郭家河煤矿2.4Mt-a新井设计- 浅析深部软岩巷道锚注支护技术研究

中国矿业大学2012届本科毕业设计一般部分中国矿业大学2012届本科毕业设计第页1绪论1.1问题的提出深部软岩巷道支护一直是国内外地下工程支护的难题之一，由于开采深度的增加，地层压力也逐渐增大，这类巷道的数量在不断地增加。如果采取不适当的维护措施，巷道围岩变形愈加剧烈，支护也会愈加困难，最终将导致巷道失稳破坏，破坏后的巷道围岩将更加破碎，再生裂隙更加发育，致使巷道掘进与支护也变得十分困难。我国煤矿的巷道总量有3000万米，深部软岩巷道长达180万米，是浩大的地下工程。目前的支护方式，巷道服务期间屡遭破坏，需多次翻修，每米巷道每年的修复费就需要2000元左右，因此，深部软岩巷道每年的翻修费用高达36亿元。“九五”期间，我国10个能源建设基地中有8个相继出现了软岩问题，每年约有6×105m的巷道在软弱围岩中开掘。随着今后开采深度的不断增大，常规支护方式难以维护巷道稳定，软岩问题将会更加突出，在相当程度上影响了煤矿的安全生产[1-1.2国内外研究历史及现状1.2.1国外研究现状总的来看，国外支护技术与我国支护技术相比并不先进。为适应不同围岩的需要，我国的支护技术类型更多，但国外支护设计、制造更规范，安装、检测设备也更先进，更可靠，但因国家不同其支护体系也有很大差异。美国、澳大利亚除早期在煤矿支护中应用过砌碹、锚喷、金属支架外，近几十年来一直以锚杆支架为主体。对于稳定、较稳定围岩重点采用普通锚杆支护；对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；对于极不稳定围岩终于采用组合锚杆桁架、锚索支护；对于一些特殊地点如随掘随冒、淋水大又破碎的地方采用金属支架。西欧如英、法、德等国直到80年代仍以金属支架为主，对不同围岩采用不同的金属支架。他们的金属支架是根据不同围岩进行设计，并有专门工厂统一加工。其加工质量好，性能可以机械化安装，效果好，但在80年代后期，他们开始引进美国澳大利亚的锚杆技术。目前，各类不同的锚杆、组合锚杆、锚杆桁架及锚索支护约占支护总量的90%，取得良好的经济效益和社会效益。俄罗斯、波兰等国至今仍以金属支架为主，对不同围岩采用不同的金属支架类型，对待深部高应力软岩也是采用翻修的方法处理，金属支架用量约占支护总量的70%左右，其他部分为锚喷、木支架。砌碹等。但我们认为随着俄罗斯、波兰改革的发展，锚杆支护技术也将走进俄罗斯、波兰的煤矿。1.2.2国内研究现状软岩巷道围岩的支护问题，过去被认为是世界煤矿巷道支护的难题，我国除煤炭行业多次组织专家攻关外，国家在“七·五”“八·五”重大科研攻关项目中，列入攻关课题。过去在处理这类深部软岩巷道支护时，大多采用料石砌碹、混凝土碹、钢筋混凝土碹，后来又采用矿用工字钢、槽钢、U型钢金属支架，当这些支架均不能保持巷道稳定时，人们又设计用料石圆碹，加木砖可收缩料石圆碹，壁后充填粉煤灰等让压料石圆碹。还采用各种联合支护，如锚、网、喷；锚、带、喷；锚、网、梁、喷；锚、网、架、喷；锚、网、喷、碹联合支护；碹、锚、网、喷支护等也不能完全解决深部软岩支护问题。在国家“六五”期间，建设北皂煤矿时采用锚网喷、锚网架喷，配合二次支护基本上解决了北皂煤矿极不稳定围岩巷道的支护问题。这里所指的二次支护是在第一次支护变形到适当时候，再用二次支护。目的是当围岩受压后，第一次支护不能抗拒，先让压，即先让压力释放，当释放到一定程度后根据观察结果，当避过压力峰值、变形速率减缓后进行二次支护。这种支护方法一般能使巷道保持稳定。北皂矿及其他一些矿应用这一技术均获得成功。这种方法使北皂矿顺利投产，并基本维持正常生产。在“七五”攻关期间，除继续改善上述支护体系处理软岩支护问题外，重点研究了用可伸缩锚杆、预应力高强度大弧板、U29型全封闭可伸缩金属支架来解决极不稳定围岩巷道的支护问题。可伸缩锚杆有三种类型，即蛇形锚杆、套管摩擦阻力可伸缩锚杆、锚杆托盘外设弹簧式锚杆。实践证明，这类锚杆由于其伸缩量难以与围岩变形相适应，很难使围岩保持稳定而未能获得推广。预应力高强度大弧板是引进的国外巷道支护技术，仅限于东北大桥煤矿、安徽淮南矿务局、广西右江矿务局等少数矿井进行工业性试验。试验表明，这种支护结构加工要求高，对矿井巷道而言运输安装困难，进度慢，成本高，一定被压坏，维修极为困难，因而也未获得推广。U29、工字钢等重型全封闭可伸缩金属支架，自80年代开始应用以来，至今仍然是许多矿在不稳定，极不稳定围岩巷道支护中首选的支护形式。以上支护结构在解决不稳定围岩巷道支护时，有的往往需要多次翻修才能使巷道保持稳定，有的虽然多次翻修也难使巷道保持稳定。