磁西煤矿深部高应力巷道变形破坏机理及控制技术

宋伟杰 乔卫国 林登阁 李 伟

(1.山东科技大学土木工程与建筑学院，山东青岛266590;2.山东省土木工程防灾减灾重点实验室，山东 青岛266590)

随着能源需求量的增加，浅部资源日益减少，国内外矿山都相继进入深部资源开采状态［1-3］。采场矿压剧烈、巷道变形量大且出现流变性、应力集中程度高等现象相继发生，传统的支护形式显然已经难以解决深部高应力巷道支护的难题［4］。有关专家学者针对巷道开挖后围岩弹塑性状态进行理论分析，阐述了不同屈服准则对巷道围岩弹塑性分析的影响，并提出相应控制巷道围岩变形的技术措施［5-7］。实践证明，通过不同屈服准则条件下的弹塑性解析解对围岩破坏特征进行分析，并采用数值模拟进行对比优化，提出适用于深部高应力巷道的锚网索喷联合支护技术，对保证巷道围岩长期稳定有着重要的意义［8］。

1 深部高应力巷道变形破坏弹塑性分析

1.1 不同屈服准则条件下的弹塑性解析解

深部高应力巷道开挖之后，围岩应力会进行重新分布，局部围岩会由弹性状态进入塑性状态，此时必须对巷道围岩进行弹塑性分析，进而保证巷道的整体性与稳定性，为巷道的支护方案的确定提供依据。为了便于分析，结合工程实际，将此问题简化为水平布置圆形巷道，半径ra=1.9 m，原岩应力p0=22.5 MPa，支护阻力pi=1 MPa，围岩内摩擦角φ =33°，黏聚力c =2.36 MPa，剪切应力G =5 GPa，对此巷道的弹塑性分析分别采用Drucker －Prager 准则(简称D－P 准则)、Mohr －Coulomb 准则(简称M －C 准则)以及双剪应力准则进行对比分析，探究支护阻力pi、内摩擦角φ 以及黏聚力c 对巷道变形破坏的影响，从更全面的角度，对巷道的围岩的力学状态加以分析。

根据文献［6］，采用D －P 屈服准则进行分析，经计算得出塑性区半径Rp和up塑性区径向位移分别为

在平面应变条件下，岩体进入塑性状态时，中间主应力系数取n=0.5;其中

α 和k 表示D－P 屈服准则常数。

根据文献［7］，采用统一强度理论进行分析。b为统一强度理论参数，不同的b 值对应不同的强度准则，b=0 时退化为M－C 强度准则，b =1 时为双剪应力强度准则。经计算得出塑性区半径R 和塑性区径向位移u 分别为

其中，py为围岩弹性极限荷载解析解，Y、C0、α 为中间参数。

1.2 深部高应力巷道变形破坏定量分析

根据式(1)、式(2)和式(3)、式(4)基于D－P 准则、M－C 准则以及双剪应力准则对深部高应力巷道变形破坏演化规律进行分析。在3 种不同屈服准则下的支护阻力pi、内摩擦角φ 和黏聚力c 对围岩塑性区半径R 和位移u 的影响，其关系曲线分别如图1 ～图3 所示。

图1 支护阻力与塑性区半径及位移的关系曲线Fig.1 Relation curves between support resistance and radius of plastic zone，displacement

分析图1 可知:对于3 种屈服准则，随着支护阻力pi的增大，围岩塑性区半径R 和位移u 均逐渐减小。其中塑性区半径R 和位移u 最大的为D －P 准则解，M－C 准则解次之，双剪应力准则解最小;D－P准则解变化率较大，当支护阻力pi由0 MPa 至3 MPa过程中，塑性区半径缩小了1.13 m，塑性区位移减少了5 mm。

分析图2 和图3 可知:对于3 种屈服准则，塑性区半径R 及位移u 与内摩擦角φ 和黏聚力c 的变化关系基本一致，均随着内摩擦角φ 和黏聚力c 的增大而逐渐减小。当内摩擦角φ 超过30°或黏聚力c 超过4 MPa 时，三者的塑性区半径R 及位移u 结果比较接近且趋于平缓。

