深部围岩变形机理及控制技术研究设计专题报告

深部围岩变形机理及控制技术研究摘 要：我国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，一些老矿区和缺煤矿区相继进入深部开采阶段。由于开采深度的加大，岩体应力急剧增加，地温升高，深部软岩的大变形、大地压、难支护等非线性软岩力学特性表现显著，深部软岩巷道支护问题日益突出。在围岩压力已定的条件下，仅有改变巷道围岩性质，研究合理最佳支护方式，才能解决深部巷道的支护问题的结论。工程实践表明：锚注联合支护技术既保持了深部软岩巷道的长期稳定，又节约了支护成本，取得较好的支护效果，具有较大的推广应用价值。关键词 深部 软岩巷道 变形机理 锚注支护 0 引言 煤炭作为自然赋予人类的主要化石能源资源 ，长期以来支撑着人类社会的进步和发展。随着对能源需求量的增加和开采强度的不断加大，浅部资源日益减少，煤矿的开采深度不断增加，国内外矿山都相继进入深部资源开采状态。随着开采深度的加大，我国大部分煤矿都出现了不同程度的软岩灾害，常导致矿井停产、停建等事故。煤矿深部软岩问题一直是困扰煤矿生产和建设的重大难题之一 。有关统计表明，巷道掘进速度约为6000 kma，其中深部软岩巷道占年巷道总量的2830，软岩巷道的返修率高达70以上，尤其是深部软岩巷道破坏更加严重。随着开采深度增加，深部岩体处于“三高一扰动”的复杂力学环境 (“三高”指高地应力、高地温、高岩溶水压；“一扰”指采矿扰动)，使深部岩体的结构特征和力学行为更加复杂，浅部开采中表现为硬岩特性的岩体进入深部开采后相继表现出大变形、大地压、难支护等非线性软岩力学特性；并产生了一系列的工程响应，如 ：矿井冲击地压，煤与瓦斯突出，工作面突水矿压显现加剧、巷道围岩大变形、流变等，随着开采深度的增加，矿山井巷工程及采场的地应力水平也越来越高，特别是在构造活动强烈地区，残余构造应力更大，水平地压往往大于垂直地压，形成高水平地应力，这些都增加了软岩巷道地压显现及巷道围岩破坏的剧烈程度，使软岩巷道支护更加困难。 软岩巷道支护仍是当今世界地下工程中一项重要而复杂的技术问题，深部软岩巷道支护是一个重要的研究方向，它是老矿井向纵深发展的关键性技术之一。近年来，我国大部分矿井己进入深部开采，许多专家、学者为此进行了大量的理论研究和工程实践取得了一些成果，但深部软岩巷道支护依然面临新的难题与挑战，研究深部软岩巷道支护理论和技术已势在必行。就问题的实质而言，深部与浅部的主要区别在于围岩所处的应力环境的差别，进而导致围岩强度和变形性质的明显差异。就煤矿而言，在浅部十分普通的岩石，在深部可能表现出软岩的特征易变形并具一定延性、蠕变性强，当岩石中含有蒙托石等粘土矿物时遇水还会发生膨胀。另外，浅部原岩大多处于弹性状态，而深部原岩处于潜塑性甚至塑性状态，巷道开挖后，由于巷道自由面一侧应力减为零，围岩由开挖前的三向应力状态调整为二向应力状态，如不及时有效地支护，表面围岩受到的压剪应力超过围岩强度，围岩很快由表及里发生大变形破裂碎裂整体失稳。 1 开采深度与巷道围岩的变形关系（深部） 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，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。2 深部巷道围岩稳定的理论基础2.1.1 围岩稳定基础理论 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。 深部围岩巷道由于受三高(高温、高围压、高孔隙压力)的影响而产生与浅部围岩巷道所没有的大变形、强蠕变等特征。如：巷道变形量显著增大和变形速度加快、巷道维护异常困难、 支架损坏特别严重，巷道翻修量急剧增加。虽然深部岩体本身强度较高， 但由于井巷在大地应力的作用下极易发生类似软岩的问题。围岩松动圈大于1.5 m时，即可认为该巷道需要按软岩支护要求进行设计和施工。岩体单元体所在位置及应力状态示意图见图1。,图 1 岩体单元体所在位置及应力状态示意图单元体上的垂直应力等于上覆岩层的重量： 式中:-上覆岩层的平均体积力， ； H-单元体距地表深度，m。 