在国家“八五”重大科技攻关中，提出两类支护体系，一是由中国矿业大学提出的利用可伸缩锚杆、U型钢金属支架，配合高水速凝材料注浆来解决极不稳定巷道的支护；一是由山东科技大学提出的在锚喷支护基础上，通过锚注加固围岩，提高再生围岩岩体弹性模量来使极不稳定围岩巷道保持稳定。实践证明，可伸缩锚杆、金属支架、高水速凝材料注浆加固法，由于成本高，工艺复杂，高水速凝材料生产厂家很少，质量不稳定而未能推广应用；锚注技术由于工艺简单、成本低，支护可靠性高而被广泛应用。它现在不仅用于岩巷、硐室，而且用于煤巷；不仅用于新掘巷道，而且广泛用于地下工程维修；不仅用于静压巷道，而且也用于动压巷道。它是目前处理极不稳定巷道支护优先选择的支护技术。在国家“七五”、“八五”期间，除上述支护形式外，组合锚杆、桁架锚杆、锚索等支护形式也逐渐引入我国，以解决不稳定、极不稳定巷道支护问题，并已为不少矿采用。从施工技术要求来看，桁架锚杆、锚索只要设计合理是可以解决极不稳定围岩巷道的支护问题的。但这时要求桁架锚杆、锚索有相当的长度和较大的预应力，这对施工及成本均有很多影响，广泛应用受到限制。虽然近十年来，中国矿业大学等院校的专家和现场工程技术人员对锚注的理论和技术推广做了很多工作，但总的来说，人们对软岩巷道的变形破坏机制、锚注支护机理仍缺乏系统、深入的认识，这在一定程度上限制了锚注支护理论和技术的发展以及进一步的推广应用。1.3软岩性质及其工程分类1.3.1软岩性质软岩亦称松软岩层，不仅是指围岩体松软，而且指围岩不稳定或极不稳定。软岩只是我国煤炭系统的习惯用语，而我国冶金系统一般称不良围岩，国外一般称不稳定、地不稳定围岩或困难岩层。为了统一对松软岩层的认识，1984年12月，我国煤炭部矿山压力情报中心站、《煤炭学报》编辑部、中国煤炭学会岩石力学专业委员联合发起的“煤矿矿山压力名词讨论会”。会议将松软岩层定义为“强度低、空隙率大、胶结程度差、受构造面切割及风化影响显著或含有大量易膨胀粘土矿物的松、散、软、弱岩层”。根据这一定义很难判别围岩的稳定性，更谈不上用量化指标来判断。因此对这一定义有待进一步研究。有许多专家学者对“软岩”定义提出自己的看法。本文引用王连国、李明远等人的定义，用模糊逻辑法，根据工程类比来定义软岩。即传统支护不能使巷道保持稳定的围岩为软岩。它具有以下属性：一般属性松软：一般指普世系数f<3的岩石，抗压强度1～5MPa松散破碎：胶结程度差，裂隙聚集、孔隙率>30%；遇水崩解、泥化：遇水几分钟或几小时内崩解泥化。特有属性强膨胀：蒙脱石含量，特别是纳蒙脱石含量>15%，自由膨胀率>30%；强流变：围岩点载荷强度R<1MPa，软弱致密极易流变；大位移：两帮水平位移>100mm，底臌量>200mm；大变形量：可能是膨胀，可能是位移，或两种因素的影响，水平变形量>200mm，垂直变形量>400mm；高地应力：可以是上覆岩层压力、构造应力、弹塑性岩体、弹塑性膨胀应力、含有膨胀性能粘土矿物、饱和吸水膨胀应力、破碎岩体自重应力、破碎岩体残余应力等综合作用。所谓高地应力，即当地应力高于围岩岩体单轴抗压强度时称高地应力，数学表达式为：式中——岩块抗地应力系数；——岩块单轴抗压强度，MPa；——地应力，MPa。<1为高地应力；<0.75为超高地应力；<0.5为极高地应力。上述软岩的一般属性和特有属性是判断软岩的依据。仅具有软岩一般属性的围岩将不是“软岩”，因为巷道围岩仅具有一般属性，采用传统支护即可使巷道保持稳定，几乎所有矿井都存在这样的实例，而围岩具有部分或全部特有属性则采用传统的支护不能是巷道保持稳定[4]。1.3.2软岩工程分类1、软岩矿井分类在煤矿开发之前，能够科学地判定是否属于软岩矿井，对于准确地实施合理设计极为重要。根据实践摸索和理论研究，提出根据软岩临界深度(Hcs)指标判别软岩矿井的方案。根据软化临界深度，将矿井分为三类，一般矿井、准软岩矿井和软岩矿井。各种矿井的力学工作状态是不同的，因而其设计对策也有所不同，如表1-1所示。一般矿井的巷道围岩是弹性工作状态，常规设计即可奏效。表1-1软岩矿井的界定及设计对策软岩分类分类指标工程力学状态支护设计一般矿井H<0.8Hcs弹性常规设计准软岩矿井0.8HcsH1.2Hcs局部塑性常规设计和返修1-2次；常规设计和局部塑性区加固处理。软岩矿井H>1.2Hcs塑性、流变性全断面实施软岩支护设计注：Hcs—软化临界深度，m；H—巷道所处的埋深，m。对于准软岩矿井，其工作状态是弹塑性(局部塑性)工作状态，其设计对策可采取两种：(1)仍采用常规设计，但要经过1-3次返修即可达到稳定；(2)在常规设计的基础上，对局部塑性区(两底角或底部处理)予以加固，即可一次成巷，不用返修。