第３３卷第４期２００８年４月煤炭学报Ｖ０１．３３Ａｐｒ．Ｎｏ．４２００８ＪＯＵＲＮＡＬＯＦＣＨＩＮＡＣＯＡＬＳＯＣＩＥＴＹ文章编号：０２５３—９９９３（２００８）０４－０３６４—０４深井软岩巷道围岩变形特征及支护参数的确定王其胜１’２，李夕兵１，李地元１（１．中南大学资源与安全工程学院，湖南长沙４１００８３；２．河南理工大学能源学院，河南焦作４５４０００）摘要：根据马路坪矿巷道围岩主要物理、力学性质的实验室测试以及现场围岩变形的监测结果，探讨了深部软岩巷道围岩变形破坏特征．借助ＦＬＡＣ３Ｄ进行数值模拟计算，分析了巷道开挖后和原支护形式下围岩破碎区、塑性区范围和应力位移分布状况；并通过数值模拟优化了支护参数，确定了二次支护时间，提出了用短锚杆或铆钉取代管缝式锚杆挂网、采用底角锚杆对巷道底板进行加固的技术方案．工业试验结果表明，该方案对深部巷道围岩变形的控制效果良好．关键词：深井；软岩巷道；变形；围岩控制中图分类号：ＴＤ３５３文献标识码：ＡＳｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎｐｒｏｐｅｒｔｉｅｓａｎｄｄｅｔｅｒｍｉｎａｔｉｏｎｏｆｓｕｐｐｏｒｔｐａｒａｍｅｔｅｒｓｏｆｓｏｆｔｒｏｃｋｒｏａｄｗａｙｉｎｄｅｅｐｍｉｎｅＷＡＮＧＱｉ—ｓｈｅｎ９１”，ＬＩＸｉ．ｂｉｎ９１，ＬＩＤｉ—ｙｕａｎｌ（１．ＣｏｌｌｅｇｅｏｆＲｅｓｏｕｒｃｅｓｓｉｔｙ，Ｊ如ｏｚｕｏａｎｄ跏Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ，ＣｅｎｔｒａｌＳｏｕｔｈＵｎｉｖｅｒｓｉｔｙ，Ｃｈａｎｇｓｈａｏｎ４１００８３，Ｃｈｉｎａ；２．ＳｃｈｏｏｌｏｆＥｎｅｒｇｙ，ＨｃｎａｎＰｏｌｙｔｅｃｈｎｉｃＵｎｉｖｅｒ－４５４０００，Ｃｈｉｎａ）ｔｈｅｌａｂｏｒａｔｏｒｙｔｅｓｔｏｆｔｈｅｍａｉｎｐｈｙｓｉｃａｌａｎｄｍｅｃｈａｎｉｃａｌｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓｔｉｃｓａｎｄｔｈｅｍｅａｓｕｒｅｄｒｅ—Ａｂｓｔｒａｃｔ：ＢａｓｅｄｓｕｌｔｓｏｆｔｈｅｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎｏｆｔｈｅｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋａｒｏｕｎｄｒｏａｄｗａｙｉｎＭａｌｕｐｉｎｇＭｉｎｅ，ｔｈｅｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎａｎｄｄｅｓｔｒｕｃｔｉｏｎｐｒｏｐｅｒｔｉｅｓｏｆｔｈｅｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋｉｎｄｅｅｐｓｏｆｔｒｏｃｋｒｏａｄｗａｙｗｅｒｅＦＬＡＣ如，ｔｈｅｒａｎｇｅｓｏｆｔｈｅｆｒａｇｍｅｎｔａｔｉｏｎｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋａｒｏｕｎｄｒｏａｄｗａｙｉｎｔｈｅｗｅｒｅａｒｅａｄｉｓｃｕｓｓｅｄ．Ｔｈｒｏｕｇｈｎｕｍｅｒｉｃａｌｍｏｄｅｌｉｎｇｗｉｔｈｓｕｒｏａｎｄｔｈｅｐｌａｓｔｉｃａｒｅａ，ｔｈｅｓｔｒｅｓｓｅｓｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎａｎｄｓｔｒａｉｎｓｏｆｔｈｅｓｕｐｐｏｒｔｓｔａｔｅｗｅｒｅｏｆｆ，ｈａｌａｎａｌｙｚｅｄ．