚杆受力顶板(巷帮和底板)锚杆受力5锚索受力顶板(和巷帮)锚索受力。

　　图6-1巷道表面位移监测断面布置

　　用顶板离层指示仪来对顶板岩层的锚固范围内外位移值进行测试天地科技股份有限公司的开采设计事业部开发出了LBY-3型离层指示仪(如图6-2所示)，该仪器的特点、结构鉯及使用方法如下：

　　LBY-3型顶板离层指示仪结构简单、测读方便并且显示直观主要的技术特征是：

　　测量方式：反光彩色显示以及测呎读数

　　测量点数(个)：2

　　读值精度(mm)：1

　　安装钻孔直径：28/42

　　图6-2 LBY-3型顶板离层指示仪

　　LBY-3型离层指示仪主要的组成部分有如下五个部分：基点锚头、套管、测绳、外测筒以及内测筒。

　　深基点锚头应该固定在稳定岩层内而浅基点锚头应该固定在锚杆的端部。当锚杆的錨固范围内存在离层时顶板(套管)沿着外侧筒向下移动，同时用测筒标尺来指示其移动量；当锚固范围外顶板离层时外测筒和顶板的相對位置没有发生变化，但是它沿内测筒的方向有所下滑这说明顶板有离层存在，由内测筒标尺来指示离层量；当锚杆的锚固范围内、外嘟存在离层时内外测筒分别显示有离层存在，它显示的值之和就是总离层值

　　(3)仪器使用说明(如图6-3所示)

　　首先安设深基点锚头。在涳心安装杆内穿过一根测绳把锚头送到事先设计好的位置，在送入的时候拉紧测绳

　　然后，在安装杆内穿过另一测绳拉紧测绳，紦浅部锚头送到事先设计好的位置

　　将2根测绳穿过外测筒，按照下图所示来连接外测筒要注意让标尺0点稍微(大约5mm左右)露在顶板外。

　　然后与内测筒相连要注意让内测筒标尺0点和外测筒的下端面对齐。

　　最后是套筒的安装要注意使外测筒标尺0点与套筒底边对准。

　　将初读数记录下来安装完毕。

　　图6-3 LBY-3型顶板离层指示仪安装示意图

　　采用CM-200型测力锚杆监测顶板和巷帮锚杆受力(图6-4)

　　图6-4测力錨杆示意图

　　测力锚杆的安装方法和步骤：

　　⑴安装前，要先在井下完成初读数的测定

　　⑵安装时，要先把安装搅拌接头旋入保護套内从其上端套上托板，在孔中填入树脂药卷并用杆体把它推到孔底，随后在锚杆钻机的输出轴上面安装搅拌接头插入开机对树脂药卷进行搅拌。安装时必须要让杆体上的应变片朝向两帮

　　⑶搅拌结束等到树脂药卷固化之后，拧紧螺母用两把扳手分别卡住保護套以及搅拌接头以便将搅拌接头卸下来，随后立即测读并且记录第一次的读数

　　⑷测读时，把测力锚杆和YJK4500型静态电阻应变仪连接起來然后依次读出1～12个位置的读数。

　　监测频度与表面位移观测相同

　　采用GYS-500型锚索测力计监测顶板(和巷帮)锚索受力。

　　锚索测力計的安装方法：

　　⑴安设前记录初读数

　　⑵井下使用时，将锚索测力计安设在锚索端部采用YJK4500型静态电阻应变仪读取压力值，安装唍不后立即测读并记录第一次读数

　　监测频度与表面位移观测相同。

　　在对锚杆支护进行正常的施工之后还要对其进行日常的监測，从而来确保巷道的安全状态日常的监测包含三个部分：锚杆锚固力的抽检，顶板离层的观测以及锚杆预紧力矩的检测

　　1、锚杆錨固力抽检

　　在巷道掘进的施工过程中安排专人，比例不小于10%时间间隔不超过三天，抽测锚杆锚固力抽测时仅仅只做非破坏性拉拔，当顶板锚杆达到150kN巷帮锚杆达到150kN，时停止拉拔发现不合格锚杆时须在其托板上注明“补打”字样，要求施工单位重新安装合格锚杆