对于软岩矿井，常规设计绝不能奏效，返修多次也不会稳定，越返修，其稳定状态越不好，必须严格按照软岩工程力学的理论和支护对策进行设计，才能收到事半功倍的效果[5]。2、软岩及其工程分类虽然有关软岩的工程与研究已经进行了许多年，但迄今为止人们对软岩尚缺乏统一的认识，尚没有令所有岩土工作者都十分满意的具体定义。由于不同的行业对地下工程支护的要求不同，因而对软岩的认识也不尽相同。在煤炭系统，经过多年的研究与交流，于1984年12月在昆明召开的“煤矿矿压名词”讨论会上形成了统一的软岩定义，即“强度低、孔隙率大、胶结程度差、受构造面切割及风化影响显著或含有大量易膨胀粘土矿物的松、散、软、弱岩层”。为了软岩工程设计、施工和管理工作的需要，以及便于对软岩进行鉴别和评价，国内外学者对软岩的工程分级进行了大量的科学研究工作，并根据不同的要求，提出了多种软岩的判别指标及软岩巷道围岩稳定性分级方案。由于现有的分类方法较多，这里仅就几种比较典型的对煤炭系统影响较大的分类方法加以介绍。（1）按地层自重应力（）与岩块的单轴抗压强度（）之比，即巷道围岩稳定性系数（S）划分。这种分类方法的实质是按照下式的比值来确定围岩类别的；之中巷道围岩稳定性系数；上覆岩层的平均体积力,;巷道距地表的深度，m；围岩的单轴抗压强度，kPa。巷道围岩稳定性系数S反映了岩层的自然状态，是地质力学参数，概括了决定巷道稳定性的基本因素和软岩的本质特征。指标明确简便、易于应用，已成为某些矿区选择巷道支架形式的主要依据。（2）根据围岩松动圈的大小进行划分中国矿业大学董方庭教授等人，根据多年围岩松动实测的研究，把所有岩层分成六类。所谓的围岩松动圈是指巷道开掘、支护基本稳定后，用声波探测仪测定的围岩波速降低区范围的平均值。围岩松动圈的大小作为岩石分类的综合指标，是在实际工作中现场量测所获得的，综合反映了各种因素对围岩稳定性的影响，定量反映围岩支护的难易程度，因此，在我国煤炭系统有着较为广泛的应用。根据围岩松动圈的大小进行的围岩分类及相应的巷道支护形式选择见表1-2[6]。表1-2围岩分类及巷道支护形式表围岩分类围岩松动圈/cm分类名称锚喷支护方式备注=1\*ROMANI=2\*ROMANII=3\*ROMANIII=4\*ROMANIV=5\*ROMANV=6\*ROMANVI0～4040～100100～150150～200>200～300>300稳定围岩较稳定围岩一般稳定围岩软岩较软岩极软岩喷混凝土喷混凝土、短锚杆锚杆、喷混凝土密锚网、喷混凝土常规方法较难支护常规方法较难支护整体性好可不支护料石碹亦可支护刚性支护轻微破坏刚性支护破坏很大围岩变形有稳定期围岩变形无稳定期（3）按工程力学分类：何满潮教授在充分研究前人关于软岩概念的基础上根据各类软岩的泥质成分含量的差异及产生显著塑性变形的机理，将软岩分为四类，即膨胀性软岩、高应力软岩、节理化软岩和复合型软岩，见表1-3[6]。表1-3软岩分类软岩名称泥质成分含量塑性变形特点膨胀性软岩(低强度软岩)C>25%在工程力作用下，沿片架状硅酸盐粘土矿物产生滑移，遇水显著膨胀等。高应力软岩C<25MPa遇水发生少许膨胀，在高应力状态下，沿片架状粘土矿物发生滑移。节理化软岩C25MPa沿节理等结构面产生滑移、扩容等塑性变形。复合型软岩C25%具有上述某种组合的复合型机理。1.4软岩巷道支护理论在国内七十年代后期到八十年代，是围岩稳定理论空前发展时期。在此期间，奥地利学者米勒教授来华讲学，带来了“新奥法”思想。为了解决国内软岩问题日益突出的问题，国内工程技术人员逐渐将新奥法运用到煤矿软岩支护中，成为目前软岩支护的主要理论之一。基于新奥法理论，锚喷支护技术得到了大力推广应用，实践证明这种支护方法能够节省材料、施工方便、适用性强。但是，对于一些难支护的岩体，如:高应力软岩、破碎性岩体以及膨胀性岩体等，单纯的锚喷支护不能很好的解决问题。软岩工程本身属于应用科学，随着“七五”、“八五”、“九五”攻关的逐步深入，软岩巷道支护理论也在实践中逐步形成，并在实践中不断丰富与发展，形成了多种形式的支护理论。其中比较成熟的理论主要有:厚度、不同巷道位置等情况下的围岩破坏状况，得到深部骑跨采底板巷道围岩破坏的规律及计算方法，为巷道的支护提供一定的物理实验依据。1.悬吊理论悬吊理论认为：锚杆支护的作用就是将巷道顶板较弱岩层悬吊在上部稳定的岩层上,以增强较软弱岩层的稳定性。对于回采巷道经常遇到的层状岩体,当巷道开挖后,直接顶因弯曲、变形与老顶分离,如果锚杆及时将直接顶挤压并悬吊在老顶上,就能减少和限制直接顶的下沉和分离,以达到支护的目的。巷道浅部围岩松软破碎,或者巷道开挖后应力重新分布,顶板出现松动破裂区,这时锚杆的悬吊作用就是将这部分易冒落岩体悬吊在深部未松动的岩土上,这是悬吊理论的进一步发展[7]。