高应力软岩破碎巷道围岩变形控制研究

付 强，赵玉成，徐 慧，2，何东旭，甄亚斌

(1.中国矿业大学 a.深部岩土力学与地下工程国家重点试验室；b.力学与建筑工程学院，江苏 徐州 221116；2.菏泽学院 资源与环境系，山东 菏泽 274015)



高应力软岩破碎巷道围岩变形控制研究

付 强1a，1b，赵玉成1a，1b，徐 慧1a，1b，2，何东旭1a，1b，甄亚斌1a，1b

(1.中国矿业大学 a.深部岩土力学与地下工程国家重点试验室；b.力学与建筑工程学院，江苏 徐州 221116；2.菏泽学院 资源与环境系，山东 菏泽 274015)

由于岩石在高矿压条件下具有较大塑性变形，深部软岩巷道变形与破坏特征较为复杂，巷道的稳定性控制变得非常棘手，因此选择合适的巷道支护方法尤其重要。以具有上述地质赋存条件的邢村煤矿为工程背景，根据支护理论分析与数值分析，基于FLAC3D有限差分软件，系统研究了支护参数对于围岩变形、应力和塑性区分布的影响规律。结果表明：对于软岩破碎巷道，采用复合支护方法比传统单一支护，具有显著支护效果，更能有效控制巷道变形，从而为控制软岩破碎巷道变形提供一定的研究基础。

软岩破碎巷道；高应力复合支护；围岩变形；塑性区；邢村煤矿

我国煤炭资源丰富，随开采深度不断增大，绝大多数煤矿都存在深部软岩巷道。对于处在深部的软岩而言，其力学特性相比浅部软岩有显著的变化，主要体现在：深部围岩延性明显增大，物性流变和扩容流变增强[1-2]，围岩抗剪强度低且具有胀缩性[3]。深部软岩巷道围岩破坏机制很复杂，巷道开挖后围岩应力释放，应力重新分布。围岩内挤、从外向内破碎，巷道围岩周围松动圈范围过大[4]，形成破坏塑性区，主要体现在：“顶板-两帮-底板”的剪切破坏，三者相互关联相互耦合，牵一发而动全身[5-7]。对于这种复杂地质条件，支护时应该充分利用和发挥围岩自承载能力和支护体系承载能力，随着开采深度加深，单一支护效果不理想，而复合支护技术能有效控制围岩变形，确保围岩稳定。本文通过分析岩体力学特征与复合支护机制，结合数值模拟、现场实际工程背景，提出最佳支护方案。

1 工程背景及地质条件

图1 邢村煤矿地质剖面图Fig.1 Geological profile of Xingcun coal mine

邢村煤矿位于巩义市鲁庄镇邢村。该矿为NE—SW向，东西长约2.0 km，南北宽0.67～1.05 km，矿区面积1.687 km2，煤层平均厚度2.71 m。区内上覆岩层大部分被第四系岩层覆盖，地质剖面图如图1所示。其岩层主要由黏土、砂岩层构成，缺少关键持力层[8]。黏土吸水易膨胀、抗剪强度低，巷道开挖后极易发生临空面围岩流变现象，造成围岩塑性变形大，松动圈扩大，导致围岩结构松散，造成冒顶、空帮，给支护带来一定困难。沿空留巷距离地表431 m，工艺采用后退式开采。

邢村煤矿地质条件恶劣，其巷道围岩特性属于典型的软岩破碎围岩，必须对巷道围岩破坏机制及巷道复合支护原理研究，分析围岩变形机制及有效支护手段。

2 围岩变形破坏及支护原理数值模拟

2.1 围岩破坏机制

深部巷道在自重应力、构造应力、开采扰动等作用下，顶底板破坏形式主要为弯拉破坏。巷道两帮由于巷道顶板和底板的应力传递，应力向两侧分散，表现为剪切破坏，而巷道周围的围岩由于应力重分布，主要破坏形式为剪切破坏，局部有拉伸破坏趋势。围岩内部是否发生拉伸破坏应根据围岩的抗拉强度σt判断，而实际上除了巷道围岩临空面的边界点，其他处围岩主要发生剪切破坏。根据摩尔-库伦准则判断围岩某点是否破坏，即围岩某点能够承受最大剪应力为