在均匀岩体中， 岩体的自重应力状态为： , ,式中 ： -侧压系数； -主应力。 式中： - 岩体的泊松比。2.1.2，结合东海矿，分析深部巷道围岩变形机理东海煤矿位于鸡西煤田北部条带东端，基底是元古界麻山群，含煤地层为中生界上侏罗统鸡西群，包括滴道组、城子河组和穆棱组，地层总厚度1250 m。东海煤矿采用斜井多水平开拓方式，年生产能力150万t。目前开采二水平下山阶段，其中二水平下山32、35层五采区四段开采深度已经达到 1050 m。该矿从二水平上山阶段开始出现巷道支护困难，维修量大。随着开采深度的增加，巷道围岩变形更加严重，维修更加困难，严重影响正常生产，属于典型的深部开采矿井。1.巷道破坏主要形式东海煤矿二水平下山32、35层五采区巷道破坏主要形式为 ： （1）巷道顶板层状破碎岩石层理发育，巷道顶底板粉砂岩中夹杂多层页岩。在浅部压力不大时，表现为整体岩层，但在高应力作用下明显分层。巷道顶板岩层沿弱面分层后强度非常低，巷道掘进后顶板破碎严重，维护工程量大。由于开采深度达到1000 m以上，巷道围岩压力大，两帮向巷道内移动，使顶板岩层挤压破坏。顶板岩层出现挤压脱落破坏，大部分锚杆出现脱落失效。经过多次维修，一般半年时问需要维护一次，甚至有些巷道顶板岩层出现明显的折曲形状，最大冒落高度达到5 m以上。（2）巷道两帮围岩向巷道内挤出由于巷道围岩压力大，巷道两帮严重向巷道内部挤出。两帮岩体在高应力作用下，沿与层理垂直方向发生与巷道走向成一定角度(角度不大)的分层断裂，裂隙间距大，最大裂隙达 到300 mm以上。围岩松动范围大，部分断面围岩松动破坏范围达到3.0 m。在维修过程中，甚至出现夹钎子，锚杆锚索无初锚力的现象 (围岩裂隙多，锚杆药卷锚固时大部分进入裂隙中，锚杆无初锚力)。（3）巷道底臌巷道普遍出现底臌现象，多次进行卧底维修。其中，35层五采区变电所采用料石砌碹支护，巷道最大底鼓量达到l m以上，碹胎破裂严重。该变电所维修困难，被迫报废，重新开掘变电所。（4）巷道支护失效东海煤矿开采深度达到1050 m，二水平下山五采区巷道一般全部出现破坏现象。巷道原始支护失效 ，主要体现在喷浆层、砌碹层破碎脱落；管缝式锚杆失效，端头锚固式螺纹钢锚杆锚索托盘范围内破碎、脱落，导致锚杆、锚索失效；局部锚杆、锚索被拉断。由于巷道围岩层状破坏，导致岩体本身强度大大降低。巷道围岩中存在大量裂隙，锚、注艰难。新掘巷道锚杆、锚索支护困难且易失效。2.东海煤矿围岩变形破坏影响因素 （1）岩石性质的因素岩性是影响围岩稳定性的最基本因素。东海煤矿五采区巷道围岩，经过实验室试验主要表现为脆性岩石，同时围岩软硬岩层存在互层，大大降低了围岩强度。顶板受两帮挤压力影响出现破碎脱落破坏 ，两帮出现劈裂破坏。巷道围岩破坏时，表现出脆性一延性性质，围岩变形时间长，巷道变形时间长达几年还不稳定。由于东海煤矿五采区石门存在硬软层互层，特别是采区下山巷道有煤与页岩等互层，岩石试件的抗压强度差别较大，见表1所示。巷道围岩抗压强度。围岩有砂岩、页岩、煤等，存在硬弱岩层互层。硬岩层的岩石式样结果取0.8系数 ，软岩抗压强度值不变，然后按表-1取算术平均，围岩的抗压强度平均为：= 31.782 MPa从上述数据可以看出，东海煤矿五采区下山围岩强度接近工程软岩的强度（2）上覆岩层压力因素随着开采深度的增加，上覆岩层压力也增大。巷道所处地层越深，巷道所受围岩静压就越大，且巷道如果不受其它因素的影响，其四周围岩静压力是均匀的，可按静压力来研究。因此，巷道支护体的破坏，总是在强度最薄弱的地方开始的(如直墙拱顶断面的直墙底角处，喷浆最薄处等)。一旦巷道支护体破坏失效，巷道变形急剧加速。可以看出，要控制巷道的严重失修，必须防止巷道变形的急剧加速。巷道围岩垂直压力 P： P = r H=2.51000= 25 MPa式中：r-岩石容重；H-埋深。 岩体的软化临界深度：式中：h-分岩层厚度 。 即东海煤矿开采深度达到630 m时，开始进入深部开采范围，采深达到740 m时，矿井已属于工程软岩矿井范畴。