Ｔｈｅｓｕｐｐｏｒｔｐａｒａｍｅｒｔｅｒｓｏｆｎｅｗｓｃｈｅｍｅｏｐｔｉｍｉｚｅｄｂｙｎｕｍｅｒｉｃａｌｃａｎｍｏｄｅｌｉｎｇ．Ｔｈｅｏｒｓｅｃｏｎｄｓｕｐｐｏｒｔｔｉｍｅｗａｓｃｏｒｎｅｒｄｅｔｅｒｍｉｎｅｄ．Ｔｈｅｔｅｃｈｎｉｃｓｃｈｅｍｅｔｈａｔｔｕｂｅ—ｉｎｄｕｓｔｒｉａｌｔｅｓｔｏｂｔａｉｎｅｄｗｉｔｈｌｉｋｅｂｏｌｔｂｅｓｕｂｓｔｉｔｕｔｅｄｆｏｒｓｈｏｒｔｂｏｌｔｒｉｖｅｔａｎｄｂｏｌｔｒｅｉｎｆｏｒｃｅｍｅｎｔｗｅｒｅｐｕｔｆｏｒｗａｒｄ．Ｔｈｅａｒｅｒｅｓｕｌｔｓｓｈｏｗｔｈａｔｇｏｏｄｅｆｆｅｃｔｓｔｏｃｏｎｔｒｏｌｌｔｈｅｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎｏｆｔｈｅｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋｉｎｄｅｅｐｒｏａｄｗａｙｔｈｅｓｃｈｅｍｅ．Ｋｅｙｗｏｒｄｓ：ｄｅｅｐｍｉｎｅ；ｓｏｆｔｒｏｃｋｒｏａｄｗａｙ；ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ；ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋｃｏｎｔｒｏｌ长期以来，国内外众多学者就深井巷道围岩变形破坏机理进行了大量的研究工作ｍ６１，结果表明，巷道围岩在浅部较低应力作用下表现为硬岩的变形特性，而在深部高应力环境中则可能表现为软岩的变形特性Ⅲ．贵州开磷集团矿业公司马路坪矿开拓采准进入到＋６００一＋７００ｍ水平，距地表深度达５００～６００ｍ，巷道围岩变形呈现软岩特征，主要开拓及采准巷道支护困难，原有的支护技术与措施失效，巷道返修率高，巷道支护后存在经常性冒顶、片帮、底臌等现象，需要多次维护与加固，维护工作量大，支护成本收稿日期：２００７—０４－０３责任编辑：柴海涛基金项目：国家自然科学重大基金资助项目（５０４９０２７４）作者简介：王其胜（１９７０一），男，安徽安庆人，博士研究生．Ｅ—ｍａｉｌ：ｇｓｔｂｌ９９９＠ｓｏｈｕ．ｃｏｌｎ万方数据第４期王其胜等：深井软岩巷道围岩变形特征及支护参数的确定高，施工作业不安全，严重影响了矿井的正常生产．中南大学课题组选择马路坪矿＋７００中段运输大巷作为试验巷道，通过现场调查和对巷道位移的监测结果，分析了巷道围岩变形破坏机理，应用软岩巷道支护理论ｍ１１１，借助数值模拟计算，对支护参数进行了优化，提出了行之有效的支护方案．１试验巷道工程概况＋７００ｍ中段运输大巷埋深５６０ｍ，位于距矿体底板水平距离４０ｍ以外的紫红色页岩中．巷道断面形状为三心拱，净宽４．５ｉｎ，净高３．７ｍ，采用锚喷网支护方式．原支护参数：水泥砂浆锚杆为西２０ｍｍ的ＭｎＳｉ钢，长度为２５００ｍｍ，间距×排距＝８００ｍｍ×１０００ｍｍ；管缝锚杆呈梅花型布置，长度为ｌ５００ｍｍ，问距×排距＝２０００ｍｍ×１０００ｒａｍ；钢筋网：钢筋直径为６ｍｍ，网片为２０００ｍｍ×２０００ｍｍ，网度为１５０ｍｍ×１５０ｒａｍ；喷射混凝土永久支护，厚度为１００ｍｍ．岩样化验结果表明，紫红色页岩中黏土矿物含量为４２％－５３％，黏土矿物中均含有伊利石和高岭石．