深部软岩巷道变形机理及支护技术设计专题报告

深部软岩巷道变形机理及支护技术摘要：随着煤矿开采深度的加大，越来越多巷道围岩呈现软岩变形特性，变形破坏非常严重。针对深部高应力复杂软岩巷道围岩破坏特点,从地质赋存条件、水对岩石的软化影响和支护结构方面分析,阐述了深井软岩巷道围岩的破坏机理，由于深部软岩巷道围岩本身比较松散，地应力大，破裂带内裂隙极其发育，这些方向各异的众多裂隙结构面发生开裂、滑移等， 进而引发破碎带向巷道深部转移、逐步推进，直至达到新的围岩应力平衡，这是产生巷道变形的主要原因。深井软岩巷道围岩变形特征可概括为： 变形速度快、变形强烈、持续时间长，多数巷道变形具有冲击倾向性。根据深部软岩巷道变形机理探索出锚网索锚网索耦合支护技术这种可有效治理这种灾害的支护方法，并阐述了其治理机理。 关键词：深部巷道；软岩巷道；巷道变形；锚杆支护0.引言：我国的煤炭资源埋深在1000 m以下的为2195万亿t，占煤炭资源总量的53%。国有大中型煤矿开采深度每年约以812 m的速度向深部增加。而我国煤矿赋存在松软围岩的煤层占可采煤层总数的三分之一，随着煤田的开发和矿井开采深度的加大，属于这类条件的煤层比例，还会逐年增加。在采矿过程中，由于某些原因，巷道不得不布置在松软围岩中，松软围岩具有强度低、结构面发育、膨胀性和流变形严重的特点，由于开采深度的加大，岩体应力急剧增加，地温升高，巷道围岩破碎严重，塑性区、破碎区范围很大，蠕变严重，巷道周围岩体的变形较大，出现巷道冒顶、底鼓和侧胀等现象都是围岩大变形的结果，严重影响矿井安全生产。随着采深的增加地应力增大，与浅部开采相比，深部开采将出现更多的软岩巷道， 巷道支护将更加困难， 有关专家、学者对深部软岩巷道如何进行合理有效支护做了大量的研究工作。而国内外锚杆支护正朝着提高锚固力、扩大应用范围、提高支护效率方向发展。1开采深度与巷道围岩的变形关系1.1国内的研究现状开采深度对巷道围岩的影响十分复杂，除与巷道的围岩性质密切相关外，如受采动影响的巷道，则与护巷方式和周围采动状况等也有密切关系。根据我国的研究成果，可得开采深度与巷道维护之间的一般关系如下：1）岩体的原岩应力即上覆岩层重量H，是在岩体内掘巷时巷道围岩出现应力集中和周边位移的基本原因。因此，随开采深度增加，必然会引起巷道围岩变形和维护费的显著增长。2）巷道的围岩变形量或维护费用随采深的增加近似的呈线性关系关系增长。3）巷道围岩变形和维护费用随开采深度的增长的幅度，与巷道围岩性质有密切关系，围岩愈松软，巷道变形随采深增长愈快，反之，围岩愈稳定，巷道变形随采深增长愈慢。4）巷道围岩变形和维护费用的增长率还与巷道所处位置及护巷方式有关，开采深度对卸压内的巷道影响最小，对位于煤体内巷道及位于煤体。煤柱内巷道的影响次之，对两侧均已采空的巷道影响最大。1.2国外的研究现状1）德国的研究（1）德国提出掘巷引起的围岩移近量与开采深度和巷道底板岩层强度之间的K=-46+13.3P/Rf （1.1）式中：K掘巷引起的围岩变形量占巷道原始高度的百分率，%；P岩层压力，MPa；Rf地板岩层的单轴抗压强度，MPa。利用该式计算结果如图1.1所示，由此可见，掘巷引起的围岩变形随开采深度的增加而增长，其增长率与巷道围岩性质有关。开采深度每增加100 m，在煤层（Rf =14MPa）中掘进，围岩移近量增加8.9%；在软岩（Rf =28 MPa）中增加6.3%；在页岩（Rf =45 MPa）中增加5%；在砂岩（Rf =97 MPa）增加3.4%。同时取K=0，可以知道在掘巷过程中引起围岩明显变形的临界深度，在煤层中为512 m，软岩中为732 m，页岩中为930 m，砂岩中为1360 m。（2）德国埃森采矿中心还对100条前进式开采的采准巷道进行了系统观测，得出巷道围岩移近量占巷道原始的高度的百分率与开采深度关系式为：K=6.6H/100 （1.2）既开采深度每增加100 m，回采巷道围岩移近量占原始高度的百分率增加6.6%，与上述统计值相似。矿井开采深度由300 m增加到800 m时，移近量要增加1000余mm，巷道从较易维护变为难以维护，可见开采深度对巷道矿压显现的影响之大。图1.1 巷道围岩移近量与岩石压力p（深度H）和底板岩层强度的关系1.砂岩（Rf=97MPa）；2.页岩（45MPa）；3.软岩（28MPa）；4.