岩体的平均泊松比为：按弹缩性理论计算，巷道侧压系数为：根据sheorey假说，提出巷道侧压力经验公式，巷道侧压系数为：=0.2 5+ 710.91(0.001+ 0.001)= 0.40274式 中：E为变形弹性模量，实验确定平均值为10.91。巷道的侧压力 为：巷道围岩缩性松动范围 R (从巷道帮)。采用上述数据两种计算方法(没有考虑支护阻力)为 ： R =7.88 m( 3 )采动压力因素 东海煤矿二水平五采区下山巷道，一些布置在煤层中，一些布置在岩层中，受回采工作面动压影响比较大，同时下山受两侧工作面的动压影响。在开采过程中，回采工作面前方120 m 就有动压影响。因此，为了维护采区下山的稳定性，原设计下山保护煤柱达到100 m 以上，最大达到130 m。受动压影响的采区下山表现如下：巷道破坏速度快。当巷道支护体承载达到极限时，受采动压力影响，可以在两个月内使巷道无法正常运输甚至行人困难。回采工作面距离下 山1 2 0 m时，下山出现动压反映；巷道破坏严重。巷道受采动压力影响时，巷道的破坏是全断面的，有时很难分清以顶、帮 、底哪部分先破坏 。不过从总体上看，靠采空区一侧巷道的帮部最先破坏；巷道破坏区域相对位于工作面下部。在高应力作用下，岩石在宏观上具有一定的流体特性。（4）断层构造的影响穿过断层的巷道，在开掘时压力大，变形大，难以维护。经卸压后，在一段时间内巷道相对稳定，但一旦支护体破坏后，巷道变形很快，且在断层下盘容易发生局部冒顶。沿断层掘进的巷道，靠断层侧巷帮变形特别严重。如果是锚喷巷道，锚杆往往不受拉力，破开巷道帮后，会发现许多锚杆是弯曲的。由于上述特点 ，断层内或断层附近的巷道 ，应尽量避免采用挂网锚喷支护形式，而采用可缩性金属支架支护。 3. 巷道变形破坏机理分析东海煤矿的巷道破坏形式主要为：巷道顶板在自重的压力下、同时受巷道两帮移动挤压变形一顶板岩石局部屈服变形一节理弱面发生破坏一顶板低位岩层发生弯曲变形(伴有局部岩块脱落)一岩层局部发生剪切破坏一巷道顶板变形破坏。巷道顶板压力大(自重压力25MPa)，使巷道两帮水平压力大(10.011.5MPa)，引起两帮向巷道内挤压，顶板受较大的剪应力而变形破坏。巷道顶板岩层显示为延性破坏，两帮显示为脆性的劈裂破坏为主。巷道底板在两帮的挤压与压力作用下，底臌变形破坏。巷道围岩首先由巷道顶板压力与回采工作面超前压应力引起巷道两帮向巷道内移动，造成巷道围岩的挤压破坏。随着挤压破坏向围岩深处发展，引起岩石裂隙扩张和体积膨胀，造成巷道周边岩层弯曲，而产生弯曲拉应力，导致顶板岩层破坏。4. 小结 巷道围岩性质、围岩压力与支护方式是深部巷道破坏的主要因素，这三个因素达到一个最佳的组合，降低支护成本、减少围岩变形量是深部巷道支护的目的。在围岩压力已定的条件下，仅有改变巷道围岩性质，研究合理最佳支护方式，才能解决深部巷道的控制问题。 国外的煤矿深部开采中，一直以锚杆支架为主体进行联合支护，深部不稳定围岩一般采用锚网、组合锚杆(网)、高强超长锚杆 ( 网)等支护形式，对于极不稳定围岩主要采用组合锚杆架、锚索支护、锚喷网与锚索联合支护等。我国深部软岩巷道的支护技术按支护-围岩相互作用关系与实质来看分为三个阶段：第一 阶段为金属支架、砌碹等支护形式，通过提供外力的方式直接作用于巷道围岩表面，其主要特点是都属于被动支护：第二阶段为锚杆、锚索等联合支护，不仅能提供施加于巷道表面的力，而且能与巷道围岩内部建立某种相互作用关系；第三阶段为锚注加固技术直接作用于巷道围岩结构，根本上改善了围岩性质，提高围岩力学性能，改善围岩应力分布状态。2.2 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7。 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。 2.3 深部软岩非线性大变理论 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。2.4 软岩巷道围岩控制原则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!采取相应的支护措施, 达到软岩工程支护的稳定。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，合制围岩塑性圈, 可在围岩变形趋于稳定时及时加强支护。