综合以上，在考虑3 种屈服准则的情况下，围岩塑性区半径R 和位移u 均随着支护阻力pi、内摩擦角φ 和黏聚力c 的增大逐渐减小。其中，M－C 屈服准则没有考虑中间主应力对巷道的影响，双剪应力强度准则充分考虑了中间主应力对巷道围岩的破坏作用，D－P 屈服准则同时考虑了中间主应力和静水压力的影响，总体上3 种屈服准则解差异性不大，但D －P屈服准则更接近工程实际且更加准确。

图2 内摩擦角与塑性区半径及位移的关系曲线Fig.2 Relation curves between internal friction angel and radius of plastic zone，displacement

图3 黏聚力与塑性区半径及位移的关系曲线Fig.3 Relation curves between cohesive force and radius of plastic zone，displacement

2 FLAC3D数值模拟

2.1 数值模拟模型建立

本研究采用FLAC3D模拟峰峰集团磁西煤矿－890 m进风行人大巷，研究不同支护方式对巷道的支护效果，模拟区域为长×宽×高=50 m×30 m×30 m，共划分158 000 个单元和164 679 个节点，建立的FLAC3D模拟模型如图4 所示。本模型限制侧面的水平移动，固定底面位移并在上表面施加21.75 MPa 的垂直荷载模拟上覆岩体自重应力。模型岩层的划分以巷道工程地质综合柱状图为依据，在实验室应用MTS 岩石伺服试验机对岩石材料进行三轴抗压实验获取其物理力学性质的参数如表1 所示，综合巷道变形破坏弹塑性分析结果，采用D－P 破坏准则分析深部高应力巷道在不同支护方式作用下围岩开挖后的变形特性。

图4 三维数值模拟模型Fig.4 Three-dimensional numerical simulation model

表1 巷道围岩力学性质测试结果Table 1 Mechanical properties of the surrounding rock of roadway

2.2 数值模拟结果

分别采用锚喷、锚网喷、锚网索喷3 种支护方案进行数值模拟，获得不同支护方案的围岩变形曲线如图5 所示。从整体来看，巷道围岩底板、顶板及右帮的变形量在不同的支护方案作用下随着向内部围岩的深入而减小直至趋于零，其中锚喷支护变化最为剧烈，锚网喷支护次之，锚网索喷支护变化最为平缓。在锚喷支护中，锚杆发挥其自身性能起到的悬吊作用和组合拱作用能够有效地将围岩产生的受力及变形控制在一定范围之内。锚网喷支护后，由于金属与锚杆之间的作用增强了支护结构之间的整体性，使得支护结构与围岩联系地更加紧密，以共同发挥作用，抵抗围岩变形。锚网索喷支护后，由于锚索发挥的作用，深部围岩至巷道表面围岩的稳定性及承载能力均得到显著提高，应力集中现象得以遏制，塑性区控制在较小范围内。

图5 不同支护方案的围岩变形曲线Fig.5 Surrounding rock deformation curves of different support schemes

由图5 分析可知，进风行人大巷通过锚喷支护后，顶板最大垂直位移为7.33 cm，底板最大底鼓量为8.13 cm，两帮最大水平位移为7.32 cm;通过锚网喷支护后，顶板最大垂直位移为4.93 cm，底板最大底鼓量为5.67 cm，两帮最大水平位移为4.93 cm;锚网索喷支护后，顶板最大垂直位移为19.73 mm，底板最大底鼓量为22.91 mm，两帮最大水平位移为19.79 mm。以上数据可以看出，锚网索喷支护方案相对于其他支护方案表现出良好的支护效果，围岩变形控制在较低水平，自巷道表面向内部深入，位移变化较为平稳，围岩的整体性、稳定性及自承能力具有较大提升。

