付 強，趙玉成，徐 慧，2，何東旭，甄亞斌

(1.中國礦業(yè)大學(xué) a.深部巖土力學(xué)與地下工程國家重點試驗室；b.力學(xué)與建筑工程學(xué)院，江蘇 徐州 221116；2.菏澤學(xué)院 資源與環(huán)境系，山東 菏澤 274015)

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高應(yīng)力軟巖破碎巷道圍巖變形控制研究

付 強1a，1b，趙玉成1a，1b，徐 慧1a，1b，2，何東旭1a，1b，甄亞斌1a，1b

(1.中國礦業(yè)大學(xué) a.深部巖土力學(xué)與地下工程國家重點試驗室；b.力學(xué)與建筑工程學(xué)院，江蘇 徐州 221116；2.菏澤學(xué)院 資源與環(huán)境系，山東 菏澤 274015)

由于巖石在高礦壓條件下具有較大塑性變形，深部軟巖巷道變形與破壞特征較為復(fù)雜，巷道的穩(wěn)定性控制變得非常棘手，因此選擇合適的巷道支護方法尤其重要。以具有上述地質(zhì)賦存條件的邢村煤礦為工程背景，根據(jù)支護理論分析與數(shù)值分析，基于FLAC3D有限差分軟件，系統(tǒng)研究了支護參數(shù)對于圍巖變形、應(yīng)力和塑性區(qū)分布的影響規(guī)律。結(jié)果表明：對于軟巖破碎巷道，采用復(fù)合支護方法比傳統(tǒng)單一支護，具有顯著支護效果，更能有效控制巷道變形，從而為控制軟巖破碎巷道變形提供一定的研究基礎(chǔ)。

軟巖破碎巷道；高應(yīng)力復(fù)合支護；圍巖變形；塑性區(qū)；邢村煤礦

我國煤炭資源豐富，隨開采深度不斷增大，絕大多數(shù)煤礦都存在深部軟巖巷道。對于處在深部的軟巖而言，其力學(xué)特性相比淺部軟巖有顯著的變化，主要體現(xiàn)在：深部圍巖延性明顯增大，物性流變和擴容流變增強[1-2]，圍巖抗剪強度低且具有脹縮性[3]。深部軟巖巷道圍巖破壞機制很復(fù)雜，巷道開挖后圍巖應(yīng)力釋放，應(yīng)力重新分布。圍巖內(nèi)擠、從外向內(nèi)破碎，巷道圍巖周圍松動圈范圍過大[4]，形成破壞塑性區(qū)，主要體現(xiàn)在：“頂板-兩幫-底板”的剪切破壞，三者相互關(guān)聯(lián)相互耦合，牽一發(fā)而動全身[5-7]。對于這種復(fù)雜地質(zhì)條件，支護時應(yīng)該充分利用和發(fā)揮圍巖自承載能力和支護體系承載能力，隨著開采深度加深，單一支護效果不理想，而復(fù)合支護技術(shù)能有效控制圍巖變形，確保圍巖穩(wěn)定。本文通過分析巖體力學(xué)特征與復(fù)合支護機制，結(jié)合數(shù)值模擬、現(xiàn)場實際工程背景，提出最佳支護方案。

1 工程背景及地質(zhì)條件

圖1 邢村煤礦地質(zhì)剖面圖Fig.1 Geological profile of Xingcun coal mine

邢村煤礦位于鞏義市魯莊鎮(zhèn)邢村。該礦為NE—SW向，東西長約2.0 km，南北寬0.67～1.05 km，礦區(qū)面積1.687 km2，煤層平均厚度2.71 m。區(qū)內(nèi)上覆巖層大部分被第四系巖層覆蓋，地質(zhì)剖面圖如圖1所示。其巖層主要由黏土、砂巖層構(gòu)成，缺少關(guān)鍵持力層[8]。黏土吸水易膨脹、抗剪強度低，巷道開挖后極易發(fā)生臨空面圍巖流變現(xiàn)象，造成圍巖塑性變形大，松動圈擴大，導(dǎo)致圍巖結(jié)構(gòu)松散，造成冒頂、空幫，給支護帶來一定困難。沿空留巷距離地表431 m，工藝采用后退式開采。