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, 达到治理巷道目的。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。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面积, 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。3. 深井巷道围岩控制理论基础3.1. 深井巷道锚杆支护理论 开巷后，围岩发生破坏，打入锚杆后，不但可以阻止围岩裂隙发育，而且锚杆可以将破裂的岩层锚固起来，促使围岩由载荷体转变为承载体，有利于围岩的稳定。由围岩强度强化理论可知，巷道围岩存在破碎区、塑性区、弹性区， 锚杆作用的岩体则处于破碎区或上述23个区域中，相应锚固区的围岩强度则处于残余强度。锚杆支护可以提高巷道围岩的峰值强度和残余强度，可采用不同工艺，对岩性较好的可采用分次完成支护工艺，对岩性较差的可采用一次完成支护工艺。用9块水泥砂浆试块分别在没有和有锚杆、钢筋网约束的岩体中进行试验，得到应力一应变曲线见图3。普通岩石都具有第一个“峰的性质，在它破坏后处于残余应力状态时再加载，无锚杆的岩石彻底破裂，有锚杆、钢筋网的则会出现第二个“峰值”。这充分说明了锚杆、钢筋网对破碎岩体有较强的支护作用。图2 锚固体的应力一应变曲线示意图锚杆的参数与间排距：锚杆可采用树脂锚杆，锚固剂规格为Z2380、Z2350等几种。锚固力较大锚杆可采用20 MnSi钢，直径为d18d25螺纹钢。 锚杆的长度，根据悬吊梁理论： L= L1 +L2 +L3 ， 式中： L1-锚杆外露长度 ； L2-锚杆有效长度； L3-锚杆锚固长度。 根据不同地质条件,排距可从 700 mm700 mm 到10001000 mm 不等，可布置成五花形或正方形。 3. 2 喷层 ，钢筋网喷层是用沙、水泥和碎石按一定比例混合喷射到开挖体表面固结而成。它能封闭围岩防止其潮解与风化、支持和补强填平围岩、分配应力等作用。 1 )喷射混凝土强度一般为 C15C20。2 )喷射总厚度一般为100150 mm.实际工程中钢筋网的规格为2.1 m1.1 m，网格一般 为100 mm100 mm、150 mm150 mm等。横行受力筋d8dl0mm，纵向筋d6 mm。这种网的强度和刚度都较大，可在锚杆支护过程中起到良好的效果。3. 3 锚注加固技术 锚注支护就是利用特种中空锚杆与注浆结合相互作用，对岩体起到外锚内注加固作用。锚注加固技术直接作用于巷道围岩结构，根本上改善了围岩性质，提高围岩力学性能，改善围岩应力分布状态。改善弱面的力学性能，即提高裂隙的内聚力和内摩擦角，增大岩体内部块间的相对位移的阻力，从而提高围岩的整体稳定性。破碎松散岩体中巷道注浆后，可以使破碎岩块重新胶结成整体，形成承载结构，充分发挥围岩的自稳能力，并与巷道支架共同作用，从而减轻支架承受的荷载。软岩巷道注浆后，浆液固结体封闭裂隙，阻止了水气浸入内部岩体，防止水害和风化 ，对保持围岩力学性质、实现长期稳定意义重大。锚注加固技术常用于较难维护的软岩巷道，封闭弱面及裂隙，阻止水对岩体的水理作用和风化影响，确保软岩的承载能力。总的来说，采用金属可伸缩性支架，耗用钢材巨大，支护成本较高；单纯使用锚杆支护难以使较大松动圈范围内的破碎岩块完全处于受压状态而形成组合拱；锚注技术利用锚杆与注浆相结合的方法，提高了对软岩的支护效果，扩大了锚杆的使用范围，可解决节理裂隙发育的软岩巷道支护问题。 软岩本身所具有的大变形力学特性，决定了软岩巷道支护技术的复杂性，单一的支护形式难以满足软岩巷道工程支护的需要。因此，在软岩巷道工程支护技术方面，由过去单一的支护形式 逐步发展为各种多次支护、联合支护形式，以便充分发挥各种支护形式的优越性，弥补不足，共同作用，促使软岩巷道围岩长期稳定。目前联合支护已成为深部软岩支护的一个基本原则，并形成了各种系列支护技术，如锚喷、锚网喷、锚喷网架支护系列技术、钢架支护系列技术、钢筋混凝土支护系列技术、料石碹支护系列技术、锚注联合系列技术和预应力锚索支护技术，以适应深部高应力软岩巷道高地压、大变形、难支护的特点。 