(1)

式中：σ为岩体内薄弱面法向应力；φ为岩体内摩擦角；c为黏聚力。假设巷道为圆形无限长并处于各向等压原岩应力场中，根据弹性理论近似计算巷道围岩某点剪应力，即

(2)

式中：σ1，σ2分别为围岩最大、最小主应力；a为巷道半径；r为围岩中任一点到巷道中心距离；θ为法向线与σ2的夹角[9]。

由于软岩破碎巷道的力学特性，围岩的黏聚力c和内摩擦角φ都很小，围岩临空面较易发生剪切破坏。因此为发挥围岩自身承载力，应提高围岩黏聚力和内摩擦角。

2.2 各种单一支护原理数值模拟

对于软岩破碎巷道开挖初期宜用网喷支护。混凝土在强大喷射力下，填充到巷道表面破碎裂隙中，使破碎区胶结，围岩的整体性大幅度增强，从而提高围岩的黏聚力和内摩擦角。利用FLAC3D的梁单元来近似模拟喷层对巷道围岩的加固效果，模拟参数见表1和表2。

表1 围岩的物理力学参数

表2 利用梁单元模拟喷层所用参数

图2 计算模型Fig.2 Calculation model

分别取金属网喷前后顶、底板中点、帮部中点的位移作为衡量巷道稳定性评价指标。金属网喷支护数值模拟计算模型见图2，模型尺寸(长×宽×高)为170 m×50 m×100 m，模型中岩层属性参数见表1。边界条件为上部上覆岩层自重应力边界，两侧约束水平位移，下部约束竖直位移。

对巷道进行边开挖边金属网喷支护，开挖结束后观测点数据如图3所示。经对比发现：经金属网喷后的围岩检测线上的位移均明显减小，但金属网喷对围岩的加固效果随着表层临空面向内逐渐降低。当沿检测线深入达3 m后加固效果不明显，可见金属网喷对围岩加固最佳效果在浅层临空面。

图3 金属网喷后检测线布置及围岩位移Fig.3 Layout of measuring points and displacement of surrounding rock with shotcrete reinforced metal mesh

全长锚杆的锚固剂可以提高钻孔附近围岩的力学性能，可以有效避免由围岩破碎引起的脱锚，而且全长锚杆在承受拉应力同时，还可以由杆体分担围岩的剪应力。对于全长锚杆模型进行数值模拟分析，模拟模型及围岩参数与上述相同。区别于端部锚杆锚固力平均分布于自由端，全长锚杆锚固力分布不均匀；锚固力呈中间大两端小的趋势，在围岩中形成锥形压缩区，如图4(a)所示。图4(b)为锚杆围岩z向锚固分布，从图4(b)可以看出，当单根锚杆长3 m时，围岩受到压力在距离锚固端大约1.5 m时达到最大压力，大约为18 kN，此位置锚杆锚固效果最好，预应力损失大约10%。随着朝z方向继续延伸，围岩受到压力逐渐减小，锚固效果逐渐变差；围岩所受压力整体分布趋势为先增大后减小，当最大锚固力正好处在松动圈上时锚固效果最好。对巷道进行边开挖边锚杆支护，顶、底板及帮部布置间距800 mm。如图4(c)所示，合适的锚杆间距能够在巷道围岩四周形成均匀压缩带，可以有效防止巷道松动圈继续扩大造成过大的塑性变形，同时提高压缩带区域围岩的黏聚力、内摩擦角，使围岩充分发挥自承载力，围岩稳定性增加。分别取顶、底板中点作为监测点观察围岩变形与锚杆长度及无锚杆时围岩变形对比，如图4(d)所示。当无锚杆支护时，顶、底板位移分别达到11.75，10.92 cm，随锚杆长度增加，变形量逐渐减小，但当锚杆长度达到3 m后，锚杆对围岩变形的限制效果逐渐减小。