煤（14MPa）2）前苏联的研究前苏联对矿井开采深度与巷道稳定性的关系进行过大量研究，认为深部巷道矿压显现的一个主要特点是在巷道掘进时就呈现围岩强烈变形，且在掘进后围岩长期流变，使巷道支架承受很大压力。浅部开采时表现不明显的掘巷引起的围岩变形，在深部开采时显现十分强烈。根据在顿巴斯矿区进行的大量巷道矿压观测，提出了深部巷道掘进初期围岩移近量的计算公式为：Udt=0.01teH-10（RR0）2qdR -1 （1.3）Uct=0.0056te0.85H-15（RR0）2qcR -1 （1.4）式中：Udt、Uct顶板、两帮在掘进后t时间内的位移量，cm；t时间，d；qd、qc顶板、两帮作用在支架上的压力，kN/m2；岩石容重，kN/m3；H巷道所处的深度，m；R岩石单轴抗压强度，kPa；R0寻求常数时引入的单轴抗压强度，3000kPa；b巷道所处的深度，cm；h巷道高度，cm。由此可以看出随着开采深度的增加，维护时间的增长，巷道变形将逐渐增加，维护也将越来越困难。前苏联学者舍斯勒夫斯基认为，当H/R0.3时，既开采深度相对比较小或围岩强度相对比较大时，开采深度对巷道围岩变形影响较小，反之，围岩稳定性系数愈大，开采深度对巷道围岩变形的影响就也愈大。2深部软岩巷道变形破坏机理2.1软岩的特点2.1.1巷道围岩自稳时间短， 来压快， 变形速度大，持续时间长软岩地层一旦掘出巷道，地压显现明显，顶底及两帮即出现阶段性变形，变形过程可分为速变期、缓变期、剧变期三个阶段。2.1.2围岩具有强膨胀性及扰动性掘进暴露围岩吸水或水浸后迅速膨胀，并随时间的延长膨胀越来越大。巷道围岩自身对炮震非常敏感，震动能改变围岩结构，加大加密裂隙，削弱围岩强度，促使膨胀量增加，并对相临巷道具有一定的扰动性。减少对围岩的破坏，要尽可能采用光面爆破。2.1.3围岩的崩解性和流变性巷道围岩暴露后，水与围岩作用引起的膨胀并不是均质的，膨胀与不膨胀便产生了压力差，于是岩体便出现了崩解。因井下环境变化使围岩变干燥时，围岩也会产生崩解现象。围岩吸水趋于饱合时，其强度越来越低，以致于完全丧失支撑力，便产生了流变；围岩遇空气风化后，遇水流变现象也较普遍。2.2软岩巷道的变形破坏特点（1）软岩巷道的变形呈现蠕变变形三阶段的规律，并且具有明显的时间效应。初期来压快、变形量大，巷道自稳能力很差，如果不加以控制很快就会发生岩块冒落，直至造成巷道破坏。如果用钢性支架强行支护而不适应软岩的大变形特性，则巷道也难以维护，造成支架被压坏、巷道垮落。（2）软岩巷道多为环向受压，且非对称。巷道开挖后不仅顶板变形易于冒落，底板也将产生强烈的底鼓。如果对巷道底鼓不加以控制，则会出现严重的底鼓并导致两帮破坏，顶板冒落。（3）软岩巷道变形一般随矿井深度加大而增大。不同矿区、不同地质条件下都存在一个软化临界深度，超过临界深度，支护的难度明显增大，且软岩巷道变形在不同的应力作用下，具有明显的方向性。（4）软岩的失水和吸水均可造成软岩发生膨胀变形破坏和泥化破坏。2.3 软岩工程变形力学机制软岩工程变形、破坏和失稳的原因是多方面的，但其根本原因是其具有复杂的变形力学机制。软岩的变形力学机制大致可归纳为三大类： 即物化膨胀型、应力扩容型和结构变形型。物化膨胀型的软岩变形机制与软岩本身分子结构的化学特性有关，其又有三种类别：分子膨胀机制、胶体膨胀机制和毛细膨胀机制。应力扩容型的软岩变形力学机制与力源有关，其有四种类别：即构造应力机制、水的作用、自重应力和工程偏应力。结构变形型的软岩变形机制则与硐室结构与岩体结构面的组合特性有关。同一岩层的巷道，顺层的巷道破坏甚为严重，穿层的巷道破坏比较轻微，原因是变形受结构面的影响而呈现各向异性的特征。根据岩层层理或节理的形态不同，其变形力学机制又可分为断层型、软弱夹层型、层理型、优势节理型、随机节理型等变形力学机制。2.4深部软岩巷道的变形破坏机理巷道变形严重，维护困难是深井开采主要和共同的问题。深井软岩巷道围岩变形特征可概括为： 变形速度快、变形强烈、持续时间长，多数巷道变形具有冲击倾向性。由于围岩本身比较松散， 地应力大， 巷道开挖后， 四周会产生较大范围的破碎。破裂带内裂隙极其发育， 这些方向各异的众多裂隙结构面发生开裂、滑移等， 进而引发破碎带向巷道深部转移、逐步推进， 直至达到新的围岩应力平衡，这是产生巷道变形的主要原因。