I 参数的确定1 内注浆锚杆长度锚杆长度可由下式确定： L= L1 +m +L2 +100式中： L1-锚杆露长， mm； L2锚端段长，mm； m-围岩松动范围，mm； 100-进入围岩长度，mm。 2 锚杆锚固力 锚杆锚固力应满足： 式中： 最小锚固力，kN； -围岩松动圈值， m； D-锚杆间排距， m； -围岩重力密度，kg/m3。 锚注技术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，使支护结构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： 可以利用浆液封堵围岩的裂隙，隔绝空气和水，防止围岩风化或被水浸湿而降低自身的强度，提高了围岩的稳定性。注浆后 浆液将松散破碎的围岩胶结成整体，提高了围岩岩体强度，充分调动围岩自承能力。 提高巷道围岩松动圈内破碎岩体的强度和变形模量。大松动圈内较破碎的围岩，其强度和变形主要由破裂岩体弱面控制，从而造成破碎岩体的宏观强度及弹性模量值较低，导致高应力巷道围岩变形量大、维护困难；而浆液固结体具有较大的粘结力，可显著提高碎胀岩体的内聚力 、内摩擦角及弹性模量(如图1所示)。因此，注浆后，不连续面强度和变形模量等力学性能得到改善，从而提高围岩的自身承载能力，改善围岩的稳定状况。 注浆充填围岩裂隙，配合锚喷支护，可以形成一个多层组合拱，即喷网组合拱，锚杆压缩带组合拱及浆液扩散加固拱(如图2所示)，从而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，扩大了支护结构的适应性。图3 巷道围岩支护示意图图4摩尔强度准则表示的注浆前后岩强度变化图4摩尔强度准则表示的注浆前后岩强度变化3.4 预应力锚索加固技术 预应力锚索是向各岩层传递力的一种支护方法，它可以向围岩深部提供给定方向和载荷的有益预应力。在锚索的作用下岩体自身的岩性得以改善，其强度得以加强。对于极软围岩巷道，锚网喷、锚注支护虽然能对巷道顶板起到支护作用、 改善岩性，但遇到大范围的围岩松动，锚固失去了着力点。此时，极可能出现锚固体上层围岩离层并伴随着巷道顶板整体下沉或跨落。这时，只需小密度的锚索就可以将锚固体悬于上覆稳定岩层，起到良好的支护作用。1 )锚索设计承载力： 2 )锚索最大力： 式中： m-锚索拉应力控制系数，取0.60； n-锚索的钢绞绳根数； -绞绳截面参考面积，mm； -绞绳抗拉强度，MPa;-锚索效率系数， 取0.95。 3 )锚索安全系数： 式中： -锚索最大锚固力， N； -设计承载力， N。 由上式可知，锚索的安全系数与锚索的拉应力控制系数和效率系数有关。 图5 巷道锚杆联合支护支护工艺流程图4 工程实例4.1 唐口煤矿锚注联合支护应用 唐口煤矿是淄博矿业集团在济北矿区的一个现代化矿井，位于潘家庙境内，可采储量372793.8kt，设计年生产能力为 3.0 Mt，服务年限为88a。采用立井开拓方式 ，在工业广场上布设主、副、风三个千米井筒。井筒穿过的地层主要由粗、中、细砂岩，粉砂岩，泥砂岩，泥岩等组成且高角度裂隙发育，矿井构造复杂，地下水丰富，对巷道围岩及支护影响很大。由于唐口煤矿井下硐室，巷道埋深超千米，地压大，岩层软，硐室、巷道围岩稳定性差。施工硐室、巷道均产生大变形破坏，虽进行过修复治理，变形破坏仍难以控制，已严重影响矿井的正常施工。图 6 注浆加固支护机理1-普通金属锚杆；2-注浆锚杆；3-金属网喷层；4-注浆扩散范围；5-锚杆作用形成的锚岩拱；6-喷网层作用形成的组合拱 1锚注联合支护方案 辅助运输石门是矿井重要运输生产线，已开拓辅助运输大巷发生较大变形、破坏，巷道围岩已处于极不稳定状态，有必要采取超强刚性支护修复加固。拱墙采用高强超长组合锚杆与锚注联合支护：采用高强锚杆与锚注、钢筋混凝土反拱控制底臌，辅助运输大巷修复加固支护图如图 3所示。