2.组合梁理论组合梁理论认为:在层状岩体中开挖巷道,当顶板在一定范围内不存在坚硬稳定岩层时,锚杆的悬吊作用居于次要的地位。如果顶板岩层中存在若干分层,顶板锚杆的作用,一方面依靠锚杆的锚固力增加各岩层间的摩擦力,防止岩石沿层面滑动,避免各岩层出现高层现象；另一方面,锚杆杆体可增加岩层间的抗剪强度,阻止岩层间的水平错动,从而将巷道顶板锚固范围内的几个薄岩层锁成一个较厚的岩层(组合梁)这种组合厚岩层再上覆岩层载荷的作用下,其最大弯曲应变和应力都将大大减少。组合梁理论认为锚杆的作用是将顶板岩层锁紧成较厚岩层。在分析中,将锚杆作用与围岩的自稳作用分开,与实际情况有一定差距,并且随着围岩条件的变化,在顶板破碎、连续受到破坏时,组合梁也就不存在了。组合梁理论只适于层状顶板锚杆支护的设计,对于巷道的帮和底不适用[8]。3.组合拱理论组合拱理论认为：在拱形巷道围岩的破碎区中安装预应力锚杆时,在杆体两端将形成圆锥形分布的压应力,如果沿巷道周边布置锚杆群,只要锚杆间距足够小各个锚杆形成的压应力圆锥体将相互交错,就能在岩体中形成一个均匀的压应带,即承压拱,这个压缩拱可以承受其上部岩石形成的径向载荷。在承压拱内的岩石径向及切向均受力,处于三向压应力状态,其围岩强度得到提高,支撑能力也相应增大,因此锚杆支护的关键在于获取较大的承压拱和较高的强度,其厚度越大越有利于围岩的稳定和支撑能力的提高。组合拱理论在一定程度上揭示了锚杆支护的作用机理,但在分析过程中没有深入考虑围岩—支护的相互作用,只是将支护结构的最大支护力简单相加,从而得到复合结构总的最大支护阻力,缺乏对被加固体本身力学行为的进一步分析探讨,计算也与实际情况存在一定差距,一般不能作为准确的定量设计,但可作为锚杆加固设计和施工的参考。4.最大水平应力理论最大水平应力理论由澳大利亚学者W.Jgale提出[9]。该理论认为，矿井岩层的水平应力通常大于垂直应力,水平应力具有明显的方向性,最大水平应力一般为最小水平应力的1.5-2.5倍。巷道顶底板的稳定性主要受水平应力的影响,且有三个特点:（1）与最大水平应力平行的巷道受水平应力影响最小,顶底板稳定性最好；（2）与最大水平应力呈锐角相交的巷道,其顶底板变形破坏偏向某一帮；（3）与最大水平应力垂直的巷道,顶底板稳定性最差。在最大水平应力作用下,顶底板岩层易于发生剪切破坏,出现错动而膨胀造成围岩变形,锚杆的作用即是约束其沿轴向岩层膨胀和垂直与轴向的岩层剪切错动,因此必须要求锚杆具备强度大、刚度大、抗剪阻力大,才能起到约束围岩变形的作用。1.5课题的研究内容和路线1.5.1本文主要研究内容本文采用理论分析和数值模拟相结合的方法对深部软岩巷道锚注支护力学特征进行分析研究，主要有以下几个方面研究内容：（1）深部软岩巷道变形破坏机理研究（2）锚注支护结构弹塑性力学分析（3）深部软岩巷道的数值模拟计算1.5.2本文的主要研究思路（1）理论分析分析深部软岩巷道围岩变形特征、形态，研究围岩变形机制；针对锚注支护结构进行分析，计算出巷道开挖后围岩弹性区、塑性区、残余强度区的应力、位移及塑性区和残余强度区半径。对于锚注结构提出将锚注体分为锚注体弹性区、锚注体塑性区及锚注体残余强度区，并计算出各区应力、位移及半径。给出了定量的锚注支护结构设计方法和步骤。（2）数值模拟利用大型岩土分析软件Flac针对祁南矿34下水仓实际情况，对不同的支护结构效果进行对比分析，得出锚注支护结构的优越性。图1-3显示了本课题研究的技术流程图：理论研究数值模拟理论研究数值模拟深部软岩巷道变形破坏机理研究Flac模拟祁南煤矿34下水仓不同支护方式效果比较深部软岩巷道锚注支护结构弹塑性分析主要结论深部软岩巷道锚注支护结构力学特征研究图1-1技术流程图2深部软岩巷道变形破坏机理研究2.1深部软岩巷道变形破坏特征在深部地层中，围岩处于高地应力环境中，并且由于软岩的强度低，单轴饱和抗压强度在5Mpa~15Mpa之间，甚至更低。因此，在围岩变形破坏非常强烈，表现在：（1）围岩的自稳时间短、来压快所谓自稳时间，就是在没有支护的情况下，围岩从暴露到开始失稳的时间。软岩巷道的自稳时间仅为几十分钟到几个小时，巷道来压快，要立即支护或超前支护，方能保证围岩不致冒落。（2）围岩变形量大、速度快、持续时间长深部高应力软岩巷道的特点就是围岩变形速度快、变形量大、持续时间长。一般来说，巷道掘进的第1~2天，变形速度少的5~10mm/d,多的达50~100mm/d;变形持续时间一般25~60天，有的长达半年以上仍不稳定。巷道的围岩的变形量，在支护良好的情况下，在均匀变形量一般达到60~100mm以上，大的甚至300~500mm；如果支护不当，围岩变形量很大，300~1000mm以上的变形量司空见惯。