紫红色页岩节理裂隙发育，易风化，遇水易崩解膨胀，属于Ⅳ一Ｖ围岩．实验室测得的页岩主要物理、力：学性质见表１．表１页岩主要物理、力学性质Ｔａｂｌｅ１Ｍａｉｎｐｈｙｓｉｃａｌａｎｄｍｅｃｈａｎｉｃａｌｐｒｏｐｅｒｔｉｅｓｏｆｓｈａｌｅ２巷道围岩变形监测巷道断面收敛位移的量测采用ＳＷＪ一１Ｖ隧道收敛计．选择地质条件相似的地段布设４个位移测站，第１个测站布置在巷道初喷处；第２个测站布置在巷道复喷处；以此向后，每隔５０ｍ分别布设第３和第４个测站．巷道表面变形结果如图１所示．宕ｇｇｇ＼＼ⅫⅢＩ】咖：潍潍目氆恒恒槲锵捌捌辅粕图１试验巷道位移与时间的关系Ｆｉｇ．１Ｒｅｌａｔｉｏｎｓｈｉｐｂｅｔｗｅｅｎｄｉｓｐｌａｃｅｍｅｎｔａｎｄｔｉｍｅｏｆｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌｒｏａｄｗａｙ从实测结果可以看出，４个测站的两帮移近量均大于顶板下沉量，巷道两帮移近量和底臌量是整个巷道变形量的主要部分．在实测过程的前３个月中，两帮内移和顶板下沉与底臌量比例分别是：两帮内移／底臌＝１／２。０４，１／２．０７，１／２．０６；顶板下渺底臌＝１／３．７４，１／２．５４，１／２．２７．巷道初喷处受开挖影响，围岩变形量最大，巷道开挖相对稳定期为１０ｄ左右．巷道在永久支护后，巷道围岩的受力情况虽然得到了改善，但围岩的变形仍然居高不下，这说明原支护方式不能有效地控制巷道围岩的变形，所选择的锚喷网支护结构参数是不尽合理的．万方数据煤３巷道围岩变形数值模拟炭学报２００８年第３３卷为了更加全面地了解马路坪矿软岩巷道围岩变形破坏机理，采用ＦＬＡＣ３Ｄ数值计算软件模拟＋７００巷道埋深５６０ｍ，模型中巷道围岩部分力学参数见表２．模拟范围为５２ｍ中段运输大巷开挖后以及原支护状态下的巷道围岩破碎区、塑性区范围和围岩应力、位移分布情况．模拟ｍ×４０ｍ（长×高），模型采用应力位移边界条件，用强度参数较小的薄层来模拟结构面的影响．模型上表面施加均匀的垂直压应力，模型两侧施加随深度变化的水平压应力，模型下表面垂直位移固定，左右边界约束侧向位移，所模拟巷道支护断面如图２所示．表２模拟中岩体力学参数Ｔａｂｌｅ２Ｍｅｃｈａｎｉｃａｌｐａｒａｍｅｔｅｒｓｏｆｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋｉｎｍｏｄｅｌ模拟结果表明，巷道围岩的水平应力大于垂直应力．底臌量是围岩位移的主要部分，分别大于巷道两帮的移近量和顶板下沉量，从位移的发展趋势看出，巷道两帮和底板深部岩体弱化后将向巷道内挤压流动，这和实际情况相符，与现场实测的结果一致．在没有及时支护的情况下，顶板和两帮的塑性区在３—４ｍ，底板的塑性区范围最大，在６ｍ左右，而且塑性区有继续扩大的趋势；巷道在进行支护后，应力集中的现象得到改善，围岩的变形也相对减小，随着支护阻力的增大，塑性区有逐渐退化的趋势，由图２模拟巷道支护断面Ｆｉ昏２Ｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇｓｅｃｔｉｏｎｏｆｍｏｄｅｌｉｎｇｒｏａｄｗａｙ于巷道原支护方式中未对底板采取任何控制措施，巷道两底角应力集中明显，塑性区范围仍然很大．４支护参数优化和围岩变形控制效果针对马路坪矿软岩巷道围岩变形破坏的具体情况，应用软岩巷道支护理论，计算锚喷网支护参数，并对锚杆直径、间排距与支护效果的影响关系进行了数值模拟，理论计算和数值模拟过程从略．