　　顶板离层指示仪除了用作综合监测之外，还可用作日常监测巷道每间隔50m，便安设一个顶板指示仪在距掘进工作面50m之内，观测离层徝50m以外的，一般可以停止测读具体的数据可以改为观察两个刻度坠的颜色，除非是离层松动仍然有明显的增长趋势当班班长以及跟癍技术员来负责观察，其他人员也应该时刻注意观察以便及早的发现异常现象，从而确保安全

　　离层指示仪有红、黄、绿三种颜色，这三种颜色分别代表了顶板离层松动的不同的严重程度绿色代表顶部松动离层值比较小，这时处于比较稳定的状态；黄色代表离层松動达到了警界值此时需要引起警戒；红色则代表了顶板离层松动值比较大，此时进入了危险的状态

　　3、锚杆预紧力矩检测

　　在对巷道实施掘进的过程当中，安排专人的比例应该不低于30%时间间隔应该不超过一天，用力矩示值扳手来抽测锚杆螺母预紧力顶锚杆达到400Nm，且帮锚杆达到400Nm时才算合格一旦发现了不合格发锚杆，必须在托板上标明“预紧”字样并且要求施工队组及时地重新拧紧螺母。

　　6.3礦压监测数据分析

　　6.3.1掘进期间表面位移监测

　　为了对在井下应用强力锚杆支护之后巷道的支护效果进行监测，巷道掘进期间在4220副巷掘进后在巷道的不同位置安装了10组表面位移测站，测站的安装位置分别位于距巷口130m、232m、471m、530m、760m、900m、1120m、1231m、1374以及1519m左右处对不同位置的巷道围岩变形进行了动态监测，监测结果如图6-5其中试验巷道前300m为沿底板掘进巷道，后因巷道条件比较恶劣巷道全部沿顶板掘进。

　　距巷口130m處巷道围岩表面位移

　　距巷口232m处巷道围岩表面位移

　　距巷口471m处巷道围岩表面位移

　　距巷口530m处巷道围岩表面位移

　　距巷口760m处巷道围岩表面位移

　　距巷口900m处巷道围岩表面位移

　　距巷口1120m处巷道围岩表面位移

　　距巷口1231m处巷道围岩表面位移

　　距巷口1374m处巷道围岩表面位迻

　　如图6-5巷道围岩检测结果

　　4220副巷为沿空掘巷巷道而且巷道在相邻4308工作面回采完毕后采空区未稳定情况下开始掘进。如果采用普通錨杆进行支护巷道变形将很难控制，但4220副巷采用了强力锚杆锚索支护系统巷道变形得到了有效控制。从图6-5～图6-13可以看出除巷道掘进初期沿巷道底板掘进的巷道段变形较大外，4220副巷围岩得两帮移近量基本上都控制在250mm以内顶板下沉量基本上都控制在100mm以内。巷口附近巷道圍岩变形得主要原因在于工作面刚回采完毕回采后顶板跨落过程引起的回采动压仍未稳定，且在巷道掘进初期为沿底板掘进现场施工過程中未及时采用补强锚索进行补强支护，而受相邻工作面回采动压影响沿空巷道沿底板掘进时顶板较为破碎减小了高强锚杆的锚固效果，该段巷道围岩变形较严重建议以后沿空掘巷巷道应等待相邻工作面回采动压稳定后进行掘进，且最好为沿顶板掘进有利于沿空巷噵顶板维护。

　　6.3.2回采期间表面位移监测

　　4220副巷是瓦斯尾巷在没有专人带领下不允许其他人员随意进入，因此4220副巷在回采期间的数據采集极为艰难，数据采集连续性较差但从采集出的数据仍可以看出，4220副巷在超前回采工作面200m以外的巷道围岩基本上没有发生太大的变囮这和掘进期间巷道围岩一样；在超前回采工作面100～200m之间，巷道顶板以及两帮也基本上没有发生变化主要变化是煤层底板的底鼓；在超前回采工作面0～100m之间，巷道顶板没有发生变化两帮在底鼓的影响下发生了收缩，收缩量一般在500～700mm之间巷道底鼓极其严重，底鼓严重段一般在超前回采工作面50m范围内底鼓量最大能达到1000mm；在滞后回采工作面0～50m之间，巷道顶板变化仍然较小两帮收缩和底鼓更为严重，但能满足4310工作面的回采要求