辅助运输大巷修复时采用高强螺纹钢锚杆和内注浆锚杆组成的锚注联合支护技术方案，其支护参数为：高强螺纹钢锚杆规格为直径22 mm、长2500mm，间距为8002000 (mm)；采用树脂锚固剂锚固，锚固长度为500 mm，与内注浆锚杆隔排布置；托盘采用钢板制作，规格为10010010 ( mm)。内注浆锚杆采用直径22 mm、长2000 mm的无缝钢管制作，间排距为16002000 (mm) ；采用树脂锚固剂锚固，锚固长度为200 mm，与高强螺纹钢锚杆隔排布置。 喷射混凝土强度等级C，厚度100mm。 金属网采用直径6.5 mm钢筋焊接,规格16501200( mm )，网格为150150 ( mm ) 。 反底拱结构与参数:由底板曲梁、混凝土层、螺纹钢锚杆和内注浆锚杆等组成。混凝土反底拱采用 C50混凝土浇灌，厚度为300 mm；底板曲梁采用16号槽钢梁制作，长度为6500 mm，排距为2000 mm，采用5根直径22 mm、长1600 mm高强螺纹钢锚杆锚固；底板布置 4根内注浆锚杆，内注浆锚杆规格为直径22 mm、长1400 mm，排距为2000 mm，在底板曲梁间插空布置。 注浆采用单液水泥浆，水泥为42.5级普通硅酸盐水泥，水灰比0.40.5；掺加水泥量 1的减水剂。 2.支护效果 为了判断辅助运输大巷围岩是否稳定锚注联合支护技术方案的可行性与合理性、动态量测巷道围岩位移的收敛移近情况，在副井绕道处设置收敛变形监测断面，采用中腰线十字布点法，观测顶底板移近量及两帮移近量，监测结果如图 4所示。从图 4的监测数据可以看出，副井绕道两帮累计移近量为22 mm，顶底板累计移近量为15 mm，说明锚注联合支护技术，提高了支护结构的整体性和围岩的整体强度及承载能力，有效地控制了深部高应力膨胀性软 岩巷道的变形破坏，保证了巷道的长期稳定和矿井的正常生产。 3.小结采用锚注联合支护技术，用浆液封堵围岩的裂隙，隔绝空气和水，防止围岩风化或被水浸湿而降低自身的强度，提高了围岩的稳定性；利用浆液充填围岩裂隙，能将松散破碎的围岩胶结成一个整体，提高了岩体的强度；同时配合锚网喷支护，形成多层有效组合拱，提高了巷道围岩的整体强度和承载能力，使围岩受力较为均匀；提高了支护结构的整体性和扩大了支护结构的承载范围及承载能力，有效地控制了围岩变形和塑性区的损失扩展。锚注联合支护技术，技术上可行、安全上可靠、经济上合理，已在深部软岩巷道支护实践中取得较好的支护效果，具有较大的推广应用价值。,图7 辅助运输大巷修复支护1-C20 混凝土喷网层；2-高强树脂螺纹钢锚杆；3-注浆锚杆；4-D4型槽钢；5-反底拱粱；6-反底拱钢筋网螺纹钢；7C50反底拱混凝土；。 图 8 副井绕道围岩移近量4.2 平煤股份四矿锚注联合支护应用 为了系统解决平煤股份四矿深部高应力巷道支护难题， 实现矿井的安全高效生产和可持续发展，从支护设计方法着手，探寻深部高应力巷道安全、高效的，基于现场实测的支护方法；并在原位测试和物理模拟的基础上研究不同支护方式、支护阻力对不同结构岩体巷道围岩破坏及其承载结构形成、演化的影响， 包括承载结构演化与支护共同作用机理， 以及不同支护阻力的影响， 提出合理控制深埋巷道围岩稳定性的原理和技术方法。4.2.1 围岩应力分布及变形规律1)在主斜井-620 m标高以下及三水平风井井底车场各设测站，从三水平风井井底车场应力实测结果表明： 实测得到四矿最大水平主应力值为14.02MPa，最大水平主应力方位角为l3.7，接近NS向。巷道开挖以后，随着表面围岩的破坏，应力峰值向围岩深部转移。巷道开挖4d后，在围岩内部2.5 m的地方出现应力峰值，在随后的1周内，经调整后又恢了原来的应力水平，其变化量达到3MPa，但在4 m的围岩深部一个月内基本无变化，说明应力峰值还在围岩24 m的区域，往内部发展速度随围岩表面的稳定而减缓或停止。巷道开挖过程中，浅部围岩应力经历先降低后升高的过程，深部围岩应力无明显的降低和升高。在围岩内部2.5 m处巷道开挖后降低了内部应力0.4MPa，在稳定几天后，迅速升高近2倍，达到1.3 MPa，且持续5d后，又有所降低，说明应力峰值还在向深部转移。 巷道开挖引起的竖向压力变化不太明显。在变电所掘进过程中发现，随着巷道的开挖，开挖过的巷道围岩内部应力变化明显，但对未掘进的巷道内部应力， 尤其是对深部应力影响不大。