（水利工程专业论文）大构造应力区域软岩巷道支护技术研究.pdf

大构造应力区域软岩巷道支护技术研究 摘要 井阳位于向斜的西部转折带，巷道埋源5 6 0 m 5 8 0 m 。井巷具有埋藏深度大、 构造应力大、软岩分布范围广、支护条件复杂等特点。通过对煤矿大构造应力 下软岩巷道破坏情况的大量调查及对有关地质资料的详细分析，结合数值计算 分析结论，经研究决定采用锚注联合支护技术。采用锚注支护技术对煤矿大构 造应力下软岩巷道进行治理，不仅保证了支护效果，加大了安全系数，同时既 提高了大断面软岩巷道的掘进速度，又明显的减轻了工人的劳动强度，减少了 辅助运输工作量，降低了工程成本。 关键词：构造应力：数值模拟；锚注支护 s t u d yo ns o f tr o c kr o a d w a ys u p p o s i n gt e c h n o l o g y i ng r e a ts t r u e t u r a ls t r e s sa r e a a b s t r a c t m i n ef i e l d sw h o s er o a d w a y se m b e d5 6 0 5 8 0 md e e pl o c a t eo nt h ew e s tb e n d z o n eo ft h es y n c l i n e t h er o a d w a y sh a v em a n yf e a t u r e s ，f o re x a m p l e ，d e e pb u r i e d d e p t h ，g r e a ts t r u c t u r a ls t r e s s ，w i d es o f tr o c kr a n g ，c o m p l e xs u p p o r t i n gc o n d i t i o n ，a n d s oo ni nt h i ss t u d yb o l t s - g r o u t i n ga n ds u p p o r t i n gt e c h n o l o g yw e r ea d o p t e da f t e r m a n yi n v e s t i g a t i o n so nt h ed a m a g eo fs o f tr o c kr o a d w a yu n d e rg r e a ts t r u c t u r a ls t r e s s w e r ed o n ea n dr e l a t e dg e o l o g i c a ld a t aa n dc o n c l u s i o n so f n u m e r i c a lv a l u ec a l c u l a t i o n w e r ea n a l y z e di nd e a i lb o l tg r o u t i n ga n ds 叩p o g i n gt e c h n o l o g yw e r ea d o p t e dt o h a r n e s ss o f tr o c kr o a d w a yu n d e rg r e a ts t r u c t u r a ls t r e s sh a v em a n ym e r i t s ，f o re x a m p l e ， e n s u r i n gs u p p o r t i n ge f f e c t ，i n c r e a s i n gs a f e t yf a c t o r , s p e e d i n gu pt h ee x c a v a t i o no f l a r g eb r o k e ns u r f a c ei ns o f tr o c kr o a d w a y , a l l e v i a t i n gl a b o ri n t e n t i o no fw o r k e r s ， d e c r e a s i n gt r a n s p o r t a t i o nw o r k l o a d ，r e d u c i n ge n g i n e e r i n gc o s t ，a n ds oo n k e yw o r d s ：s t r u c t u r a ls t i _ e s s ；n u m e r i c a lv a l u es i m u l a t i o n ；b o l tg r o u t i n ga n d s u p p o r t i n g 合肥工业大学 本论文经答辩委员会全体委员审查，确认符合合肥工业大学 硕士学位论文质量要求。 答辩委员会签名：( 工作单位、职称) 主席： 导师： 灌铀二 藏鼢兰醐弦衡 独创性声明 本人声明所呈交的学位论文是本人在导师指导下进行的研究丁作及取得的研究成果。据 我所知，除了文中特别加以标注和致谢的地方外，论文中不包含其他人已经发表或撰写过的 研究成果也不包含为获得 垒e 巴= ：些盘堂 或其他教育机构的学位或证书而使用过的 材料。