邢村煤礦地質(zhì)條件惡劣，其巷道圍巖特性屬于典型的軟巖破碎圍巖，必須對巷道圍巖破壞機制及巷道復(fù)合支護原理研究，分析圍巖變形機制及有效支護手段。

2 圍巖變形破壞及支護原理數(shù)值模擬

2.1 圍巖破壞機制

深部巷道在自重應(yīng)力、構(gòu)造應(yīng)力、開采擾動等作用下，頂?shù)装迤茐男问街饕獮閺澙茐?。巷道兩幫由于巷道頂板和底板的?yīng)力傳遞，應(yīng)力向兩側(cè)分散，表現(xiàn)為剪切破壞，而巷道周圍的圍巖由于應(yīng)力重分布，主要破壞形式為剪切破壞，局部有拉伸破壞趨勢。圍巖內(nèi)部是否發(fā)生拉伸破壞應(yīng)根據(jù)圍巖的抗拉強度σt判斷，而實際上除了巷道圍巖臨空面的邊界點，其他處圍巖主要發(fā)生剪切破壞。根據(jù)摩爾-庫倫準(zhǔn)則判斷圍巖某點是否破壞，即圍巖某點能夠承受最大剪應(yīng)力為

(1)

式中：σ為巖體內(nèi)薄弱面法向應(yīng)力；φ為巖體內(nèi)摩擦角；c為黏聚力。假設(shè)巷道為圓形無限長并處于各向等壓原巖應(yīng)力場中，根據(jù)彈性理論近似計算巷道圍巖某點剪應(yīng)力，即

(2)

式中：σ1，σ2分別為圍巖最大、最小主應(yīng)力；a為巷道半徑；r為圍巖中任一點到巷道中心距離；θ為法向線與σ2的夾角[9]。

由于軟巖破碎巷道的力學(xué)特性，圍巖的黏聚力c和內(nèi)摩擦角φ都很小，圍巖臨空面較易發(fā)生剪切破壞。因此為發(fā)揮圍巖自身承載力，應(yīng)提高圍巖黏聚力和內(nèi)摩擦角。

2.2 各種單一支護原理數(shù)值模擬

對于軟巖破碎巷道開挖初期宜用網(wǎng)噴支護。混凝土在強大噴射力下，填充到巷道表面破碎裂隙中，使破碎區(qū)膠結(jié)，圍巖的整體性大幅度增強，從而提高圍巖的黏聚力和內(nèi)摩擦角。利用FLAC3D的梁單元來近似模擬噴層對巷道圍巖的加固效果，模擬參數(shù)見表1和表2。

表1 圍巖的物理力學(xué)參數(shù)

表2 利用梁單元模擬噴層所用參數(shù)

圖2 計算模型Fig.2 Calculation model

分別取金屬網(wǎng)噴前后頂、底板中點、幫部中點的位移作為衡量巷道穩(wěn)定性評價指標(biāo)。金屬網(wǎng)噴支護數(shù)值模擬計算模型見圖2，模型尺寸(長×寬×高)為170 m×50 m×100 m，模型中巖層屬性參數(shù)見表1。邊界條件為上部上覆巖層自重應(yīng)力邊界，兩側(cè)約束水平位移，下部約束豎直位移。

對巷道進行邊開挖邊金屬網(wǎng)噴支護，開挖結(jié)束后觀測點數(shù)據(jù)如圖3所示。經(jīng)對比發(fā)現(xiàn)：經(jīng)金屬網(wǎng)噴后的圍巖檢測線上的位移均明顯減小，但金屬網(wǎng)噴對圍巖的加固效果隨著表層臨空面向內(nèi)逐漸降低。當(dāng)沿檢測線深入達3 m后加固效果不明顯，可見金屬網(wǎng)噴對圍巖加固最佳效果在淺層臨空面。

圖3 金屬網(wǎng)噴后檢測線布置及圍巖位移Fig.3 Layout of measuring points and displacement of surrounding rock with shotcrete reinforced metal mesh