4.2.2 内部变形实测结果表明：巷道的围岩变形主要集中在2m范围内，占总变形量 75以上。未受开挖硐室影响的巷道一侧围岩，01 m、12 m内围岩的碎胀变形量都在15 mm左右，两者之和约占总变形量的75；靠近配电硐室一侧，1 m范围内的围岩变形量达 30 mm，接近总变形量的50，2 m范围内的变形量之和超过总变形量的80，46 m内围岩基本没有移动。围岩内部变形过程中，呈现出几个主要变形阶段。第一阶段是在巷道开挖后约 1周时间内，巷道的变形以1 m范围内围岩的碎胀为主；第二阶段是1周以后，12 m内的围岩部分也开始破碎，引起总变形量的增加， 但与第一阶段相比， 变化量明显减小；而在已开挖硐室影响下，24 m内的围岩都出现了较大的变形。在巷道初次支护(锚杆、锚索)下，深部巷道围岩内部未发生大的变形，围岩得到基本控制，一帮的总位移量控制在50 mm以内。从发展趋势看，变形在持续增加， 必须采取二次支护，且支护必须要有一定的柔性和刚度， 同时提高破碎围岩的强度。4.2.3 围岩变形破坏机理的物理模拟分析根据相似材料模拟试验，分析研究了巷道开挖过程中的应力演化规律及围岩变形规律，结合巷道破坏失稳特征，得到以下结论和规律：1)开挖过程中应力大小和方向变化是一个非线性的变化过程。开挖后引起的围岩内部变形主要集中在2.5 m范围内，而应力的影响范围则约为5 m，应力在影响范围内有一个升高和降低的过程，应力升高幅度约为30；在2 m范围内的巷道内部应力降低幅度超过40，最大内部应力超过70，方向变化也在3O度上，且在浅部易发生主应力轴轮换的现象。2)研究了深部高应力巷道与浅部巷道在破坏机理上不同的特点，基于不同的洛德参数值，定量研究了破裂的不同形态。试验结果表明，高应力巷道围岩开挖卸载过程中，围岩应力急剧调整且出现主应力轴轮换现象，并获得了围岩出现局部剪切带及明显的分区破裂化的规律。3)对比有、无支护两种情况发现，支护能够有效阻止围岩内部拉应力的出现，改善围岩应力状态，遏制碎胀变形的发展，降低围岩破碎程度和提高承载结构性能，既能有效减小变形量，又有利于围岩的二次稳定。4)单一的U型钢支护，在高应力作用下(尤其是动压)易产生较大的变形和局部失稳，支护后期对围岩关键承载圈的贡献较小，如果围岩破坏后的残余强度较低，则会导致巷道围岩自承能力大大下降，巷道变形剧烈，使巷道处于不稳定(失稳) 状态。5)支护在围岩变形演化过程中的平衡作用。对比有、无支护两种情况发现，及时、有效的初始支护能有效调动围岩成拱，即使在后期较大的扰动应力下，仍然能使围岩保持良好的稳定性；而当已经承受荷载的支护结构失效时，会迅速导致巷道的整体失稳。6)支护需要有合适的柔性和刚度。一定的柔性能与围岩的变形相适应，释放部分高应力，有利于围岩支护结构的稳定；但如果刚度过小，则会使围岩过度变形、 破碎，使主承载结构性能大大降低，产生的巨大碎胀变形力也无疑增加了支护难度，既不利于支护结构也不利于承载结构的稳定。高应力碎裂围岩巷道支护必须选择合理的支护形式、时机，并选择与之相适应的支护刚度进行耦合支护。4.2.4 支护作用的数值模拟1)通过应变软化模型，分析研究了深部巷道围岩破裂过程中的应力演化规律。巷道围岩内受开挖的影响范围约为23倍的开挖直径，巷道掘进前、后，应力有一个缓慢升高(开挖前)和急剧降低(开挖后)的过程，伴随着应力大小的变化，应力方向也发生了明显转动，出现主应力轴轮换的情况，开挖过程中围岩内部应力的变化是围岩产生破坏的根本原因。2)通过不同残余强度的软化模型，分析比较了不同破坏程度围岩的承载结构特点。计算发现，及时有效地将围岩变形控制在“软化变形”阶段，使围岩残余强度不低于原来强度的50时，不仅可以有效地减小围岩变形量，而且支护体将承受较小的变形应力。因此，围岩“软化变形”阶段就是合理支护时段，在该段时间内进行支护，可以最小的支护成本取得最大的支护效果。3)通过软化后的强化模型，分析比较了不同支护对围岩变形、破坏的影响及作用。计算结果表明，通过对破坏后的岩体进行锚喷、注浆等措施，使破坏后的岩体残余强度提高到原来的3050时，能有效遏制碎胀变形的发展，减小围岩内部的变形量，并改善围岩内部应力状态。