图4 锚杆锚固应力规律组图Fig.4 Principle of anchorage stress of rockbolt

对于高应力软岩巷道，若巷道围岩破碎严重，可先采用浅层注浆加固，即可以防止冒顶、空帮,又能提高围岩力学性能，再用金属网喷与锚杆、锚索联合支护。后期待围岩塑形变形基本得到控制后，可用混凝土衬砌或U型伸缩支架进行巷道支护，进一步提高巷道稳定性。

3 复合支护方案数值模拟及评价

由上述研究可见，各种单一支护对于软岩破碎围岩变形均具有一定控制性，只是单一支护对于地质复杂巷道变形控制力稍显不足。因此对于此类巷道支护方案如下：巷道开挖后，首先对巷道表层软岩破碎区用硫铝酸盐水泥进行浅孔充填注浆，经检测注浆前后围岩物理力学参数见表3；再采用金属网喷与锚杆、锚索联合支护。巷道顶、底板分别各布置5根M24-ø22 mm、长度3 000 mm的预应力全长锚固树脂锚杆，锚杆预紧力为120 kN。另外配合2套ø17.8 mm、长度6 500 mm的顶部补强锚索，锚索预紧力为200 kN。顶、底板及帮部锚杆布置间距为800 mm。顶板锚索布置间距为2 500 mm。锚杆、锚索排距1 000 mm。锚杆参数见表4。

复合支护的围岩模型大小、岩层物理力学参数与上述各个单一支护数值模拟围岩模型一致。煤层工作面长度100 m，预留10 m保护煤柱。首先对巷道进行边开挖边复合支护，巷道开挖结束后,再进行工作面的开挖。从距离工作面45 m处开始每5 m记录观测点(顶板与底板中点、两帮中点)的位移大小，绘制随工作面开挖围岩观测点位移折线图；边界条件与上述模拟一致。

表3 注浆前后围岩物理力学参数

表4 锚杆材料强度指标

图5 巷道塑性区与位移变形Fig.5 Distribution of plastic zone and displacement of roadway

进行支护后的围岩塑性区效果如图5所示。锚杆、锚索与围岩结合紧密，且锚固力分布均匀，工作状态良好。复合支护后围岩塑性区范围很小，满足变形控制要求。巷道四角应力集中现象基本消失；巷道顶、底板由于弯拉应力引起的塑性区范围明显减小。经检测，注浆后围岩破碎区的强度得到显著提高，临空面经网喷支护后变形量也减小。由图5数值模拟观测点位移折线图得出，当工作面离巷道45 m时，开采扰动对巷道影响很小，巷道围岩变形量小，支护效果不明显；但随着工作面推进，开采扰动不断增大，围岩变形量逐渐增大，支护效果逐渐体现出来。当距离巷道10 m时停止开挖，此时巷道围岩变形量最大，而支护效果也达到最好，围岩变形量满足安全生产要求，得到较好控制。与图3、图4等单一支护围岩位移图对比，经过复合支护后，巷道围岩监测点变形量均比各单一支护小，围岩变形控制效果得到很大程度的改善。通过支护前、后各个监测点位移折线图对比，顶板的位移变形控制较为明显，约为30%，对于底板位移变形控制大约为25%，对于右帮位移变形控制大约20%。

4 结 论

(1) 巷道围岩破坏形式为：顶、底板临空面发生弯拉破坏，从临空面向内延伸发生剪切破坏。矩形巷道围岩四角处同时有剪切应力与弯拉应力，因此巷道四角处容易产生较大塑性变形，围岩总体破坏形式为剪切破坏。围岩的支护与加固应主要提高围岩抗剪强度，增强围岩稳定性。

(2) 对于高应力软岩巷道围岩金属网喷支护，其支护效果主要是限制临空面位移及对破碎表面的胶结加固；提高巷道表面围岩强度，并随围岩深度加深，支护效果逐渐减弱至消失；最大有效支护深度约3 m，属于浅层加固。