软岩具有强烈的流变性和低强度， 巷道掘进后围岩的应力重分布及巷道变形破坏持续时间很长， 具有明显的时间效应。巷道片帮比较严重， 同时巷道底臌表现十分强烈。严重底臌会导致巷道片帮加剧， 容易引发顶板冒落。巷道变形易受扰动影响， 围岩变形对应力变化非常敏感， 受硐室开挖、邻近巷道掘进或回采工作面采动影响， 围岩变形明显增加 。由于灾害主要发生在巷道， 关键的技术是巷道支护。2.5软岩巷道变形的影响因素2.5.1围岩的岩性单轴抗压强度低的岩石做为井巷围岩，势必出现冒顶、底鼓片帮现象，由于煤的抗压强度稍高，以煤层作为井巷围岩，稳定性较好。2.5.2地应力的作用软岩巷道在未开挖之前，岩层处于三维应力控制状态，此时岩体具有一定的强度，并有较好的完整性和稳定性，处于相对平衡状态。巷道周边应力状态改变时，隅角部位应力将比其他部位更加集中，如巷道的曲线部分较平直周边更容易受到破坏；片帮抽顶致使作用在支护体上的不均匀地应力也会使巷道过早的出现局部变形而破坏。2.5.3地下水的物化作用煤矿中出现地下水及产生漏水是不可避免的， 软岩遇水后，其物理化学性质会有很大改变，特别在湿润、干燥环境反复作用下，软岩发生不可逆转的物理化学变化， 使软岩性质更加恶化。在最细的裂隙中，毛细水的楔压可达到150 MPa 。软岩受强度较大的毛细水的楔压作用发生强烈的吸水膨胀和崩解，产生变形应力。在水的物化作用下，软岩性质将发生很大变化，即孔隙度明显增加，抗压强度明显降低，粘结力几乎完全丧失，残余强度大大减少。所以在软岩巷道一定要遵循治顶先治底、治底先治水的原则。2.5.4巷道温度的变化及空气的风化作用， 也会引起巷道变形巷道温度的变化对围岩膨胀的强弱具有一定的影响作用。风流对巷道围岩会产生风化作用，发生风化裂隙，并进一步破坏岩体的完整性。2.5.5采动的影响软岩巷道受采动影响后，更易发生变形，这种情况多出现在回采工作面上下两道超前支护地段及套修地段。3深部巷道围岩稳定的关键性理论3.1围岩稳定理论围岩的稳定性既取决于围岩的完整性和岩体强度，又取决于其所处的应力状态。根据岩石力学试验结果，任何岩石在三向应力状态下的强度高于二向应力状态或单向应力状态下的强度；当围岩处于三向应力状态时，随着侧向压力增大，其峰值强度和残余强度都会得到提高，并且峰值以后的应力。应变曲线由应变软化逐渐向应变硬化过渡，岩石由脆性向延性转化，如右图所示（图中显示了大理岩强度及变形特性随围压的变化，该图引自Von Karmon，曲线上的数字是围压，单位为MPa）。因此，要维护巷道的稳定，首先必须在巷道开挖后尽快恢复和改善围岩的应力状态，将巷道开挖后因二次应力调整形成的二向应力状态恢复到三向应力状态。改善和恢复应力状态的措施越及时，围岩破裂扩展的程度越轻，围岩的完整性保持得越好，围岩越稳定；巷道自由面上的压应力恢复得越高，围岩强度越高，自我承载能力越高，围岩越稳定。这就要求巷道开挖后必须立即支护，而且支护力必须达到足够的量值。图3.1大理岩强度及变形特性随围压的变化3.2深部围岩岩爆理论岩爆也叫冲击地压，是世界范围内煤矿及岩石工程遇到的最严重的自然灾害之一，是目前国际深部采矿工程和岩石工程中迫切需要解决的难题。其详细的发生机理尚没有完全清楚，但按煤岩体的失稳类型，可分为压缩冲击地压， 剪切冲击地压和拉伸冲击地压。它是一种瞬间发生的岩体脆性破坏，它必须满足一定的应力积累和一定范围内的能量积聚。在巷道周边围岩和矿柱存在高应力区是岩爆发生的先决条件。通过长期的探索，提出冲击地压的形成机理不下几十种，较有代表性的有：（1）单纯强度理论。早期南非的冲击地压研究者认为冲击地压是局部应力超过了煤岩强度而发生的。显然，应力超过强度只是其中因素之一。（2）单纯能量理论。由于单一强度理论不能完全反映其机理，在对金矿的冲击地压研究中发现，在采矿过程中， 能量的增加率超过能量的耗散能力时， 发生了冲击地压。因此就认为单纯的能量控制了冲击地压的发生，能量理论解释了有关冲击地压现象，但把煤岩体看成纯的弹性体，这与实际是有区别的。（3）刚度理论。通过实验和井下矿柱的对比，对井下单个矿柱的冲击地压研究发展了刚度理论，将其发展到研究多个矿柱冲击地压计算。该理论只适用于矿柱问题。（4）倾向性理论。通过试验和调查认为，产生冲击地压是煤岩固有的性质，并把这种固有的性质称为冲击倾向性。提出了衡量这种倾向性强弱的两个指标： 弹性指数和冲击能量指数。当这两个指标大于某个值时，就会产生冲击地压。