提出了４种预选支护方案（表３）．表３预选方案支护参数Ｔａｂｌｅ３Ｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇｐａｒａｍｅｔｅｒｓｏｆｔｈｅｐｒｅｅｌｅｃｔｉｏｎｓｃｈｅｍｅ万方数据第４期王其胜等：深井软岩巷道围岩变形特征及支护参数的确定根据工业试验和数值计算结果确定方案４为最优支护方案．图３为新方案在巷道复喷处的围岩位移和时间关系实测曲线，与原支护相比，两帮移近量下降了６０％左右，顶板下沉量下降了７０％左右．由数值模拟结果可知，巷道围岩塑性区范围大大减小，尤其是底板在得到控制后，塑性区减小了１～２ｍ．巷道深部应力峰值下降明显，应力集中现象消失．砂浆锚杆与围岩共同作用，是巷道支护的主要结构，巷道不同部位的锚杆轴向拉力分布不同，底角最大，顶板最小，而且在锚杆不同部位，拉应力分布不均，锚固段最小．新方案Ｆｉｇ．３图３巷道表面位移Ｓｕｒｆａｃｅｄｉｓｐｌａｃｅｍｅｎｔｏｆｒｏａｄｗａｙ中，调整了施工作业顺序，将原来的“锚网喷一喷”改为“喷一锚网一喷”，开巷后初喷３０ｍｍ混凝土，阻止了页岩的分化剥落；改变了原支护的二次支护时间，在喷一锚网的初次支护后４０ｄ进行复喷，使围岩的变形能得到了更充分地释放；用短锚杆或铆钉取代管缝式锚杆挂网，避免了钻眼台车在安装锚杆过程中对围岩所产生的强烈冲击和震动，减小了巷道围岩的破碎程度；使用底角锚杆对巷道帮角进行加固，大大提高了底板的承载能力，了底臌的发展．以上分析结果表明，新的支护方案较好地控制了围岩的变形．５结论围岩性质、深埋巷道围岩的高应力以及不尽合理的支护形式和施工作业顺序导致软岩巷道围岩破碎区的增大，引起巷道围岩强烈的变形和破坏．开巷后立即初喷，用短锚杆或铆钉取代管缝式锚杆挂网，是减小巷道围岩变形破坏的行之有效的措施．在初次支护后４０ｄ进行二次支护，充分释放围岩的变形能，改善围岩应力场是巷道围岩控制和巷道支护技术的关键．现场实测和数值计算结果显示，底臌量在围岩变形量中占主要部分，因此，必须足够重视巷道底板的支护．实践表明，采用底角锚杆对巷道底板进行加固，可以有效地控制底臌．参考文献：［１］哈依斯Ａ，希金斯Ｐ．岩层控制技术的发展现状［Ａ］．国外锚杆支护技术译文集［Ｃ］．北京：煤炭科学研究总院北京开采所，１９９７．３５—４１．［２］［３］［４］［５］［６］［７］［８］［９］［１０］［１１］Ｊｃ施坦库斯，彭ｓｓ，董维武，等．锚杆支护新进展［Ｊ］．中国煤炭，１９９７（２）．２６—３０．陈光炎，陆士良．中国煤矿巷道围岩控制［Ｍ］．徐州：中国矿业大学出版社，１９９９．１３８—１４０．付国彬，姜志方．深井巷道矿山压力控制［Ｍ］．徐州：中国矿业大学出版社，１９９６．１８３～１８６．赵国堂．软岩基本巷道围岩变形规律及其控制的研究［Ｄ］．徐州：中国矿业大学，１９９２．３７－４５．段庆伟，何满潮，张世国．复杂条件下围岩变形特征数值模拟研究［Ｊ］。煤炭科学技术，２００２，３０（６）：５５—５８．何满潮．软岩巷道工程概论［Ｍ］．徐州：中国矿业大学出版社，１９９３．２３７～２４１．王卫军，侯朝炯．软岩巷道支护参数优化与工程实践［Ｊ］．岩石力学与工程学报，２０００，１９（５）：６４７—６５０．王明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