与我一同j 作的同志对本研究所做的任何贡献均己在论文中作了明确的说明并表示谢 意。 靴做储签名嘞粉 签字蹴，碲臼仍 学位论文版权使用授权书 本学位论文作者完全了解盒目墨= l ；些盔堂有关保留、使用学位论文的规定，有权保留并 向国家有关部或机构送交论文的复印件和磁盘，允许论文被商阅和借阕。本人授权j 金蟹 ：些盍堂可以将学何论文的全部或部分内容编入有关数据库进行检索，可以采用影印、缩 印或扫描等复制手段保存、汇编学位论文。 ( 保密的学侥论文在解密后遣j i 本授权书) 学位论文作者签名：。争 f 等刀 签字日期：厶瓣月，彭8 导师签名： 签字日期： 电话 邮编 致谢 本论文是在导师壁尔仁教授的悉习指导下完成的，导师对论文的整体结构、 研究思路给予了精心指导。三年来，导师不辞辛劳，精心指导，严谨的治学作 风是我学习的榜样。我将永远铭记导师的恩情，毕生难忘! 在课程学习及论文写作过程中，受到了合肥工业大学土建学院有关领导和 老师们的帮助和指导。在此，对他们一并表示诚挚的谢意i 三年的学习生活中，我还得到了张良成硕士、周翠玲硕士、王萱硕士的热 心帮助和支持，衷心感谢他们的帮助和支持，我将永远珍惜这来之不易的友谊! 在此，向一直关心、帮助、支持、鼓励我，为我的学习顺利完成付出了辛 勤汗水的爱人杨凤英女士表示衷心的感谢! 作者：戴景君 2 0 0 4 年6 月 符号清单 普氏系数 正应力 岩石的内聚力 未被破坏岩体的内聚力 岩本裂隙性系数 岩体裂隙性系数 无量纲极坐标 离巷道周边某点处的距离 巷道净半径 侧应力系数 普通锚杆提供支护力 锚杆的初锚力 系数 岩体内摩擦角 弹塑性边界处的径向应力 弹塑性边界处的径向应力 弹塑性边界处的切向应力 弹塑性边界处的切向应力 原岩应力 岩石的单轴抗压强度 体力 体力 积分常数 ， 口 c u 8 q n ， r 民 只b 彭 妒畎 吼 q t 4 积分常数 径向位移 弹性模量 泊松比 残余强度 塑性软化区围岩位移 塑性区某点处的应变 塑性区某点处的应变 巷道净半径 支护厚度 残余强度区的位移 残余强度区的应力 残余强度区的应力 积分常数 积分常数 半径之比 围岩塑性区半径 残余强度区半径 塑性区半径 抗压强度为2 0 m p 。的混凝土 锚杆的半径标号 曰 u f 。b u w 髟醪 “u彰一岛如 ， 彤r， 第一章巷道破坏调查及破坏机理分析 1引言 地下岩层在巷道开挖前处于平衡状态，巷道一旦开挖，围岩应力将失去平 衡，为了维持岩石的平衡状态，应力将重新分布，在分布的过程中，如果岩石 的强度不够，围岩失去稳定，巷道将受到破坏，因此，对嗣岩必须采取控制措 施，即围岩控制。控制围岩的方法因岩石性质、断面大小、服务年限，特别是 地应力对巷道的影响不同而各异。我国常用的支护有木支护、锚杆及锚喷支护 等，国外常用的主要支护形式为锚杆支护、各类金属支架支护，这些支护统称 为传统支护方式。 随着开采浓度的增加，开采范围的扩大，不稳定及极不稳定围岩( 以下简 称软岩) 与日俱增，这严重影响矿井机械化水平的提高和矿井的正常生产，国 内外不少专家学者长期致力于软岩支护的研究，取得了丰硕成果。 美国和澳大利亚主要采用高强度超长锚杆、组合锚杆、锚杆桁架、锚索等 支护体系来解决软岩支护问题，西欧自2 0 世纪8 0 年代开始改各类金属支架为 锚杆、锚索支护体系，俄罗斯、波兰等东欧诸国迄今仍以各类金属支架为主来 解决软岩支护问题。尽管俄罗斯等国家对解决软岩支护问题进行了广泛研究， 对注浆加固围岩也进行了大量的实验室试验和井下工业性试验，但至今未能推 广应用。 我国在软岩支护领域进行了广泛而卓有成效的工作。在2 0 世纪5 0 、6 0 年 代，我国煤矿平均开采深度在3 0 0 m 以下，对软岩巷道般采用砌碹即可使巷道 傈持稳定。随着开采深度的增加，砌碹己不能使巷道保持稳定时，则采用各类 不同金属支架，当即使采用型全封闭可缩支架也不能使巷道保持稳定时，人 们只能采取多次修复的方式来维持生产。从2 0 世纪7 0 年代末人们便开始寻求 新的途径来解决软岩支护问题。如可伸缩、可摆动圆形金属支架；料石条带碹； 料石圆碹；可缩性料石圆碹；干茬料石圆碹；锚喷、金属支架与砌碹组成联合 支护。这些支护体系仅能解决一般不稳定围岩支护问题。北皂矿在基本建设中 曾用上述绝大部分支护体系，均不能使巷道保持稳定。而后，北皂煤矿采用锚 喷及二次支护基本上解决了受构造应力影响不大的不稳定围岩的支护问题。再 往深部开采，遇有构造应力时上述支护均不能使巷道保持稳定，而这些不稳定、 极不稳定巷道越来越多。国家对这一问题极为重视，将软岩支护列入国家“七 五”、“八五”重大科技攻关课题。在“七五”攻关课题中主要提出两大类型支 护体系，一是保伸缩锚杆；二是高强度预应力大弧板，实践表明，这两类支护 方式均未达到预期目标而未能推广应用。国家“八五”重大科技攻关课题“极 不稳定巷道( v 型) 合理支护技术”研究，提出两种技术方案，一是锚注技术， 一是可伸缩锚杆和金属支架联合支护，并辅以高水速凝材料注浆。这两项技术 虽然都是处理v 类巷道的支护问题，但实践证明，锚注技术在软岩支护领域得 到了广泛应用，成为当前处理软岩支护问题首选技术。