但在实践中发现，冲击倾向性大的煤岩出现冲击地压的次数并不比倾向性小的煤岩次数多。因此，这一理论存在明显的不足。3.3深部软岩非线性大变形理论在深部巷道围岩受地压作用下，除脆性岩体产生岩爆外，另一种表现是围岩体软化， 从而进入大变形软岩状态。在我国地下煤矿中，随着开采深度的加大，绝大部分煤矿都出现了软岩灾害。深部软岩灾害导致矿井停产、停建屡见不鲜；造成隧道、涵洞无法使用的情况， 在水电、铁路等方面经常见到。深部软岩巷道围岩的地压表现特征是其在工程应力的作用下产生显著的塑性大变形。当工程力一定时，不同岩体，强度高于工程力水平的大多表现为硬岩的力学特性，强度低于工程力水平的则可能表现为深部软岩的力学特性：而对同种岩石，在较低工程力的作用下表现为硬岩的小变形特性，在较高工程力的作用下则可能表现为深部软岩的大变形特性。根据工程深部软岩的特性差异及产生显著塑性变形的机理，深部软岩可分为四大类，即膨胀性深部软岩、高应力深部软岩、节理化深部软岩和复合型深部软岩。根据理论分析和大量的工程实践，初步将深部软岩的变形力学机制归纳为3大类，即物化膨胀类（I）、应力扩容型类（II）和结构变形类（III）。各类中又依据引起变形的严重程度分为A，B，C，D 四个等级，共l3亚类。显然，I类机制与深部软岩本身分子结构的化学特性有关，II类机制与力源有关，III类机制则与硐室结构与岩体结构面的组合特性有关。这三类机制基本概括了深部软岩膨胀变形的主要动因。深部软岩巷道之所以具有大变形、大地压、难支护的特点，是因为深部软岩巷道围岩并非具有单一的变形力学机制，而是同时具有多种变形力学机制的“并发症”和“综合症”复合型变形力学机制，复合型变形力学机制是深部软岩变形和破坏的根本原因。4.软岩巷道围岩控制原则4.1“对症下药” 原则软岩多种多样，即使宏观地质特点类似的软岩，微观上也千差万别，构成的软岩复合型变形机理就亦多种多样。针对不同的变形机理，软岩工程的变形和破坏状况不同，对应的支护对策也不同。只有正确地确定软岩的变形机理，找出造成软岩工程变形破坏的“病因”，才能通过“对症下药”支护措施，达到软岩工程支护的稳定。4.2塑性圈原则软岩巷道支护力求有控制地产生一个合理厚度的塑性圈，最大限度地释放围岩变形能。对于软岩巷道围岩稳定性控制来讲，塑性圈的出现能大幅度降低变形能，减少切向应力集中程度，改善围岩的承载状态。但是，必须控制塑性圈任意自由地出现，合理控制围岩塑性圈，在围岩变形趋于稳定时及时加强支护。4.3提高围岩自稳能力原则重视改善围岩力学性质，提高围岩的自稳能力，而不能采用被动支护，被动支护的强度越大，越易造成巷道的失稳破坏。软岩巷道的控制只有通过采用封闭暴露面、安装锚杆、二次注浆加固等措施，提高围岩抗压强度、弹性模量、粘聚力、内摩擦角等岩石力学性质指标，进而提高岩体自承能力，继而达到治理巷道目的。4.4联合支护原则软岩巷道的变形机理通常是几种变形机理的复合类型，不同复合型具有不同的支护技术对策要点，关键问题是有效地把复合型转化为单一型的联合支护形式。软岩巷道支护是一个过程，要对软岩巷道实行有效控制，必须有一个从“复合型” 向“单一型” 的转化过程。这一过程是依靠一系列有针对性的单一支护型式的联合支护实现的。4.5大断面及避开最大水平应力原则因软岩巷道的大变形不可避免，在巷道断面设计上应预留变形空间，以防其尺寸在巷道变形后满足不了使用要求。在地下岩体内掘进巷道后， 由于地应力和二次应力的作用，会使巷道或硐室发生变形和破坏。就巷道的稳定性而言，为使巷道周边的应力集中程度减到最小，在选择巷道的位置、方向以及断面形状时，岩石中的应力状态是一个决定因素。5锚杆支护理论5.1国内外巷道锚杆支护理论LouisAPanek等提出的悬吊理论、Jacobi提出的组合梁理论、T A Lang、Pender提出的组合拱理论是巷道锚杆支护中最为经典的三大理论。随着锚杆支护设计技术的发展， 国内很多学者对锚杆作用机理做了深入研究， 针对不同条件下锚杆支护技术的应用提出了一系列新的理论。5.2深部巷道锚杆支护理论基础传统的悬吊、组合梁、组合拱等锚杆支护理论是根据处于弹性状态的完整岩体提出的，而且只适用于特定的条件，对于围岩处于峰后强度和残余强度的破裂岩体。上述理论不能解释锚杆支护的作用机理。