（3）围岩受四周来压、底臌明显在较硬岩层中，围岩对支护的压力主要来自顶板，中硬岩曾围岩对支护的压力主要来自顶板和两帮，但在深部高应力软岩巷道中，则是四周来压、底臌明显。底臌明显是高应力软岩巷道的重要特征，如果巷道底臌或底臌不明显，围岩就不是软岩，高应力软岩巷道四周来压，如果不支护，将出现一个支护结构的薄弱带，巷道破坏首先就是从不设防的底臌开始，又因底鼓导致两帮移近和失脚，直到片帮冒顶，巷道全部破坏。（4）普通的刚性支护普遍破坏深部软岩巷道变形量大，持续时间长，普通刚性支护所承受的变形压力很大，施工后很快就发生破坏，必须再次或者多次翻修后巷道才能使用。这是刚性支护不适应软岩巷道变形破坏规律的必然结果。（5）围岩破坏范围大由于软岩巷道中围岩的强度与地应力的比值很小，因此，软岩巷道围岩的破坏范围大，特别是当支护不及时或不当时，围岩破坏区的范围可达2.5倍洞径，甚至更大。（6）各位置破坏不一在巷道周边不同部位，变形破坏程度不同，这反映了软岩巷道所处的地应力强度因方向而异和软岩具有强烈的各向异性。变形破坏在方向上的差异性往往导致支护结构受力不均，支护结构中产生巨大的弯矩，这对支护结构稳定是非常不利的。（7）来压快软岩巷道变形收敛速度高，在很短时间内，围岩即与支护结构接触，产生压力。围岩与支护结构相互作用后，围岩的变形破坏并不立即停止，而是继续下去，这是因为软岩具有流变性，在围岩流变过程中，围岩的强度降低，因此，地压随时间而逐步增长。（8）对应力扰动和环境变化非常敏感主要表现为巷道受临近开掘、水的侵蚀、爆破震动及采动影响时，都会引起巷道围岩变形破坏的急剧增长。2.2巷道围岩变形破坏形态：由于巷道变形破坏的原因各异，其变形形态也不一样，下面就引起变形机理来描述变形形态：（1）顶板下沉由于上腹岩层压力、巷道上方破碎掩体自重压力，或者其他地应力引起的垂直应力，其变形形态如图2-1所示。（2）底臌地板岩石较软，或遇水后岩石单轴抗压强度降低，在垂直压力作用下产生底臌，或者由于底板岩石含有膨胀性粘土矿物，遇水膨胀，也可能引起底臌，其变形形态如图2-2所示图2-1顶板下沉图2-1顶板下沉图2-2图2-2底臌图2-3顶底板移近（3）顶底板移近主要是由于垂直压力的作用，垂直压力可能是上覆岩层压力，松散岩块压力，构造应力及顶底板膨胀岩石变形区的支护变形。其变形形态如图2-3所示。（4）上帮或下帮变形当巷道两帮一帮岩石软（或破碎），一帮岩石较硬，当在垂直压力，或侧压力的作用下均可产生上帮或下帮变形。其变形形态如图2-4所示。图2-4图2-4上帮或下帮变形形态形（5）顶板下沉，两帮挤进这种情况，往往是在垂直压力作用下、两帮岩石较软（或破碎），而底板岩石又较坚硬时发生，其变形形态如图2-5所示（6）拱顶起尖，两帮挤进在侧压力的作用下，支护拱顶起尖，锚喷巷道则出现拱顶岩石被挤碎成尖，两帮挤进，侧压力主要来自构造应力。其变形形态如图2-6所示。图2-7顶底板移近，两帮挤进图2-6拱顶积尖，两帮挤进图2-7顶底板移近，两帮挤进图2-6拱顶积尖，两帮挤进图2-5顶板下沉（7）顶底板移近，两帮挤进当围岩较软，在垂直压力作用下，或在垂直、水平压力共同作用下，均可出现这类线性形态，其变形形态如图2-7所示。上述几种变形形态是比较典型的支护变形状态，还有一些由于围岩岩性不同，受水的影响不一，受力不均等因素，将会出现其他一些变形形态。2.3围岩变形破坏机理分析造成软岩巷道围岩变形破坏的影响因素是多方面的，既有客观因素，也有人为的，主要有以下几个方面：2.3.1客观因素1.岩性的影响岩性是影响围岩稳定性的最基本因素，是物质基础。由于矿物组成，岩石结构构造的不同，不同岩石的物理力学性质差别很大。依照岩石特性可将围岩分为塑性围岩和脆性围岩两大类。塑性围岩，主要包括各类粘土质岩石、破碎松散岩石以及某些易于吸水膨胀的岩石，通常具有风化速度快，力学强度低以及遇水易于软化，崩解等不良性质，因此对巷道围岩稳定性最为不利。脆性围岩主要包括各类坚硬岩体，由于岩石本身的强度远高于结构面的强度，故这类围岩的强度主要取决于岩体结构，岩性本身的影响不十分显著。而我国矿区主要分布于开采新生界第三纪褐煤和开采中生界上侏罗纪的褐煤矿区，煤层顶底板岩石都非常松软破碎，易风化，多属于塑性围岩，因此怕风，怕水，怕震。2.上覆岩层压力任何地下工程都将受到上覆岩层压力的影响，随着开采深度的增加，上覆岩层压力有增大的趋势。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，因此巷道支护体的破坏总是在强度最薄弱的地方开始(如直墙拱顶断面的直墙底角处，喷层最薄处等)。