资料表明，迄今锚注技 术在全国十几个省的几十个矿井得到推广应用。比较典型的有山东龙口矿务局 梁家煤矿，在极不稳定煤巷中应用锚注技术，使回采工作面产量翻一番，当年 变亏为盈，并将这一技术推广到北皂煤矿，取得同样良好的效果。兖矿集团鲍 店煤矿用锚注技术修复严重破坏的水仓后，又用这一技术处理了受跨采动压影 响的矿井主皮带运输巷。该巷全长50 0 0 余米，穿越几个采区。过去每当回采 工作面跨越大巷时，巷道将严重变形和破坏，而采用砌碹、u 。型全封闭可缩性 支架、顶部开巷卸压等措旌，收效甚微。采用锚注技术修复和加固后，几年过 去了，多次跨采，该巷一直保持基本稳定。 某煤井田牌向斜西南部转折带，地层走向急剧变化，由南北转至东西，井 田内地层倾角7 。3 0 。，已查出大中型断层2 0 条，次级褶曲2 个，褶曲附近 岩层破碎极为严重。 该煤井田的褶曲构造主要有王楼背斜和张学屋向斜。王楼背斜轴向北西一 南东向，波幅1 0 8 0 m ；张学屋向斜轴向与王楼背斜近似平行，波幅和两翼产状 基本与王楼背斜相同。 另外，井田构造发育持续时间长，基本形态形成于燕山运动早、中期，但 喜马拉雅山运动对本井田影响大，王楼背斜轴部的f 。断层切割新地层第三系， 落差7 2 m ，从而造成井田特殊的大构造应力环境。 矿井设计生产能力1 8 0 万t a ，可采储量3 34 5 9 2 万t 。矿井地面标高 1 7 2 0 2 3 8 0 m ，一般2 2 m 左右，一水平标高一6 5 0 m ，井田开拓为竖井、集中运 输大巷、分区运输石门开拓，巷道埋深为5 6 0 5 8 0 m 。井巷具有埋藏深度大、构 造应力大、软岩分布范围广、支护条件复杂等特点。1 9 9 2 年1 2 月主井开始破土 动工，到1 9 9 6 年底之前施工的1 18 7 0 m 巷道，8 0 不维修不能使用，1 0 严重失 修威胁安全，破坏巷道支护形式包括锚网、砌碹、2 9 u 型钢可缩性支架、现浇混 凝土等。根据煤矿巷道支护现状，开展对地层走向急剧变化、大构造应力区域 软岩巷道支护技术的研究，探索新型的支护体系以适应煤矿巷道支护的要求。 2 煤矿巷道破坏调查 煤矿巷道破坏面广，破坏的形式多样，根据对煤矿1 9 9 6 年1 1 月巷道调查 资料，破坏比较严重的巷道主要有： ( i ) 中央风井北翼总回风巷 该巷道位于2 3 煤组之间泥岩及粉砂岩段，设计净宽40 0 0 n i l ，净高35 0 0 r a m ， 净断面积1 2 2 8 m 2 ，原支护形式为锚网支护。该巷道1 9 9 5 年7 月份开始施工， 施工后巷道顶板下沉、底臌、两帮开裂、内挤，有的两帮已劈开，顶部悬肝危 岩较多，局部有掉顶现象，顶板最大下沉量为8 0 0 r a m ，底臌最大量为8 5 0 r a m ，两 帮移近量最大为12 0 0 r m n ，其破坏形态如图卜i ( a ) 所示。 2 ( 2 ) 8 回风石门 该巷道位于6 7 煤组之问泥岩及粉砂岩段，设计净宽43 0 0 r r n ，净高36 0 0 t a x ， 净断面积1 3 5 m 2 ，巷道设计支护形式为锚网支护。该巷道1 9 9 6 年6 月施工，是 采用锚网支护首先施工的巷道，施工后项板下沉、底臌、两帮内挤、炸皮开裂， 项部悬矸较多，局部有掉顶现象，顶板最大下沉量为8 5 0 1 m ，底臌最大量为9 0 0 m m ， 两帮最大移近量为15 0 0 m m m ，其破坏形态如图1 1 ( b ) 所示。由于巷道变形破坏 严重，因此，支护形式改为2 9 u 型钢可缩性支架支护，至9 6 年1 1 月所施工巷 道，由于构造应力大，巷道依然底臌、变形破坏严重，顶板最大下沉量为9 0 0 r a m ， 底臌最大量为10 0 0 m m ，两帮最大移近量25 0 0 m m ，其破坏形态如图l l ( c ) 所 不。 ( 3 ) 5 5 0 m 主运输石门 该巷道所处岩层大部分为泥岩或砂质泥岩，该岩层节理、裂隙发育，松软 破碎，巷道开掘后，来压快，初期变形大。巷道设计净宽45 0 0 m m ，净高40 5 0 r a m ， 净断面积1 8 1 8 m 2 ，巷道设计支护形式为锚网支护。该巷道1 9 9 5 年4 月开始施 工，施工后巷道炸皮、开裂，变形破坏严重，锚网段破坏后，部分整修采用2 9 u 型钢全封闭支架二次加固，巷道修后，仍变形破坏严重，顶板最大下沉量为 4 0 0 i r a l ，底臌最大量为6 0 0 m m ，两帮最大移近量为15 0 0 m m ，其破坏形态如图l _ l ( d ) 所示。 ( 4 ) 北翼运输大巷 北翼运输大巷位于3 。煤层底板的泥岩及粉砂岩段，设计净宽45 0 0 m m ，净高 的40 5 0 m m ，净断面积1 8 1 8 m 2 。锚网支护段巷道破坏形式表现为顶板下沉、底 臌、两帮内移、炸皮开裂，局部有掉顶现象，顶板最大下沉量为6 5 0 m m ，底臌最 大量为7 0 0 m m ，两帮内移最大量为12 0 0 m m ，其破坏形态如图卜1 ( e ) 所示。