近期国内外一些学者研究了锚杆支护对岩石力学性质的改善，但仅限于岩石处于峰前弹性状态下对内聚力C、内摩擦角、弹性模量E的作用，未涉及岩石处于峰后的情况。围岩强度强化理论认为：1）巷道锚杆支护的实质是锚杆和锚固区域的岩体相互作用形成统一的承载机构。2）巷道锚杆支护可提高锚固体的力学参数（）改善被锚固岩体的力学性能。3）巷道围岩存在破碎区、塑性区和弹性区，锚杆锚固区的岩体则处于破碎区或处于上述23个区域中，相应锚固区的岩石强度处于峰后强度或残余强度。锚杆支护使巷道围岩特别是处于峰后区围岩强度得到强化，提高峰值强度和残余强度。4）煤巷锚杆支护可以改变围岩的应力状态，增加围压，从而提高围岩的承载能力。5）巷道围岩锚固体强度提高以后，可减少巷道周围破碎区、塑性区的范围和巷道的表面位移，控制围岩破碎区、塑性区的发展，从而有利于保持巷道围岩的稳定。运用极限平衡理论，在各向等压的情况下，圆形巷道的塑性区半径和周边位移的计算式为： （5.1） （5.2）式中：u巷道周边位移；R塑性区半径；P原岩应力；Pi支护阻力；a 圆形巷道半径；围岩内摩擦角；c围岩的粘聚力；G剪切弹性模量。由式5和式6可知，巷道的稳定性和周边位移主要取决于岩层的原岩应力p，反映岩石强度性质的内摩擦角和粘聚力c。再因在给定巷道条件下，原岩应力p是定值，内摩擦角和粘聚力愈小，也就是围岩强度愈低，则周边位移值显著增大。针对巷道围岩中等稳定的条件，根据理论研究、计算和相似材料模拟试验，得到了以下认识；1）锚固体破坏前后的内聚力C、C*、内摩擦角、*、锚固体极限强度1、残余强度*1随锚杆支护强度t增加而提高，破坏后的C*、*较破坏前的C、1提高更显著，因此锚杆可以增强巷道围岩的稳定性，控制巷道的周边位移。见表5.1、表5.2。表5.1不同锚杆支护强度下锚固体破坏前C、值锚杆支护强度t/Mpa00.060.080.110.140.170.22等效内聚力C/Mpa0.3470.3570.3630.3680.3830.3770.387等效内摩擦角/31.5131.5333.5135.3737.1438.8040.40表5.2不同锚杆支护强度下锚固体破坏后C*、值锚杆支护强度t/Mpa00.060.080.110.140.170.22等效内聚力C/Mpa0.01680.01820.01830.01840.01860.01940.021等效内摩擦角/31.5131.5333.5135.3737.2440.4040.402）破裂岩体中布置的锚杆强化了岩体的1和*1，*1的强化大于1的强化，1与*1的强化比值为1.061.13，这对破裂岩体的稳定十分有利。3）破裂岩体的和随的增加而不断强化，达到一定程度就能保持围岩的稳定，见图2。这就是锚杆支护设计、支护参数研究的基本依据。5.3锚杆支护作用机理5.3.1锚杆锚固力锚杆安设在岩体内部，它的受力以及它作用于围岩的力同框式支架相比要复杂得多。国标GBJ86.85将锚固力定义为锚杆对于围岩的约束力。在实际应用中，大都以抗拔力为锚固力，这给检验锚杆安设质量提供了简便的抗拔试验方法，但国内外许多学者纷纷撰文指出了抗拔力与锚固力的区别，所以有必要进一步分析和明确锚固力的定义。图5.1 锚固体应力应变曲线注：曲线上数字为锚杆支护强度/Mpa图5.2 锚杆约束围岩的力根据锚杆对围岩的稳定作用划分和定义锚固力。图5.2表示锚杆作用于围岩的两个方向的力，径向锚固力和切向锚固力，径向锚固力含托锚力和粘锚力。1）托锚力：托板阻止围岩向巷道内位移，对围岩施加径向支护力，使围岩由平面应力状态转化为三向应力状态，提高了围岩的强度。这种来自托板使围岩稳定的力称为托锚力。2）粘锚力：粘结剂将围岩与锚杆粘结成整体，由于围岩深部与浅部变形的差异，锚杆便通过粘结剂对围岩施加粘结力来抑制围岩变形，这种力对稳定围岩起着重要作用，称为粘锚力。由作用力和反作用力关系可知，粘锚力就是锚杆体内的轴力，但轴力沿杆体不是均布的，为了粘锚力的定量化，可将杆体中性点处的轴力值作为粘锚力的大小。3）切向锚固力：围岩体的变形大多是从岩体中的弱面开始的，在围压的作用下，围岩沿着弱面滑动或张开，最终导致巷道断面的收缩。由于锚杆体贯穿弱面，它限制围岩沿弱面的滑动和张开，这种限制力称为切向锚固力。尽管杆体所能提供的切向锚固力同弱面的强度相比是较小的，但切向锚固力的存在可使弱面不致因某个薄弱环节的突然破坏而影响原有承载力的充分发展。