由于软岩本身的承载能力差，一旦巷道支护体破坏失效，巷道变形急剧加速，严重失修。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。及时修复巷道支护体，对锚喷巷道，锚喷层开裂后应及时修复.对于服务时间长的巷道尽量采用弧形断面全封闭支护。3.采动影响受采动影响的软岩巷道具有以下四个特点：（1）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，其至行人因难。（2）巷道破坏严重。当受采动压力影响时，巷道的破坏时全断面的，有时很难分清（3）破坏区域大。在工作面停采或初采一个月后，不仅上下顺槽被压坏，而且距工作面停采线或切眼百米外上山也受压破坏。（4）巷道破坏区域相对位于工作面下部。由于软岩在宏观上具有一定的流体特性，相对于土作面下部的巷道受采动压力的影响更严重，巷道破坏区域总体偏下。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，应尽量采用挂网锚喷支护形式，而钢棚支护，料石谴支护或混凝土灌注支护，靠断层侧宜采用弧形断面。5.地下水的影响围岩岩体中地下水的赋存、活动状况，既影响围岩的应力状态，又影响围岩的强度。结构面中的空隙水压力的增大能减小结构面上的有效正应力，因而降低岩体沿结构面的抗滑强度:地下水对含有蒙脱石、伊力石、高岭石等粘土矿物成分的膨胀岩层产生软化，泥化作用，使之产生显著的体积膨胀、崩解和溶解等。当在含水岩层中开挖巷道时，围岩稳定首先受到地下水的影响，作为一种动水压力作用使支护(如喷层等)难度增大。而一旦支护体形成，增加了支护体变形和破坏的可能性。另一方面，地下水的泄出，增加了其与其它泥质岩体的接触机会，使泥质软岩中有膨胀潜能的矿物急剧膨胀，最终会造成巷道变形不能满足使用要求。特别是巷道两帮在受到地下水的作用后，支护会慢慢失效，巷道两帮发生近似整体向内平移的变形，巷道两帮的移近量大于顶板下沉量。6.冲击地压的影响由于地震、地层活动、岩爆、煤爆等均可能形成冲击地压，受冲击地压影响的巷道将会出现严重变形或破坏。2.3.2主观因素在巷道的支护中，主观失误也是造成深部高应力软岩巷道变形破坏的主要因素。1.施工质量因素（1）爆破掘进中的错误操作由于管理上的愿因及操作素质问题，“多打眼少装药原则”没有得到规范实施，并且由于缺少准确试验数据，以致措施中的爆破图表难以在现场实施，结果巷道围岩破坏，围岩自身的承载力大大降低;同时巷道形成凸凹不平，使巷道支护力远低于设计值，在这种情况下，巷道凸起的地方就会首先破坏。（2）工序的错误先打锚杆挂网，后喷浆，再注浆是普遍做法，施工方便，然而这种做法极不合理。第一是围岩风化破碎，使围岩自身的承载力降低;第二是打锚杆时，围岩容易片落，使托盘、网不贴岩面，托盘对围岩没有紧固力，使锚杆初期支护作用大打折扣，围岩初期变形加大，锚喷支护体系有效支护期缩短;第三是软岩极易风化，如果喷浆时间太晚，外层围岩已经破碎剥落，围岩破坏向里层层传递，最终使锚杆随岩体一起移动，失去锚固作用。（3）假帮(顶)后空洞假帮(顶)后留下的空洞给围岩的破坏提供了空间，无支护的围岩向该空间不断移动，最终使空洞附近的锚杆失效，导致巷道破坏。（4）喷层厚度不均局部的喷层太薄，支护必然最脆弱，最先遭到破坏，导致支护系统的最终失效，从而使巷道失修。（5）巷道成形不好巷道成形不好，或平顶或某一部分凸出，这时平顶的中部或凸起的部位成为受力状态最差点而首先发生破坏。（6）锚杆角度偏小锚杆打的角度太小，造成锚杆有效锚固长度减小;同时如果锚杆角度太小，则上托盘时锚杆产生剪力，如果锚固力越大，则剪力越大，最终锚杆被剪断，从而使巷道破坏失修。（7）偷工减料，不按要求施工主要表现在两个方面:一是锚杆间距过大，喷层厚度不足，造成支护能力达不到设计要求;二是以次充好，或减少水泥配比，或配料搅拌不均匀，使喷层的刚度和柔韧度受到不同程度的减弱，不但使支护体不能承受设计要求的荷载，而且也不能承受设计要求的变形量，致使巷道过早的遭到破坏。2.支护设计不合理（1）巷道支护形式单一不根据围岩地质条件、巷道服务时间、巷道用途来选择支护形式，如祁南煤矿初期施工的巷道，绝大部分采用U型钢支护形式，结果造成煤矿未投入生产，多数巷道就严重失修，造成巷修力量及巷修资金投入过大的被动局面，严重延迟了煤矿的投入运营时间。（2）巷道断面形式单一巷道断面过多的采用直墙半圆拱，而没有根据具体的地质情况，采用多种形式。一般来讲，直墙半圆拱型巷道的破坏会首先从支护薄弱的底角处开始，使反底拱和两帮过早破坏。（3）轻视底板支护由于底板无支护，使压力沿板底释放，底臌严重并使两帮底角向内空收敛，造成两帮的破坏失修。