2 9 u 型钢可缩性支架支护段巷道破坏形式表现为顶板下沉、底臌、两帮棚腿内移， 顶板最大下沉量的4 0 0 r a m ，底臌最大量为6 0 0 m m ，两帮内移最大量为16 0 0 m ， 其破坏形态如图卜1 ( f ) 。 ( 5 ) 西风井1 号交岔点 西风井l 号交岔点旌工层位为1 0 煤底板叶片状砂泥岩互层，地质构造复杂。 该交岔点至井筒己连续出现两条逆断层斜切1 4 交岔点。该交岔点为1 0 2 采区回 风巷与井底车场绕道的交岔点，设计长度为1 5 5 m ，最大净断面净宽73 5 0 m m ， 净高50 5 9 m m ，最小净断宽40 0 0 r n m ，净高38 5 1 m m 。原设计支护形式为二次支 护，一次支护为锚网支护，二次支护为 1 8 槽钢加工的半圆拱形支架加反底拱并 外喷一层混凝土，牛鼻子采用立模浇灌混凝土的支护方式。t 9 9 4 年3 月完成施 工。该交岔点破坏形式表现为炸皮、开裂，局部有掉项现象，钢支架压弯、扭 曲，最大断面项板下沉量为12 0 0 r 1 1 1 ，底臌量为8 0 0 m m ，两帮移近量度为7 0 0 r a m ， 其破环形态如图1 1 ( g ) 所示。 l 一j o 巴一j l坐! i 卜j 竺- 一 l 一 ! 竺j 卜竺坠一i 卜j 兰一1 l 翌一 ( g ) 圈卜2 巷道破坏形态图 4 ( 6 ) 中央风井车场绕道砌碹段 中央风井车场绕道砌碹段位于2 3 煤组之间，泥岩及粉砂岩段，设计净宽 40 0 0 m m ，净高35 0 0 r a m 。巷道破坏形式表现为局部料石压碎，料石之间开裂， 两帮内移1 0 0 m m 。 3 巷道破坏机理分析 只有正确地了解和分析巷道破坏的机理，才能合理地采取相应的支护对策， 合理地选取支护参数，以晟小的投入。有效地控制和维护巷道，以取得最佳的 技术经济效益。根据煤矿已掘巷道的破坏形态及维护情况的深入调查，并对己 掌握的地质及技术资料进行分析，认为煤矿的巷道破坏因素是多方面的，下面 就主要的几个因素做一分析。 31 地质构造复杂、构造应力太 原始地应力包括上覆岩层产生的重力场应力及地质构造应力两大部分，对 于重力场产生的地应力仅与上覆岩层及其采深有关。各矿井无太大的差异，而 构造应力则是由长期的地质构造运动产生的，矿区的地质构造越复杂、越活跃， 则构造应力越大。构造应力对巷道稳定性影响极大，构造应力方向通常受构造 方向的影响，在多数情况下，构造应力要比重力大1 1 5 倍，与莺力场比，构 造应力很不稳定，它的参数在时间和空间上有很大差异，它的存在直接决定着 巷道的稳定性。 从宏观分析，井田正好位于向斜西南部转折带，整个井田走向由南北转至 东西，向西南凸出，且发育有次一级的褶曲，井冈位于褶曲应力构造区。次一 级的把褶曲有王楼背斜和张学屋向斜，波幅在l o 8 0 m ，所取的岩芯较为破碎， 地质条件复杂，由向斜及发育的次一级褶曲产生的扭曲力，造成井田水平构造 应力大，使巷道承受比较大的侧压力，因此煤矿巷道破坏明显的表现为两帮内 移，喷层开裂，底板臌起。 32 围岩呈现显著的软岩特征 煤矿以泥、粉砂岩类为主，其中泥岩类岩石层理发育，强度极低，普氏系 数，毫2 4 ，甚至更低，泥、粉砂岩类岩石约占地层总厚度的6 0 左右，一般单 层砂岩厚度不大，常以砂泥岩互层出现。以运输大巷，总回风巷所处层位为例， 其围岩岩石物理力学性质见表卜l 。有些岩层虽有一定的岩块强度，但由于向斜 及发育的次一级褶曲的影响，岩体结构极差，节理大于4 条m 2 ，造成岩体的总 体强度很低。 据岩性观察分析，揭露的泥岩类岩石中含钠礞脱石较少，这种岩石遇水臌 胀性不大，但脆性大、裂隙发育，遇水易泥化、崩解。由于底板的松软，巷道 开挖后围岩应力重新分布，而出现底臌，并使两帮及顶板位移量加剧，松动范 围更大，因此矿压显现更为严重。另外，构造造成的围岩破碎，其碎胀压力也 容易使围岩产生碎胀变形。 孟 ； 二 崔 j 京 i t ss g 崔 二 二 告 最 一 = 谴 崔 剿 强 g 蜊 糖 矗 吐二 制 ： 茁蜒 趔 瞪 罐 扑 君 咪二 型 黼 h r 憎 丑 * 避 咪 i ； 科 普 虹 牛 墨 硒 善 量 誊着0 0善 i ； 怡 槿 i= ：二 嚣 噼 g 目s 2 目s 制 蜒 衄 2is8 品鹾吾 爨j 侧 铝* 蛹掌 描 削 钵忸 喜 副 嚣 n 蓦_ _ 唧皂 芝潦 基 詈 鍪扣肆自 女 肾遥耳 g 薹委 莲噬嚣舟 q 6 3 3 支护方式与围岩条件不相适应 对于如此大的构造应力和松散围岩，采用被动的或单一的支护方式是难以 奏效的。从破坏的巷道看，巷道曾采用锚喷网、u 型钢可缩性支架复喷支护方式。 因为软岩巷道围岩变形量大，变形持续时问长，锚喷网支护提供的支护强度小， 不能及时有效地控制巷道围岩变形，往往导致支护失效破坏，难以使围岩处于 受压状态而形成组合拱结构。u 型钢可缩性支架是有一定变形能力的被动支护方 式，当巷道断面不大时，u 型钢可缩性支架具有一定的支护强度，但当断面较大， 象煤矿一般巷道跨度4 5 m ，掘进断面1 5 2 0 时左右，巷道变形量大，虽然采用 2 9 u 型钢可缩性支架支护，但往往导致可缩性能失效，其支护强度也很有限，因 此在井下，大量采用u 型钢可缩性支架的巷道在围岩压力作用下，产生失稳性 变形、扭曲、弯曲和背板压碎断裂，使巷道不能满足使用要求。 