5.3.2径向锚固力的作用机理如图5.2所示，图中a为完全失去粘结力的岩体，仅以岩块之间的挤压形成拱的作用，维持原来的形状而没有冒落；d为保持原来的强度和弹性模量的岩体；b为岩石强度已显著降低，处于围岩峰后特性区域的岩体，c为介于b与d之间的岩体，其状态可能发展为b，也可能保持为d。在岩层内开掘巷道以后，围岩会出现如图5.3的强度分布，强度分布将随时间而变化，如能及时支护，不仅能保持d的状态，防止巷道表面掩饰剥落，还可做到b那样良好的状态，防止内部围岩强度的恶化。所以要发挥锚杆的作用，必须掌握围岩强度恶化的发展，及正确选择阻止强度恶化发展的支护方式和支护阻力。实践表明，只要及时安装锚杆，即使锚固力不大，也能大幅度降低围岩强度的恶化。如图5.4，当围压为零时，残余强度接近于零，当围压为1 Mpa时，残余强度约为9 Mpa。随着围压的增高，岩石的应变软化程度逐步降低，残余强度逐步增大。尤其是当围压在零到1 Mpa范围内变化时，残余强度表现出对围压很强的敏感性，即围压稍微增大，残余强度增长很快。低围压下，残余强度所以对围压具有强敏感性，是由于岩石的破裂面较粗糙，破裂后岩石继续承载时，岩石变形主要表现为沿破裂面滑动和将破裂面的凸起啃断两种形式，当围压为零时，岩石变形完全表现为沿破裂面滑动，当围压由零逐渐增长时，岩石变形形式由沿破裂面滑动逐渐转变为将破裂面的凸起啃断，岩石的残余强度迅速提高。围岩峰后的这种特征对于研究巷道支护具有重要意义。图5.3 巷道围岩破碎情况图5.4 残余强度与围压的关系对于具有护表构件的锚杆支护，径向锚固力可以均布到锚固区域的单位面积岩体，若锚杆锚固力p为100 kN，则锚固岩体中单位面积岩体的围压增量为： （5.3）式中：锚杆布置间排距，取e=t=0.7 m。则=0.2 Mpa，在低围压情况下0.2 Mpa的围压增量约可使围岩的残余强度提高14 Mpa。5.3.3切向锚固力的作用机理1）切向锚固力对单节理面的加固作用锚杆对围岩弱面抗剪强度的作用表现为：由于节理面两壁的相对位移导致锚杆轴向拉力Tb增长，而轴向力相对节理面提供附加力；Tb的平行节理面分量，将作为节理面抗剪能力的组成部分；粘结式锚杆杆体本身的抗剪能力限制节理面的相对滑动。图5.5 粘结式锚杆应力分布图a.岩石锚杆；b.杆体拉应力；c.胶结面剪应力；d.杆体剪应力；e.胶结面法向应力穿过节理面的锚杆在节理面附近的岩体内应力分布如图5.5所示。葛修润提出加锚节理面抗剪刚度公式为： （5.4）式中：节理面本身的抗剪强度； 由杆体的“销钉”作用引起的换算抗剪刚度； 由杆体轴向力相对节理面的法向分量引起的换算抗剪强度； 由杆体轴向力相对节理面的切向分量引起的换算抗剪强度。它们分别用下式求得： （5.5） （5.6） （5.7） （5.8）式中：锚杆轴向应力（以拉应力为正）；锚杆横截面上的平均剪应力；节理面平均法向应力；节理面粘结力；节理面摩擦角；锚杆安装角，系节理面剪切位移方向与同一侧锚杆的夹角；锚杆横截面与单根锚杆穿过的节理面面积比。由式9可知锚杆使节理面抗剪刚度提高量为： （5.9）2）切向锚固力对围岩的加固作用围岩体中存在大量不规则弱面，岩体强度往往取决于弱面的性质。巷道开掘后，锚杆经常滞后支设，在锚杆支设前，又会产生裂纹、裂隙等新生的弱面。因此，锚杆通常都穿过大量不规则的弱面。锚杆与弱面的夹角为0，取其平均值，按式14求在的平均值 = （5.10）按式15，可计算锚杆对节理抗剪强度的提高量，若锚杆破坏服从最大拉应力准则，取杆体抗拉强度为400 Mpa，为200 Mpa，为1/2000，为17，则=0.044+0.167=0.211 Mpa即巷道围岩锚杆加固以后，围岩弱面的平均抗剪强度约可提高0.211 Mpa。6锚网索锚网索耦合支护技术锚杆支护由于具有显著的技术经济优越性， 已成为世界各国矿井浅部工程巷道以及其它地下工程支护的一种主要形式。但是， 由于浅部煤炭资源日益枯竭， 国内大多数煤矿相继进入深部开采阶段。随着开采深度的逐步增加， 地应力不断加大， 软岩巷道工程出现了大变形、大地压、难支护的特点，使得锚喷支护形式受到了严峻挑战。国内许多大型煤矿， 如徐州旗山矿、夹河矿、鹤岗兴安矿、南山矿、龙口柳海、兖州南屯、兴隆矿、鹤煤三矿、五矿、九矿采用锚喷支护形式， 浅部巷道较稳定， 但随着开采的加深， 深部巷道相继出现不同程度的两帮收缩、顶板下沉、喷层脱落、严重底鼓等非线性力学现象， 造成巷道严重破坏， 虽经数次翻修， 甚至采用锚网喷+ U 型棚支护形式， 但巷道仍破坏严重， 生产经营仍无法正常运行。