（4）支护构件设计不合理以锚、喷、带联合支护中的钢带为例，通常的设计往往起到反作用。当巷道拱顶处采用钢带，拱顶下沉时，如果两锚杆间距缩小，钢带不是受拉力，而是受压弯曲，并将外围喷层破坏;当巷道平顶采用钢带，拱顶下沉时，钢带受到张拉，但两条钢带在锚杆连接处对锚杆产生剪切力，将连接锚杆剪断，造成此处支护体的破坏。3.爆破震动爆破产生的冲击波对围岩支护体产生震动冲击作用，当巷道支护体承载力接近临界值时，如果经多次震动冲击，就会使本来显得较为脆弱的支护体迅速破坏。2.4本章小结本章通过对软岩巷道变形破坏特征及破坏形态的研究得出影响软岩巷道变形破坏的因素为①客观因素：岩性的影响、上覆岩层压力的影响、采动影响、断层构造的影响、地下水的影响、冲击地压的影响；②主观因素：施工质量因素、支护设计不合理、爆破震动影响。虽然客观条件不可以改变，但只要通过科学的施工设计、严格的施工管理就可以延长巷道使用寿命，避免多次返修对围岩的破坏作用，保持巷道支护的稳定性。3锚注支护结构弹塑性分析3.1分析计算模型由试验可得到岩体的全应力曲线，如图3-1所示，曲线的峰值强度前的弹塑性区、峰值后的应变软化区和残余强度区分别与巷道周围的弹性区、塑性区、破碎区相对应。为了不使所建立的模型和求解过程过于繁杂，采用若干简化是必要的，当然这些简化必须反映力学过程的本质和主流，这些简化是:（1）峰值强度前的变形为线弹性变形；（2）在岩体破坏前，不发生体积应变，但在峰值后出现塑性剪胀扩容和应变软化现象，在应变软化区和残余变形区的塑性扩容系数是一致的；（3）曲线简化为弹性变性区、应变软化区和残余变形区。通过这些简化，建立线性弱化理想残余塑性模型，如图3-2所示3-1岩石全应力应变曲线3-2线性弱化理想弹塑性模型3-1岩石全应力应变曲线3-2线性弱化理想弹塑性模型在各个变形区内，原岩体和锚注体的本构关系和屈服准则如下：1．原岩体在弹性阶段，岩体的变形服从胡克定律，屈服时满足莫尔—库伦准则，即(3-1)式中——原岩体的单轴抗压强度，C、——原岩体的粘聚力及内摩擦角。在应变软化阶段，假设围岩中的内摩擦角不变，则岩体强度随变形降低，主要取决于粘聚力C的变化结果，其软化条件为(3-2)式中取决于塑性变形时，由围岩中的粘聚力变化而引起的强度变化，按线性软化假定有(3-3)式中——软化应力应变曲线斜率，即软化模量，——初始屈服时的最大主应变，即弹、塑性交界面上的最大主应变。在残余变形阶段，假设围岩中的内摩擦角不变，残余变形时其加载条件即使残余屈服条件，仍满足莫尔——库伦准则，则(3-4)式中——岩体的残余强度，、——岩体在残余变形阶段的粘聚力合内摩擦角。2．锚注体3-3锚注体力学分析模型锚注时机选在巷道围岩局部进入塑性段与残余强度段临界时,浆液凝固后随着岩体强度、弹性模量的提高，锚注体进入弹性状态，随着原围岩的进一步变形，使锚注体靠近巷道部分进入塑性状态，随着变形的不断增大锚注体塑性区逐渐向围岩方向深入，使锚注体靠近巷道部分进入残余强度区，从而在锚注体内部形成残余强度区、塑性区和弹性区。如图3-3所示。3-3锚注体力学分析模型锚注体材料的变形力学特点与岩体类似，也分为弹性区、塑性区和残余强度区如图3-3所示。因此对锚注体应力—应变曲线的简化也采用以上岩体简化的方法进行,如图3-2所示。锚注区弹性阶段，岩体的变形服从胡克定律，而锚注体的粘聚力和内摩擦角分别为、。在应变软化阶段，假设围岩的内摩擦角不变，则岩体强度随变形而降低，主要取决于粘聚力的变化，软化应力应变曲线斜率为其软化条件如（3-2）式，残余变形阶段，假设围岩内摩擦角不变而粘聚力为，残余变形时其加载条件即是残余屈服条件，仍满足摩尔-库伦定律。3．原岩体和锚注体的体积变形为了考虑锚注体的剪胀扩容性，在应变软化区采用以下非关联流动法则：(3-5)式中——塑性扩容系数，它和锚注体的组成，测压系数等有关。，——分别为和方向的塑性主应变分量。4．计算模型巷道计算模型如图3-4所示：图中：——原岩体塑性半径——原岩体破碎区半径——锚注体塑性区半径——锚注体破碎区半径——普通锚网喷支护提供的支护力——巷道半径——原岩地图3-4巷道计算模型3.2锚注支护结构弹塑性力学分析3.2.1基本假设：（1）无限长圆形巷道处于原岩应力为的均匀应力场中，测压系数，为轴对称问题。则：，，（3-6），相应的平衡方程为：（3-7）物理方程为：（3-8）式中σ、ε——任一点的应力和应变；r、θ——任一点的极坐标；U——径向位移；（2）围岩为各向同性、均匀的连续介质，变形在小变形范围内。（3）平面应变假设。（4）不考虑时间因素影响，锚注后注浆与围岩一起变形至最终状态。（5）假设普通锚网喷支护是在开挖后接着进行,因此考虑这段时间提供支护力Pl,锚杆的初支护力为P2,二者可视为Po=Pl+P2均布在巷道周围。