34 施工质量的影响 造成巷道失稳破坏的原因，与施工质量达不到要求有关，尤其是对锚喷巷 道，如果实现不了光爆，爆破时强烈地扰动围岩，破坏了围岩的完整性。锚杆 布置不均匀、安装钱杆不符合要求、使围岩内部不能形成完整的支护结构、喷 射混凝土厚度不均，都可能使围岩局部松动，从而影响整体，最后失去稳定而 破坏。架设u 型钢可缩性支架时，卡缆螺帽拧紧扭矩不符合要求，且u 型钢支 架加工质量问题，都可能降低支撑围岩压力的效果，支架背板不密实也是支护 容易破坏的重要因素。此外，施工期间和施工完毕，巷道的水不能及时排出疏 干，使底板长期泡浸在水中，使其本来强度就极低的岩石发生软化、塑化。失 去支承能力而失稳，出现底臌现象，同时影响了两帮和顶板的稳定性。 35 巷道底板稳定性差 在该煤矿施工的各类软岩巷道中，巷道的底角和底板一直没有采取有效的 支护措施，因此当巷道的顶帮压力较大时，造成巷道底板中的应力出现集中现 象，从而使巷道的底板产生塑性变形、出现底臌，进而直接影响巷道顶帮的稳 定，产生顶板下沉、两帮内挤，造成巷道支护结构的全面破坏。 通过以上分析可知，该煤矿大构造应力下软岩巷道破裂范围大，巷道变形 量大，虽然锚杆支护具有改善围岩力学性质和降低成本的作用，但还是不适应 软岩巷道的变形特征，而导致支护失败。采用2 9 u 型钢可缩性支架，虽然在一 定时间，一定程度上保持了巷道稳定，但一定时间后，支架也难以抵抗如此大 的构造应力，而被压坏。所以在大构造应力软岩巷道发挥锚杆支护的优势要从 提高围岩的强度和弹性模量，改变围岩的变形规律入手，而对该煤矿大构造应 力下软岩巷道锚注联合支护体系正是基于这一思路提出来的。 第二章锚注支护机理分析 i 锚注支护机理分析 在锚喷支护基础上或在原金属支架、砌碹支护基础上，进行壁后注浆，可 以增强支护结构的整体性和承载能力。保证支护结构的稳定性，既具有锚喷支 护的柔性与让压作用，又具有金属支架和砌碹等支护方式的刚性支架的作用， 组成联合支护体系，共同维持巷道的稳定。其支护机理包括以下几个方面： ( 1 ) 采用注浆锚杆注浆，可以利用浆液封堵围岩的裂隙，隔绝空气，防止 围岩风化，且能防止围岩被水浸湿而降低围岩的本身强度。 ( 2 ) 注浆锚杆注浆后将松散破碎的围岩胶结成整体，提高了岩体的内聚力、 内摩擦角及弹性模量，从而提高了岩体强度，可以实现利用围岩本身作为支护 结构的一部分。 ( 3 ) 注浆锚杆注浆后使得喷层壁后充填密实，这样保证荷载能均匀地作用 在喷层和支架上，避免出现应力集中点而首先破坏。 1 一普通金属锚杆；2 一注浆锚杆 5 锚杆作用形成的锚岩拱 3 一金属网喷层；4 一注浆扩散范围 6 一喷网层作用形成的组合拱 图2 1 注浆加固支护机理图 ( 4 ) 利用注浆锚杆注浆充填围岩裂隙，配合锚喷支护，可以形成一个多层 有效组合拱，即喷网组合拱、锚杆压缩区组合拱及浆液扩散加固拱，形成的多 层组合拱结构( 图2 1 ) ，扩大了支护结构的有效承载范围，提高了支护结构的 整体性和承载能力。 ( 5 ) 注浆后使得作用在拱项上的压力能有效传递到两墙，通过对墙的加固， 又能把荷载传递到底板。由于组合拱厚度的加大，这样又能减小作用在底板上 的荷载集中度，从而减小底板岩石中的应力，减弱底板的塑性变形，减轻底臌。 底板的稳定，有助于肉墙的稳定，在底板、两墙稳定的情况下又能保持拱顶的 稳定；顶板的稳定不仅仅取取决于顶板荷载，在非破碎带中关键取决于底板和 两墙的稳定。因此，注浆支护的一个重点就是保证两帮与底板的稳定，从而保 证整个支护结构的稳定。 ( 6 ) 注浆锚杆本身为全长锚固的锚杆，通过注浆也使端锚的普通锚杆变成 全长锚固锚杆，从而将多层组合拱联成个整体，共同承载，提高了支护结构 的整体性。 ( 7 ) 注浆使得支护结构断面尺寸加大，围岩作用在支护结构上的荷载所产 生的弯矩减小，从而降低了支护结构中产生的拉应力和压应力，因此能承受更 大的荷载，提高了支护结构的承载能力，扩大了支护结构的适应性。 ( 8 ) 注浆后的围岩整体性好，与原岩形成一个整体，从而在大构造应力作 用下保持稳定而不易产生破坏。 围岩注浆加固往往与其它巷道支护形式结合起来时，它不仅改善围岩岩性 和和应力分布，而且大大缩小围岩变形，减轻支架承受的外载压力，改善支架 的受力情况。下面采用莫尔强度理论对注浆加固的作用进行分板。 岩体的强度，通常用莫尔强度理论来描述。为简化计算，强度曲线采用直 线形包络线即 f = c + 口t a n d ( 2 一1 ) 式中r 岩体抗剪强度； 口正应力； c 岩体的内聚力； 内摩擦角。 由( 2 - 1 ) 式可知岩体强度大小是c ，曲两个指标确定的。当井巷掘进后， 原岩体中应力平衡状态受到破坏，围岩应力重新调整，表现为巷道周边径向应 力消失，切向应力增大，而出现应力集中现象。当集中的切向应力超过岩体强 度极限时，巷道周边岩体先破坏，产生裂隙，岩体原有的内聚力f 及内摩擦角 毋值下降，在巷道周围的一定范围内形成围岩破碎带，即所谓围岩松动圈。在 此松动圈内的岩体，是具有一定残余强度的多裂隙岩体是塑性区的一个组成部 分。