由此可以看出， 对于深部巷道工程， 特别是在高水平应力条件下， 沿用浅部的锚喷支护形式， 已无法满足软岩巷道支护的需要。因此， 在深部软岩巷道工程问题研究过程中， 在锚杆支护理论的基础上， 各种支护形式应运而生， 其中具有代表性的是锚网喷+ 锚索+ 底角锚杆联合支护形式， 并取得令人满意的支护效果。6.1 锚网喷+ 锚索+ 底角锚杆耦合支护机理锚网喷+ 锚索+ 底角锚杆联合支护， 就是针对软岩巷道围岩由于塑性大变形而产生的变形不协调部位， 通过锚网围岩以及锚索关键部位支护的耦合而使其变形协调， 从而限制围岩产生有害的变形损伤， 并通过底角锚杆来有效地控制底臌， 实现支护一体化、荷载均匀化， 达到巷道稳定的目的。6.2锚网围岩耦合支护机理锚网和围岩的耦合作用十分重要， 过强或过弱的锚网支护， 都会引起局部应力集中而造成巷道破坏。只有当锚网和围岩强度、刚度达到耦合时， 变形才能相互协调。达到耦合的标志是， 围岩应力集中区在协调变形过程中， 向低应力区转移和扩散，从而达到最佳支护效果。图6.1 图6.2 为不耦合支护与锚网耦合支护时的应力场变化情况对比， 模拟研究结果表明：1）围岩集中应力区向低应力区的转移现象。在巷道掘进初期，巷道围岩顶部应力迅速集中，是巷道垮落危险区域；在实施锚网耦合支护后， 顶部应力集中区迅速下降， 而帮部低应力区应力状态迅速提高，整个围岩不同部位应力状态趋于均匀化。2）围岩应力场和位移场的变化。随着围岩受力由集中应力区向低应力区转化， 锚杆受力趋于均匀化， 围岩的应力场和应变场趋于均匀。图6.1不耦合支护下应力图图6.2锚网耦合支护下的应力图6.3底角锚杆控制底臌机理底臌是巷道矿压显现的重要特征之一。大量的井下观测表明，深部巷道的底臌通常具有流变性，底板岩体随时间持续地向巷道内鼓出。将底板围岩简化为弹塑性介质，得出的挤压流动性底臌的滑移线场和速度场如图6.3。图6.3 巷道底板滑移线场和速度场根据滑移线的速度场性质可推导出: BEF、A DG 沿（ 4/ . / 2） 的方向整体移动， 移动方向垂直AG、BF。扇形区AGC、BFC 分别绕A、B 两点在径向法线方向上作整体移动。如果在AG、BF 方向布置锚杆， 围岩的移动方向则垂直于锚杆轴向。围岩移动就必须克服锚杆的绕流阻力。如果绕流阻力足以平衡Ps. P，则底板处于极限平衡状态，不会发生底臌。即使在A、B 两点布置的锚杆失效，导致锚杆绕A、B 点转动，围岩向巷道空间的移动量也远小于底板中部的移动量。所以，在AG、BF 方向布置底角锚杆，可以有效控制挤压流动性底臌。图6.4图6.5为鹤煤五矿无底角锚杆和有底角锚杆布置时，巷道的位移场图。从图6.4、图6.5 中可以看出，在不采用底角锚杆进行底板控制的情况下，巷道出现了较为严重的底臌， 最大底臌量为62cm，最大水平移近量为35cm，表现出明显的水平方向变形的不对称性而且， 右侧较左侧底臌严重， 表现出明显的不对称性。由于底板未得到有效控制，特别是右帮部出现了较为严重的收敛变形。通过在两侧施加底角锚杆，由于受底角锚杆的力学效应的影响， 最大底臌量降为19cm，最大水平移近量降为6.5mm，巷道的变形量明显得到控制，控制底臌变形效果非常明显。通过上述分析可知，底角锚杆除具有普通锚杆的挤压加固和抗剪作用外，同时发挥一定的抗弯性能。选择具有较高刚度和抗弯能力的注浆中空钢管，进行合理布置，可以有效切断滑移线场，达到控制底臌的目的。图6.4 无底角锚杆水平位移场图6.5 两侧双排底角锚杆水平位移场6.4 锚索关键部位耦合支护机理锚索作为一种新型的加强支护方式，由于锚固深度大，可将下部不稳定岩层锚固在上部稳定岩层中，同时，可施加预应力，主动支护围岩，能够充分调动巷道深部围岩的强度。锚索关键部位耦合支护， 就是根据位移反分析原理，确定支护系统二次组合支护的最佳时间，在关键部位实施支护体和围岩的再次组合，最大限度地发挥围岩的自承能力，从而使支护体的支护抗力降到最小。实践证明，施加锚索前后，巷道围岩应力分布具有明显不同，主要表现在施加锚索支护后，剪应力明显向巷道深部围岩延伸、扩张，应力集中程度相对减小，在巷道围岩深部锚索顶端出现拉应力集中区。