全長錨桿的錨固劑可以提高鉆孔附近圍巖的力學(xué)性能，可以有效避免由圍巖破碎引起的脫錨，而且全長錨桿在承受拉應(yīng)力同時，還可以由桿體分擔(dān)圍巖的剪應(yīng)力。對于全長錨桿模型進行數(shù)值模擬分析，模擬模型及圍巖參數(shù)與上述相同。區(qū)別于端部錨桿錨固力平均分布于自由端，全長錨桿錨固力分布不均勻；錨固力呈中間大兩端小的趨勢，在圍巖中形成錐形壓縮區(qū)，如圖4(a)所示。圖4(b)為錨桿圍巖z向錨固分布，從圖4(b)可以看出，當(dāng)單根錨桿長3 m時，圍巖受到壓力在距離錨固端大約1.5 m時達到最大壓力，大約為18 kN，此位置錨桿錨固效果最好，預(yù)應(yīng)力損失大約10%。隨著朝z方向繼續(xù)延伸，圍巖受到壓力逐漸減小，錨固效果逐漸變差；圍巖所受壓力整體分布趨勢為先增大后減小，當(dāng)最大錨固力正好處在松動圈上時錨固效果最好。對巷道進行邊開挖邊錨桿支護，頂、底板及幫部布置間距800 mm。如圖4(c)所示，合適的錨桿間距能夠在巷道圍巖四周形成均勻壓縮帶，可以有效防止巷道松動圈繼續(xù)擴大造成過大的塑性變形，同時提高壓縮帶區(qū)域圍巖的黏聚力、內(nèi)摩擦角，使圍巖充分發(fā)揮自承載力，圍巖穩(wěn)定性增加。分別取頂、底板中點作為監(jiān)測點觀察圍巖變形與錨桿長度及無錨桿時圍巖變形對比，如圖4(d)所示。當(dāng)無錨桿支護時，頂、底板位移分別達到11.75，10.92 cm，隨錨桿長度增加，變形量逐漸減小，但當(dāng)錨桿長度達到3 m后，錨桿對圍巖變形的限制效果逐漸減小。

圖4 錨桿錨固應(yīng)力規(guī)律組圖Fig.4 Principle of anchorage stress of rockbolt

對于高應(yīng)力軟巖巷道，若巷道圍巖破碎嚴(yán)重，可先采用淺層注漿加固，即可以防止冒頂、空幫,又能提高圍巖力學(xué)性能，再用金屬網(wǎng)噴與錨桿、錨索聯(lián)合支護。后期待圍巖塑形變形基本得到控制后，可用混凝土襯砌或U型伸縮支架進行巷道支護，進一步提高巷道穩(wěn)定性。

3 復(fù)合支護方案數(shù)值模擬及評價

由上述研究可見，各種單一支護對于軟巖破碎圍巖變形均具有一定控制性，只是單一支護對于地質(zhì)復(fù)雜巷道變形控制力稍顯不足。因此對于此類巷道支護方案如下：巷道開挖后，首先對巷道表層軟巖破碎區(qū)用硫鋁酸鹽水泥進行淺孔充填注漿，經(jīng)檢測注漿前后圍巖物理力學(xué)參數(shù)見表3；再采用金屬網(wǎng)噴與錨桿、錨索聯(lián)合支護。巷道頂、底板分別各布置5根M24-?22 mm、長度3 000 mm的預(yù)應(yīng)力全長錨固樹脂錨桿，錨桿預(yù)緊力為120 kN。另外配合2套?17.8 mm、長度6 500 mm的頂部補強錨索，錨索預(yù)緊力為200 kN。頂、底板及幫部錨桿布置間距為800 mm。頂板錨索布置間距為2 500 mm。錨桿、錨索排距1 000 mm。錨桿參數(shù)見表4。

復(fù)合支護的圍巖模型大小、巖層物理力學(xué)參數(shù)與上述各個單一支護數(shù)值模擬圍巖模型一致。煤層工作面長度100 m，預(yù)留10 m保護煤柱。首先對巷道進行邊開挖邊復(fù)合支護，巷道開挖結(jié)束后,再進行工作面的開挖。從距離工作面45 m處開始每5 m記錄觀測點(頂板與底板中點、兩幫中點)的位移大小，繪制隨工作面開挖圍巖觀測點位移折線圖；邊界條件與上述模擬一致。