(3) 对于预应力全长树脂锚杆，锚杆锚固力并不是均匀分布于锚杆内部。锚杆对围岩最大锚固力集中在杆体中部，并向两边递减，最佳锚固效果分布在杆体中部。存在一个最佳锚固长度，当锚杆长度大于此长度后，继续增加锚杆长度对围岩锚固效果影响变小。

(4) 对于高应力软岩巷道，普通单一支护很难达到较好的支护效果。复合支护可以形成多种支护耦合作用，能充分发挥各种支护对围岩变形的控制效果。复合支护的支护效果随着围岩变形量的增加越来越好。

[1] 佘诗刚，林 鹏. 中国岩石工程若干进展与挑战[J].岩石力学与工程学报，2014，33(3)：433-457.[2] 谭云亮，宁建国，赵同彬，等. 深部巷道围岩破坏及控制[M]. 北京:煤炭工业出版社，2011：2-4.

[3] 李大伟. 深井与软岩巷道二次支护原理及控制技术[M]. 北京：煤炭工业出版社，2008.

[4] 靖洪文，付国彬，郭志宏. 深井巷道围岩松动圈影响因素实测分析及控制技术研究[J]. 岩石力学与工程学报，2007，26(4): 70-74.

[5] 阚甲广，杨 森，张 农.巷道掘进扰动效应影响因素研究[J].采矿与安全工程学报，2014，31(6)：932-937.

[6] 王卫军，冯 涛. 加固两帮控制深井巷道底鼓的机理研究[J]. 岩石力学与工程学报，2005，24(5): 808-811.

[7] 陈晓祥，徐仪昌，范增哲，等.复杂应力作用下基岩破碎段井壁变形特征与加固技术研究[J].采矿与安全工程学报，2014，31(6)：969-975.[8] 钱鸣高， 缪协兴， 许家林. 岩层控制中的关键层理论研究[J]. 煤炭学报，1996，21(3)：225-230.[9] 徐芝伦. 弹性力学：上册(第3版)[M]. 北京：中国电力出版社，1988.

(编辑：黄 玲)

Research on Deformation Control of Soft Crushed RockRoadway with High Stress

FU Qiang1，2，ZHAO Yu-cheng1，2，XU Hui1，2，3，HE Dong-xu1，2，ZHEN Ya-bin1，2

(1.State Key Laboratory for Geomechanics & Deep Underground Engineering，China University of Mining & Technology，Xuzhou 221116，China；2.School of Mechanics and Civil Engineering， China University of Mining & Technology，Xuzhou 221116，China；3.Department of Resources and Environment, Heze University，Heze 274015，China)

Due to big plastic deformation of rock under high geostress, roadway deformation and failure characteristics of deep soft rock roadway are complex, and stability control of the roadway becomes very difficult. In light of this, it is important to choose proper support method for the roadway. Xingcun coal mine, with similar geological storage, is taken as research background. According to theoretical analysis and numerical analysis of support, based on the finite difference software FLAC3D, we systematically study the influence of support parameters on rock deformation, stress distribution and plastic zone distribution. The results show that, as for the soft crushed rock roadway, composite support method is superior to traditional method with single support .We can effectively control roadway deformation and obtain obvious support effect by using the composite method. Finally, the research can be reference for deformation control of soft crushed rock roadway in similar projects.

soft crushing rock roadway; composite support at high stress; surrounding rock deformation; plastic zone; Xingcun coal mine

2015-09-30；

2015-10-14

国家自然科学基金重点项目(50834004)；山东省自然科学基金项目(ZR2011AL014)

付 强(1988-)，男，山东烟台人，助理工程师，硕士，研究方向为岩石力学，(电话)15951463632(电子信箱)cumtfuqiang@163.com。

10.11988/ckyyb.20150829

2016,33(01):111-114

TU45

A

1001-5485(2016)01-0111-04