注浆加固就是处理这一区域内的岩体，使其强度得到提高，从而使莫尔圆 远离强度包络线( 图22 ) ，显然，这有利于围岩的稳定。 ，。 井奔、 盈 2 覃尔雹虞堆删毫示的洼羹前后昔体强度童化 岩体c 和妒值的增值大小，视注浆材料的性能及注浆工艺是否合理而有所 不同，一般说，注浆材料本身固结强度高、稳定性好的，其c 和值增加的较 大，反之亦然，注浆工艺合理，能保证岩体裂隙充填密实，浆液与裂隙面粘结 牢固，其c 和庐值也增加的多。由于浆液在岩体内充实，固结强度提高，使巷 道周围形成一个完整、连续的承压体，围岩应力分布趋于均匀，减少了应力集 中现象，提高了支架的承载能力。 根据前苏联占、c 沙新的研究表明，岩体内内聚力c ( r ) 随离开巷道周边 向岩体深处的距离增加而逐步增大，可用下式近似表示： c ( ，) = 已c ，( 二) ”( 2 - - 2 ) 式中 c 。未被破坏岩体的内聚力： c ，、n 岩体裂隙性系数( c ，) 0n ：l 工6 ) ： r 无盘纲极坐标，= r 岛； r 一离巷道周边某点处的距离： r r 一巷道净半径。 注浆后，裂隙岩体固结起来，除开内聚力近似地如( 式2 - 2 ) 所示外，岩体 的裂隙性参数亦有变化。注浆前n - _ 9 ，注浆后t = 6 。若假定，= 胄r 。= 2 ， 则注浆前后的( 1 r ) “分别为0 2 5 及0 0 1 56 2 5 ，可见，巷道围岩注浆后，对 其强度的影响是很大的。 此夕卜，根据前苏联m 卡姆别霍尔及b 中别廖也夫等人的研究表明，岩 体经注浆后，取样测定，其内聚力f 值较原来增加了4 0 7 0 。 2 锚注支护和围岩共同作用的分析 进行锚注支护的一般过程为：巷道开挖一普通锚网喷支护一锚注支护，从 支护时间上来看，普通锚网喷支护一般在巷道开挖后较短的时间内进行( 一般 4 l o h ) ，丽锚注支护则要滞后1 0 2 0 d 甚至更长时阉进行，因为过早地注浆， 此时围岩正处于变形破裂的发展阶段，此时注浆，一是可能较难注入，二是浆 液尚未凝固起支承作用之前，即被较大的围岩应力所破坏，因此将掘进工作面 向前推进一段后，然后在后面注浆。理论和实践证明，在围岩局部进入岩体的 残余强度时，在该处注浆可以起到较好的作用，但也不应过迟注浆，过迟注浆 时，此时的残余应力己很小，可能造成支护变形量过大，使支护提供的支护抗 力相应也小，支护体不能发挥应有的作用 区 为了对比锚注支护与无锚注支护的效果，我们采用一般岩石的全应力应 变曲线作为围岩的力学模型，为便于计算将其分段直线化，如图2 3 。假定巷道 为圆形巷道，侧应力系数a = l 。假定普通锚网喷支护是在开挖后接着进行，因 此，不考虑这段时间的变形和应力重分布，巷道的变形和应力重分布是普通锚 网喷之后开始的，据以上分析，锚注时机选在巷道围岩局部进入塑性软化段与 残余强度段l 临界时，因此，计算锚固前围岩的应力应变和位移，即选取此时的 状态，此时围岩分为三个区，分别对应图24 所示的残余强度段i 塑性软化段 和峰前弹性段。支护体为喷混凝土和网的混合体可视为弹性。普通锚杆提供支 护力只，锚杆的初锚力b ，二者可视为r = 只+ 只均布在巷道周围。 2 1 弹性区的应力及位移 边界条件：外边界为r 一。时，o - r 。= q o ，内边界为弹塑性边界设为，= r 。，此处廊 力处于库仑强度准则极限状态：o - 。= 芷咋+ t 且有仃，+ 吒= 2 q o ( 弹性轴对称条件) 噶= ，= ( 2 q 。一吒) 僻+ 1 ) 、一= = ( 2 砀。+ t ) 暇+ 1 ) 以上 肝一系数，k = 1 l 一+ s s m i n o 万 口岩体内摩擦角： 、盯；，弹塑性边界处的径向应力，二者相等： 酣、仃；弹塑性边界处的切向应力，二者相等； q 。原岩应力； 吒岩石的单轴抗压强度 以= 2 c c o s ( o ( 1 一s i n ) r 一岩石内聚力。 基本条件：1 ) 假定体力k v = 屯= 0 ； 2 ) 根据其完全轴对称性，应力应变和位移仅为半径，的函数( 除去) 与0 无关，且f ，日= = 0 弹性力学的三个方程：由基本条件略去零值项得以下三个方程 平衡微分方程 物理方程 j l 4 0 l 方程 竖o - r - - o - 0 ：0 d ， r = 圭p ，一，n 。) 铲吉k 一肛，) ，m = 0 。= 警f 岛= 生i ， j 求解应力 由( 2 _ 4 ) 式得 旷白= 半扫，一) 等= 圭c 等一争 吲式得 粤：警o r ：c 警一抄岛，凹，口， 结合( 2 - 6 、2 - 7 ) 式和( 2 - 8 ) 式得 ( 2 3 ) ( 2 4 ) ( 2 5 ) ( 2 - 6 ) f 2 7 ) ! 埤蔓一垦里：! 三坐( 口，一口。) ( 2 9 ) 血o rr 1 2 移 由( 2 - 3 ) 和( 2 9 ) 式得 等一等= - - o r + 4 c 2 邶， 将( 2 1 0 ) 式代入( 2 3 ) 式中，整理得 ，里 十2 q = a f i r 解上式得 盯，= 了a + 了b 式中a 、伊一任意积分常数 结合边界各舭 ，1 。- - - ) 。0 , o 铲 r = q 吒0 得帅和曲： a b 趔= 2 q o 。