4.2.5 巷道稳定控制机理根据深部巷道围岩应力和位移演化规律可知：巷道支护的主要对象是松动圈形成发展过程中的碎胀变形压力。松动圈较小，围岩碎胀变形也较小，支护较容易； 松动圈较大时，由此而产生的碎胀变形量也较大，支护较困难。对于大松动圈巷道，围岩表现出软岩的工程特征，围岩松动圈碎胀变形量大，初期围岩收敛变形速度快，变形持续时间长，矿压显现较大，支护难度大。其变形破坏过程是一个多阶段、多水平的发展过程。巷道开挖后引起的围岩内部应力的影响范围则约为5 m，应力升高幅度达50以上；而变形则主要集中在2.5 m范围内，其变形量主要由围岩的破碎程度决定，少则几十毫米多则几米。1)针对深部巷道“初期来压大、变形速度快”的特点，采用高阻让压的支护措施。在巷道变形的急剧调整阶段，围岩破坏形式为环向断裂和横向劈裂缝，沿巷道周边形成厚度较小的间隔性破裂带或大的楔形块体。为了阻止围岩的持续剧烈变形，应采用大刚度高强预应力锚杆支护体系，在保证有效支护阻力的条件下高阻让压，一方面释放部分能量，另一方面阻止破裂带的扩展与张开，将破裂带隔开的环形承载圈重新连接成整体，充分发挥围岩自身的承载能力，使支护结构与岩体产生少量位移，同时在变形过程中保持整体稳定性。2)针对“后期围岩破碎后再破碎、变形量大”的特点，采用注浆加固、修复围岩。经过巷道围岩的急剧变形、破坏后，随着时间的推移或应力扰动，围岩环形承载圈内出现一定程度的破碎，与初始的环向破裂带一起组成了围岩破裂区(松动圈)，同时导致围岩应力降低。此时，通过注浆将破坏区的围岩胶结成整体，提高岩体黏聚力和内摩擦角，强化岩体的力学性能，加固原锚喷支护，可阻止围岩的进一步破碎，从而使其进入二次稳定状态。3)关键部位加强支护技术。在支护过程中既强调全断面支护的整体性，又对薄弱关键部位采取重点加强支护措施，从而防止巷道从某个薄弱部位首先破坏而导致全断面失稳，如对于底鼓严重的巷道，要对底角进行加强锚固和注浆加固，提高底板岩体的承载力，有效控制巷道的底鼓。综合以上原理，围岩控制可归纳为“应力状态恢复改善、围岩强度固结修复、联合整体抵抗”的过程控制机理。在通过数值模拟、室内物理模拟基础上，结合实践经验，提出了轨道下山设计采用高强锚杆+锚索+可缩U型钢(带底拱36U)的初次支护，锚注二次支护的技术方案，并辅以钻孔卸压，以达到一次成巷不再返修的目的。4.2.6 工程概况平煤股份四矿三水平巷道埋深为9001150 m，其中轨道下山位于胶带下山右侧中对中50m位置，下山开口方位为17.5度，施工全长约900m，按10度下山施工，下部接三水平井底车场。设计三水平轨道下山主要穿L，灰岩(厚3m)，L2灰岩顶部为厚1.5 m的砂质泥岩及厚 800 mm的灰岩，底板是300 mm煤线及厚1.4 m砂岩，顶板坚硬，底板相对软弱，巷道位置根据灰岩层位的变化而调整。4.2.7 主要支护参数a,高强锚杆支护巷道掘出后在临时支护的保护下及时进行混凝土初40 mm，然后进行高强锚杆支护，拱顶和帮部采用直径22 mm 2400 mm的锚杆，间排距为700 mm700 mm；树脂药卷锚固，锚固长度不小于1000 mm，锚固力大于150 kN；采用厚12 mm、 大小为200mm200 mm的托盘；网采用8冷拔铁丝，网格为40 mm40 mm，规格为800 mm1600 mm；钢筋梯采用直径l4 mm螺纹钢制作，长2500 mm。锚喷支护情况见图9. 图9 初次锚喷支护示意图b关键部位锚索加强支护在锚网支护的基础上，对巷道关键部位进行高强预应力锚索加强支护。顶部布置4根直径l7.8 mm6500 mm的锚索(见图1 )，间排距为1500 mm1400 mm， 布置于2排高强树脂锚杆之间，采用树脂端锚，锚固长度不小于1500 mm。c.U型钢支护为防止初次锚杆支护失效，设计带底拱36U型钢支架进行加强支护，排距为700 mm，架设在2排锚杆之间。支架后背钢筋网采用mm的圆钢焊接，网格为80mm 80mm，规格为500 mm500 mm，最后复喷60 mm厚混凝土，形成具有一定可缩性的高强初次支护结构。U型支护结构见图10。图10 U型钢支护结构图d.注浆加固初次支护完成以后，在巷道内设测站进行