3 工程应用

进风行人大巷是煤矿生产重要的运输通道，巷道位于－890 m 水平，岩性以细砂岩、中砂岩、粗砂岩及砂砾岩为主，巷道开挖后将处于极不稳定状态，因此必须采取防范措施。

根据峰峰集团磁西煤矿进风行人大巷所存在的支护问题，结合巷道围岩的力学特征以及其自身实际特点，采用以锚杆、锚索为核心的锚网索喷联合支护体系的支护方案，进风行人大巷支护示意图如图6 所示。

第四种迹象：多角度、深层次的语言研究。日益强大的信息和人工智能时代，迫使艺术家向机器无法达到的境地探索，进一步将材料语言推向极致。与此同时，物质背后所承载的丰富的文化线索和全新的材料试验让这一方向生机勃勃。

图6 巷道锚网索喷联合支护Fig.6 Combined bolt-anchor-shotcrete-mesh support of the roadway

进风行人大巷锚网索喷联合支护参数如下。

(1)高强螺纹钢锚杆:规格为 φ18.9 mm ×2.4 m，间距为800 mm，排距为800 mm。锚固力设计值为100 kN，每根锚杆配150 mm ×150 mm ×12 mm 正规钢托盘1 个，尾部螺母用力矩板手拧紧，扭矩不小于300 N·m。

(2)锚索:采用 φ18.9 mm ×8.3 m 的1 860 MPa级1 ×7 预应力钢绞线。锚索间排距为1.6 m ×1.6 m，其沿巷道中心线布置。每排布置3 根锚索，每根锚索配1 块300 mm×300 mm×16 mm 的钢托板。

(3)金属网:采用 φ6.5 mm 圆钢焊接而成，规格1.5 m×0.9 m，网格为100 mm ×100 mm，搭接长度为100 mm。

(4)钢筋梯子梁:采用φ14 mm 钢筋焊制而成，规格为2.48 m ×0.08 m，网孔规格为80 mm ×80 mm，每根锚杆安设至梯子梁中间孔洞内，梯子梁排距为800 mm，搭接80 mm。

(5)喷射混凝土:强度等级为C25，总厚度为150 mm。

(6)水沟、铺底及基础混凝土:强度等级为C25，铺底厚度为150 mm，水沟两帮及底部浇注厚度为100 mm，盖板厚度为50 mm，基础深度为100 mm。

4 矿压监测

为了判断进风行人大巷开挖支护后围岩的稳定性，验证锚网索喷联合支护方案的合理性，动态掌握巷道围岩变形情况和锚杆锚索的性能，采用十字布点法对进风行人大巷围岩表面位移进行观测，监测曲线如图7 所示。

图7 巷道表面围岩相对移近量与时间关系曲线Fig.7 Relation curve of the convergence of the surrounding rock at roadway surface with the time

从图7 的监测数据分析可知，顶底板累计移近量为40 mm、两帮累计移近量为35 mm，可以看出，采用锚网索喷联合支护技术后，支护结构性能得到充分发挥，深部高应力巷道的大变形特性得到有效控制，巷道围岩的稳定性、整体性以及支护能力明显改善，保证了巷道在服务年限内的长期稳定与正常生产。

5 结 论

(1)应用D －P 准则、M －C 准则以及双剪应力准则分析深部高应力巷道开挖后塑性区半径和塑性区径向位移变化规律。分析3 种屈服准则的弹塑性解析解可知，围岩塑性区半径R 和位移u 均随着支护阻力pi、内摩擦角φ 和黏聚力c 的增大逐渐减小。D－P 准则结果考虑了中间主应力和静水压力的影响，更接近工程实际且更准确。

(2)对3 种不同支护方案通过FLAC3D模拟巷道围岩的变形特征，进行对比优化，提出了以锚杆、锚索为核心的锚网索喷联合支护体系。

(3)监测数据表明，锚网索喷联合支护技术可充分发挥锚杆、锚索性能，可有效提高围岩的整体性与承载能力，巷道受力较为均匀稳定，大变形、应力集中及底鼓等现象得到改善，围岩变形和塑性区的扩展明显遏制。实践证明，锚网索喷联合支护体系是解决深部高应力巷道支护问题的一种有效支护方式。

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