吒嘞， 求解径向位移【， 由( 2 5 ) 式可知u ，= 岛r g o ) g o ) r k + o 。】 ( 2 _ 1 1 ) 则将已求出的盯，d 0 代入( 1 2 ) 式中得 铲* 内知吲邯嘲 对于平面应变问题则以i 三7 代入e ，以r 代入则有 u = 掣胁h 删伽 去掉巷道开挖前的位移砜= “l 耳：。= 丛铲( 1 2 ) 9 0 得出开挖后的巷道的位 ”砜：掣，等( 吼嘛) = 学乜一柚 丑。r o o ( 2 1 2 ) 2 2 塑性软化区( 1 i 区) 的应力和位移 边界条件：该区外边界即为弹塑性边界，内边界为塑性软化区和残余应力区边界 堕，壁， 十 一 吼 i | = q ，1 跬为r ：r ；。此处岩石强度即为残余强度。，此处的体积变形为零即 s n 。+ s ；k = 0 基本条件同弹性区条件 由塑炷力学的特点和基本条件确定咀下三个方程 平衡微分方程盟+ 型：o d ，7 库仑准则极限状态方程= 世+ 式中仃；为塑性软化区岩石单轴抗压强度- 对应模零中的j i 段 ( 2 1 3 ) ( 2 1 4 ) o - c 蔓o ：_ p 。d r 2 亡i + 4 r “。 式中凡为积分常数，由j ：i ，凡2 风2 r + a 碟“”) 得出 小l 等一酉ll 肾( j l 仃。 i 一凡 ( 2 - 2 4 ) ( 2 2 5 ) 则 咖驯+ 一= a l 去+ 脚“| 24 求解且。和r 1 由几何方黼：s 。r , 一i u r 乏= c r r ，y _ l = c r y 。q 同理s ；= r i = c 矗：0 矗 则由( 2 1 9 ) 式可知盯：= o - c 一七( s ；一) ( 2 2 6 ) 则结合咀上几式得：o - ；= 吒一拓k 护一一r f 一。一j 将c ：墨芝：之竺盟【2 ( 1 一) 吼一a i ，1 代入上式得 丽舞兰p 景) q 习2 卜扩“) 女( 1 + 卢) 【2 ( 1 一。一4 毛jl 邱 j 令里= f 即为两半径之比值则求出f b r = 1 - e ( o - 0 - o o 2 2 7 根据边界条件：r = r = t r 处，盯? = 仃：，将( 2 2 1 ) 式，( 2 - 2 4 ) 式代入得 叫“ ! ：堂一! ! ：! ! ! ! 二! ! 生二! ij 1 一k e ( o - k ) j ( 2 2 8 ) 25 在残余应力区注浆后的应力应变及位移变化 注浆后，由于注浆锚杆的栩锚力而加大了p o ；此时p 0 _ p o + 卸。由于注浆的作用， 原来的残余应力区的和都有变化显然由于注浆使注浆区的c 、妒值增大，根据库 仑准则盯：垄。塑! 翌则也相应增大同时由于围岩组成材料的改变e 值增大，减小。 1 一s i n 口 1 7 篙 26 求洼浆区的应力和位移 锚注区即为残余应力区，该区现视为塑性医。而且锚注区的单轴抗压强度为一常数 仃。= 盯r 则其外边界为塑性软化区的内边界口名= 盯0 ，内边界仍为巷道荒断面r = r ； 受支护抗力为p 1 。= 异+ 异 式中：上标j ) l 彳代表锚注区 求解应力和位移 因该区处于塑性区，故应力和位移的表达式同残余强度区的应力和位移表达式一致 u y ：壁之幽肋q o - o ；从”“】， ( 2 l ：，) n = ( 1 啕+ ( 芳一去) 雄“。 ，“c 1 1 、 o ：= k a ：+ 口： 求群、t 、碍 浆( 2 2 7 ) 式中换成盯，即得 牡l i - r 而e 而( o - - o 嗣t m ) j 丽 将( 2 2 8 ) 式中，换成，p 。抉成盛，e 换成秽，s ；= 彩则得 砟斟”卜譬孚 ! 垡! 兰! ! ! 二竺! ! ! 二! 互】 e ( ，o - k ) j ( 2 3 0 ) ( 2 3 1 ) ( 2 3 2 ) 27 应力、位移和锚注参数的关系 ( 1 ) 普通锚喷支护下，据( 2 2 5 ) 式可知，4 为常数，加大只即支护抗力或初锚力 也相应增大。 2 ) i 、i i 区的位移与塑性半径邱有关，酃越大，位移也越大，而据( 2 - 2 8 ) 式知 1 8 加大支护抗力只能显著减小塑性半径，二者 关系可描述为图2 - 5 ，同理残余强度区半径 丘= t r 。也有相应规律。 ( 3 ) 据( 2 3 2 ) 式可知，注浆后，由于赢 的增大和盯，的增大，慰变小。 2 8 结论 h 雌t 牦月，_ 蚌彻只翘 通过以上分析可知，在允许开挖后的围岩一定变形的情况f 采取有效的锚喷支护，由 于支护抗力的作用，可以缩小围岩塑性区半径b ，从而减小位移和残余强度区半径r 1 ；通 过在残余应力区内注浆，改变其整体强度和加大支护抗力，从而减小了塑性区半径慰，减 小了位移，但应在残余强度较大时进行才能起到更好的作用。 第三章支护方案设计 煤矿自1 9 9 2 年底破土动工至1 9 9 6 年底所施工的万余米巷道，采用了锚网 喷、砌碹、现浇混凝土、2 9 u 型钢可缔性支架等多种不周的支护形式支护，但因 软岩分布广、埋深大、构造应力大的影响，所施工巷道大部分遭到破坏，其中 8 0 巷道不维修不能使用，1 0 的巷道变形严重，危及安全，甚至有不少巷道虽 经多次修复，仍难满足使用要求。