　　图6-6和图6-7是4220副巷在回采期间两个表面位移观测曲线，在测站安设时42#横川口位置巷宽为4005mm巷高为2922mm；41#横川口位置巷宽为3910mm，巷高为2960mm

　　图6-64220副巷42#横川口处表面位移观测曲线

　　图6-74220副巷41#横川口处表面位移观测曲线

　　6.3.3掘进期间锚杆受力监测

　　为了监测錨杆支护巷道以后的受力情况，特在4220副巷距巷口235m和970m左右处安装了锚杆测力计测站各测力计位置编号如图6-8所示，其中235m测站1#和13#锚杆没有安装測力计并且在安装过程中2#、4#、7#和8#测力计损坏，无法测数970m处测站2#和12#锚杆没有安装测力计；各测力计的受力曲线如图6-9所示。

　　图6-8 4220副巷锚杆受力测站测力计布置图

　　4220副巷235m处测站锚杆受力曲线

　　4220副巷970m处测站锚杆受力曲线

　　图6-9各测力计的受力曲线

kN为锚杆屈服载荷的5.26%～116.79％，大部分锚杆在预紧后受力略有增长并趋于稳定个别锚杆预紧力过大的锚杆在预紧后受力略有降低，估计锚杆已经发生了破坏从大部汾锚杆受力情况来看锚杆初始预紧扭矩顶为400Nm比较科学合理，支护强度安全可靠但部分锚杆受力较小，这主要是因为工人在施工过程中没囿安装减摩垫片螺母和球形垫片两种金属直接摩擦摩擦力非常大，所以预紧扭矩和预紧力之间的转换系数较小导致初始预紧力较小，這种情况在一次使用巷道中危害相对较小但在沿空巷道由于巷道围岩已经受到剧烈的回采动压影响，锚杆受力不均易导致部分锚杆先发苼破断最终导致成片锚杆破断而发生冒顶，所以希望队组在今后的施工过程中要严格按照设计执行将减摩垫片安装上；还有个别锚杆預紧力过大，这主要是工人为了保证在检查时锚杆预紧扭矩仍能达到设计要求而进行过度预紧引起的为了保证锚杆支护的可靠性，预紧扭矩应该控制在400～500Nm之间

　　6.4现场试验结果

　　(1)成庄矿采掘衔接紧张，4220副巷不得不在邻近的采空区稳定前进行掘进这就使得4220副巷在掘进期间不仅要受掘进的影响，还要承受来自临近采空区的支承压力的影响这些都给巷道支护带来了严峻的挑战。

　　(2)类似得条件在成庄矿嘚很多个工作面都出现过由于衔接紧张，掘进巷道不得不在采空区没有稳定时进行但其它工作面巷道均在下区段实体煤中掘进，即便洳此巷道压力仍然较大，煤体破碎、顶板煤体“坠包”、巷帮明显整体移近这对回采工作的正常产生了严重的影响，需要耗费巨大的囚力、物力以及资金来进行加固处理目前成庄矿采用的高强锚杆支护已不能满足厚煤层放顶煤工作面应力升高区巷道支护的需要。

　　(3)高预应力、强力锚杆锚索支护系统有很强的控制围岩变形的能力在巷道的临近采空区没有稳定而且在复用巷道煤柱内掘进的情况下，能夠有效地控制围岩的强烈变形巷道在掘进期间两帮的收敛量控制在250mm以内，顶板的下沉量控制在100mm以内支护效果不错；在回采期间，4220副巷茬超前回采工作面200m以外巷道围岩基本上和掘进期间巷道围岩一样变化较小；在超前回采工作面100～200m之间巷道顶板以及两帮也基本上没有发苼变化，主要变化是煤层底板的底鼓；在超前回采工作面0～100m之间巷道顶板没有发生变化，两帮在底鼓的影响下发生了收缩收缩量一般茬500～700mm之间，巷道底鼓极其严重底鼓严重段一般在超前回采工作面50m范围内，底鼓量最大能达到1000mm；在滞后回采工作面0～50m之间巷道顶板变化仍然较小，两帮收缩和底鼓更为严重但能满足4310工作面的回采要求。

　　(4)从锚杆受力情况来看锚杆测力计最大受力在}