这说明，由于锚索的作用，使巷道深部岩体也承担了浅部围岩的支护荷载，从而减小了巷道的变形量。7工程实例7.1工程及地质概况鹤壁煤电公司九矿新副井位于窦马庄东北部，井底车场埋深640m ，在二1 煤层下80m。井底车场硐室、巷道工程均在煤层下的岩层中掘进，压力较大。硐室、巷道掘进中遇到的主要充水含水层为太原群第8 灰岩含水层，位于二1 煤层下4560m，平均厚度2154m，井筒施工时揭露的实际厚度为315m ，揭露时的涌水量为18m3 / h，属裂隙岩溶承压水。九矿新副井井底车场中央变电所开口处距8灰含水层最小距离为40m，预计会对该工程施工造成一定影响。因此，在掘进工作面推进到距该含水层20m 时，应先采用物探手段查明该含水层富水情况，并制定安全技术措施，或先进行打钻疏放。预计掘进期间，整个井底车场正常涌水量为810m3 / h ，最大涌水量为2025m3 / h。实际只在井筒及井底两侧马头门中出现涌水，涌水量最大为18m3 / h。经注浆，剩余涌水量只有6m3 / h 。7.2支护结构的选择变电所通道、变压器室（半圆拱形，净宽4600mm ，净高3700mm）、主排水泵房及通道、吸水井壁龛、外水仓等硐室，均采用锚网喷+ 钢带+ 锚索+ 底角注浆锚杆耦合支护方式。1）锚杆采用规格为22mm2500mm的左旋无纵筋等强螺纹钢树脂锚杆，间排距均为700mm ，三花形布置。锚杆为端头加长锚固，使用K2335型树脂锚固剂，每根2卷。锚杆用配套的标准螺母紧固，预紧力不小于80kN。2）锚索采用规格为1819mm8 000mm 的预应力钢绞线锚索，外露长度150250mm ，排距2 000mm。变电所通道和泵房通道每排2根锚索，平行布置，间距1400mm。变电所和泵房每排4 根锚索，三花形布置，间距1400mm。每根锚索使用2卷CK2335型（内部）和2卷K2335 型（外部）树脂锚固剂进行端头锚固，锚索预紧力一般为100kN。3）托盘及钢带拱顶和肩窝锚杆采用规格为30/ 140mm20mm140mm的高凸梯形托盘，与GDT30/ 140mm20mm2000mm 型高凸梯形钢带配套使用，每相邻3根锚杆共用1根钢带；其余锚杆采用碟形铁托盘，规格为120mm120mm8mm。锚索采用规格30/140mm 20mm400mm 的高凸梯形托盘，与GDT30/ 140mm20mm2 000（3 000）mm型高凸梯形钢带配套使用，每相邻2根或3根锚索共用1根钢带。每排2根或4根锚索时，相邻2根锚索共用1 根钢带（长2 000mm）；每排3根锚索时，3根锚索共用1 根钢带（长3000mm）。钢带相当于架设了小型U型棚，可使锚杆与锚杆、锚杆与围岩、锚索与围岩形成一个耦合体，提高支护效果。4）金属网金属网是用6mm钢筋焊接而成，网孔规格70mm70mm，网片尺寸1 470mm910mm ，网片之间搭接长度70mm。金属网可使锚杆由点支护变为面支护。5）喷射混凝土硐室、巷道开挖至设计要求的荒断面规格后，及时初喷3050mm 厚的混凝土。施工完底角锚杆并注浆后，复喷50mm厚混凝土。喷射混凝土强度等级为C20。喷射混凝土可封闭围岩，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自身强度，提高围岩稳定性。6）底角注浆锚杆采用无缝钢管作注浆锚杆，规格为32mm2500mm ，排距为700mm ，每排4根。每根无缝钢管杆体上有12个6mm出浆孔。利用底角锚杆进行注浆，可提高岩体自身强度，有效地改善岩体物理力学性质，使围岩成为支护结构的一部分，充分调动围岩自承能力，扩大支护结构的有效承载范围，提高支护结构的整体性和承载能力；同时可降低作用在底板上的载荷集中度，减小底板岩层所受的压力，减小底鼓。分析表明，加固底角产生的力学效应，一是减小了底板浅部岩层的应力集中区域，增大了底板深部岩层的应力集中区域，将底板岩层应力集中程度向深部岩层转移；二是可有效地控制两帮向底角的滑移和塑性扩张。实践表明，硐室、巷道底角加固后，其底板塑性破坏区域明显减小，底鼓量也明显减小。7.3设计改进1）集约化设计。原设计吸水井为4个，分别通过吸水井通道与吸水井、泵房相通。我矿将4个吸水井合并为1个，分成4 格，当成4个使用，可减少3个壁龛、20m吸水井通道。2）尽量减小断面尺寸。在满足使用要求的前提下，减小硐室、巷道断面尺寸，可减小