为此，煤矿大构造应力下软岩巷道的支护与 加固治理已成为制约矿井建设，影响建设工期及矿井安全的一大难题。 通过对煤矿大构造应力下软岩巷道的现场勘察、调研以及对其破坏形态、特 征与破坏机理的分析，根据软岩巷道的支护特点和原则，参考了国内、外软岩 巷道的支护实践经验，并结合煤矿几年来治理大构造应力下较岩巷道的经验与 教训，提出了煤矿大构造应力下软岩巷道的治理技术方案。 1 煤矿大构造应力下软岩巷道支护原则 ( 1 ) 保证新掘巷道施工后，不需进行返修，特殊情况可考虑局部加固。 ( 2 ) 保证巷道修复加固后保持巷道稳定不需再进行返修，特殊情况可考 虑局部加固。 ( 3 ) 从支护方案及支护机理上，要着眼于锚注联合支护，充分利用围岩自 身承载能力，实现主动支护，保证支护结构的稳定。 ( 4 ) 要充分考虑到大构造应力软岩巷道的特点，采用全断面支护，重点在 于底角和底板的治理。 ( 5 ) 加强对水的治理，改善围岩物理力学性能，提高支护结构的承载能力。 ( 6 ) 要保证巷道支护后的断面能满足矿井投产后生产的需要。 ( 7 ) 支护方案在满足技术前提下，确保安全生产，力争尽量降低成本，加 快施工速度，降低劳动强度，提高经济效益。 2 支护方案设计 针对煤矿大构造应力下软岩巷道的破坏现状，采用被动的、刚性的或单一 的支护方式是难以奏效的。本课题研究从加固围岩出发，充分调动围岩自身的 支护能力，而达到稳定支护的目的。 21 新掘巷道支护方案设计 由于煤矿构造应力大，巷道围岩松软破碎，流变性极强，为保证巷道施工 后既要保证巷道稳定又要满足设计断面要求，将新掘巷道断面宽度较设计值加 大4 0 0 m m ，高度加大2 0 0 m m 。另一方面对于新掘巷道，在保证巷道断面满足设 计要求的前提下，尽量降低成本，针对不同的围岩条件采用不同的具体方案。 2 ，1l 非随掘随冒巷道支护方案 对于爆破后顶板围岩有一定自稳时间，非随掘随冒巷道，其支护技术方案 采用锚注联合支护体系，即爆破后首先在巷道顶帮打普通锚杆，挂钢丝绳( 或 钢筋带) 并用托盘压紧，将锚杆纵、横连在一起形成组合锚杆，初喷一层混凝 土，待巷道变形趋于稳定后，打顶、帮及底角注浆锚杆注浆加固，然后复喷一 层混凝土。若底臌，仍不能得到有效控制，则需铺设反底拱控制底臌，以5 5 0 m 水平中央运输石门为例，其支护结构如图3 - 1 所示。 l 一普通锚杆；2 一注浆锚杆；3 钢丝绳( 或锏筋带) 初喷层 4 一夏啧层；5 一底角注浆锚杆：6 一反底拱 圈3 _ 非蕊掘随甯巷道支护方案 主要支护技术参数：普通锚杆规格为中2 0 r r m a x 2 0 0 0 m m ，树脂锚固剂锚固， 锚杆间排距8 0 0 m m x 8 0 0 m ；钢丝绳采用废旧钢丝绳，钢筋带采用0 8 r a m 一1 2 r a m 钢筋焊接；喷射混凝土c 2 0 ，初喷8 0 m m ，复喷7 0 m m ，配合比1 ：2 ：2 ；顶帮注浆 锚杆为 b 2 2m i l l x18 0 0 m 无缝钢管或1 2 ”黑铁管制作，间排距16 0 0 m m 1 6 0 0 m m ：底角注浆锚杆规格同顶帮注浆锚杆，排距t6 0 0 m m ，下扎3 0 。4 5 。； 注浆采用水泥水玻璃单液浆，水灰比0 7 1 o ：混凝土反底拱为c 2 0 ，厚2 5 0 m m ， 矢跨比1 ：6 。 21 2 随掘随冒巷道支护方案 ( 1 ) 超前锚杆控顶方案 当巷道顶板岩层十分松软破碎，放炮后随之冒落时，采用打超前锚杆控顶 的锚注联支护体系，即打顶部普通锚秆，挂钢丝绳( 或钢筋带) 并安装托盘， 打超前锚杆，打帮普通锚杆，挂钢丝绳( 或钢筋带) 并用托盘压紧，初喷一层 混凝土，待巷道变形趋于稳定后，打顶、帮、底角注浆锚杆注浆加固，然后复 喷一层混凝土。若底臌仍不能得到有效控制，则需铺设反底拱控制底臌。掘进 迎头超前锚杆支护如图3 - 2 所示。 主要支护技术参数：普通锚杆规格为6 b 2 0 m m x 20 0 0 r n m ，树脂锚剂锚固，锚 杆间排距8 0 0m m 8 0 0 m m ：超前锚杆规格同普通锚杆，树脂锚剂锚固，间距 8 0 0 r a m ；钢丝绳采用废旧钢丝绳，钢筋带采用中8 m 1 2 m 钢筋焊接；喷射混凝 c 2 0 ，初喷8 0 r a m ，复喷7 0 m m ，配合比1 ：2 ：2 ：顶帮注浆锚杆为驴2 2 m m 18 0 0 r a m 无缝钢管或l 2 ”黑铁管制作，间排距16 0 0 m m l6 0 0 r a m ；底角注浆锚杆规格 同预帮注浆锚杆，排距16 0 0 m m ，下扎角度3 0 0 4 5 0 ；注浆采用水泥水玻璃单 液浆，水灰比0 7 1 0 ：混凝土反底拱为c 2 0 ，厚2 5 0 m m ，矢跨比1 ：6 。 ( 2 ) 锚梁控顶方案 对于爆破后顶板围岩自稳时间短，随 掘随冒但有打锚梁时间的巷道，采用锚梁 控顶的锚注联合支护体系，即为了控制冒 顶，在巷道爆破后，围岩未松动时，立即 挂设锚梁，以便充分提高项板围岩的残余 应力。锚粱由三组锚杆固定，每一组两根， 固定时先用点柱将锚梁撑住，并做为临时 支护，打中间一组锚杆