表3 注漿前后圍巖物理力學(xué)參數(shù)

表4 錨桿材料強度指標(biāo)

圖5 巷道塑性區(qū)與位移變形Fig.5 Distribution of plastic zone and displacement of roadway

進行支護后的圍巖塑性區(qū)效果如圖5所示。錨桿、錨索與圍巖結(jié)合緊密，且錨固力分布均勻，工作狀態(tài)良好。復(fù)合支護后圍巖塑性區(qū)范圍很小，滿足變形控制要求。巷道四角應(yīng)力集中現(xiàn)象基本消失；巷道頂、底板由于彎拉應(yīng)力引起的塑性區(qū)范圍明顯減小。經(jīng)檢測，注漿后圍巖破碎區(qū)的強度得到顯著提高，臨空面經(jīng)網(wǎng)噴支護后變形量也減小。由圖5數(shù)值模擬觀測點位移折線圖得出，當(dāng)工作面離巷道45 m時，開采擾動對巷道影響很小，巷道圍巖變形量小，支護效果不明顯；但隨著工作面推進，開采擾動不斷增大，圍巖變形量逐漸增大，支護效果逐漸體現(xiàn)出來。當(dāng)距離巷道10 m時停止開挖，此時巷道圍巖變形量最大，而支護效果也達到最好，圍巖變形量滿足安全生產(chǎn)要求，得到較好控制。與圖3、圖4等單一支護圍巖位移圖對比，經(jīng)過復(fù)合支護后，巷道圍巖監(jiān)測點變形量均比各單一支護小，圍巖變形控制效果得到很大程度的改善。通過支護前、后各個監(jiān)測點位移折線圖對比，頂板的位移變形控制較為明顯，約為30%，對于底板位移變形控制大約為25%，對于右?guī)臀灰谱冃慰刂拼蠹s20%。

4 結(jié) 論

(1) 巷道圍巖破壞形式為：頂、底板臨空面發(fā)生彎拉破壞，從臨空面向內(nèi)延伸發(fā)生剪切破壞。矩形巷道圍巖四角處同時有剪切應(yīng)力與彎拉應(yīng)力，因此巷道四角處容易產(chǎn)生較大塑性變形，圍巖總體破壞形式為剪切破壞。圍巖的支護與加固應(yīng)主要提高圍巖抗剪強度，增強圍巖穩(wěn)定性。

(2) 對于高應(yīng)力軟巖巷道圍巖金屬網(wǎng)噴支護，其支護效果主要是限制臨空面位移及對破碎表面的膠結(jié)加固；提高巷道表面圍巖強度，并隨圍巖深度加深，支護效果逐漸減弱至消失；最大有效支護深度約3 m，屬于淺層加固。

(3) 對于預(yù)應(yīng)力全長樹脂錨桿，錨桿錨固力并不是均勻分布于錨桿內(nèi)部。錨桿對圍巖最大錨固力集中在桿體中部，并向兩邊遞減，最佳錨固效果分布在桿體中部。存在一個最佳錨固長度，當(dāng)錨桿長度大于此長度后，繼續(xù)增加錨桿長度對圍巖錨固效果影響變小。

(4) 對于高應(yīng)力軟巖巷道，普通單一支護很難達到較好的支護效果。復(fù)合支護可以形成多種支護耦合作用，能充分發(fā)揮各種支護對圍巖變形的控制效果。復(fù)合支護的支護效果隨著圍巖變形量的增加越來越好。

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(編輯：黃 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

國家自然科學(xué)基金重點項目(50834004)；山東省自然科學(xué)基金項目(ZR2011AL014)

付 強(1988-)，男，山東煙臺人，助理工程師，碩士，研究方向為巖石力學(xué)，(電話)15951463632(電子信箱)cumtfuqiang@163.com。

10.11988/ckyyb.20150829

2016,33(01):111-114

TU45

A

1001-5485(2016)01-0111-04