此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,计算锚注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3-5所示的破碎区、塑性区和峰前弹性区。普通锚杆提供支护力Pl,锚杆的初支护力为P2,二者可视为Po=Pl+P2均布在巷道周围。（6）锚注支护后原岩的塑性半径R、残余变形区半径保持不变。（7）锚注区弹性区不发生体积应变，应变软化区和残余变形区发生塑性剪胀扩容和应变软化现象，且二者的塑性扩容系数一致均为。图3-5锚注支护前巷道围岩分区图3.2.2锚注支护前围岩弹性区、塑性区、破碎区分布锚注支护前巷道围岩变形区域如图（3-5）所示。图中a为巷道半径，R为塑性区半径，为破碎区半径。图中，塑性区对应的应变软化区，破碎区对应残余变形区。弹性区的应力和位移联立方程（3-6）、（3-7）、（3-8）式可得：（3-9）当r=R时，应力满足处于库伦强度准则极限状态：，且有。解得：（3-10）结合边界条件：得出A和B，得到弹性区的应力为：（3-11）式中，——原岩应力R——巷道围岩塑性半径、——径向应力、切向应力，上标e代表弹性区，下同；弹性区的位移为：（3-12）式中G——原岩的剪切弹性模量；C、——原岩的粘聚力和内摩擦角。由（3-12）式可得，（3-13）在弹塑性边界处，r=R时有：，，（3-14）应变软化区的应力和位移应变软化区应变由弹性应变、塑性应变组成，可表示为：（3-15）由几何方程，、非关联流动法则（3-5）式和上式可得下列非齐次线性方程：（3-16）将，代入方程，即：式中——原岩体的塑性扩容系数。解方程得：（3-17）系数由弹塑性交界处的位移连续条件决定，当r=R时，（3-14）式与（3-17）式相等，即：所以，塑性区的位移为：，（3-18）代入（3-3）式可得：（3-19）将（3-19）式代入到（3-2）式可得：（3-20）将（3-20）式代入平衡方程（3-7）式，经运算得：解该微分方程得：（3-21）当r=R，，将（3.11）式代入上式可得：（3-22）将（3-22）式代入到（3-21）式，得到塑性区的径向应力：（3-23）将（3-23）式代入到（3-20）式中得塑性区的切向应力：（3-24）残余变形区的应力和位移设残余变形区的塑性扩容系数与应变软化区相同，均为，则根据轴对称几何方程和体积变形公式可知其表达式与塑性区相同，即有：（3-25）式中，——系数，由塑性区和残余变形区的位移连续条件决定。设残余变形区与应变软化区半径之比为t,则当时，由（3-18）式和（3-25）式得：即：所以：将代入（3-26）式中，可得破碎区位移公式：（3-26）在巷道周边，r=a,时，有（3-27）将残余阶段的和的关系式（3-4）代入平衡方程（37）式中，得：（3-28）结合边界条件则：所以，残余变形区的应力为：（3-29）（3-30）应变软化区和残余变形区的半径在应变软化区和残余变形区交界处，围岩的粘聚力相等，即时，，则：所以：（3-31）另外，当r=tR时，径向方向应力没有突变，即，由（3-23）、（3-29）式可得：（3-32）式中：将（3-31）式代入（3-32）式即可求得塑性区半径R和残余变形区半径。3.2.3锚注体弹性区、塑性区和残余变形区分布设锚注区在残余应力区，该区由于注浆后材料性质的改变，锚注体的、值增加，锚注后围岩浆体在锚杆和浆液作用下，粘结体的强度明显增大，认为锚注凝固初期为弹性状态，随着围岩变形增大，锚注体在围岩压力作用下，逐步产生变形，首先在注浆体内边缘产生塑性变形，随着时间推移，塑性区逐步扩大，直到锚注区全部变为塑性为止。锚注体弹性区的应力和位移弹性区应力的推导由原岩弹性区推导公式（3-9）得：（3-33）结合边界条件可得：（3-34）式中：将上式代入（3-33）式中得：（3-35）由物理方程可得：（3-36）对于平面应变问题，将将代替，以代替则有：根据基本假设，锚注体弹性区的体积不发生变化，则，则：（3-37）式中则锚注体弹性区的位移为：（3-38）在锚注体弹塑性交界处，，则：，，（3-39）锚注体应变软化区的应力和位移位移推导如原岩体应变软化区相同，得：（3-40）结合边界条件，在弹塑性交界处位移连续，即时，（3-39）式和（3-40）式相等，即：所以，应变软化区的位移为：（3-41）（3-42）应力推导如（3-19）—（3-21）式，得：（3-43）（3-44）当时，，由（3-35）式和（3-44）式得：（3-45）将（3-43）式代入到（3-45）式得锚注体应变软化区径向应力：（3-46）将（3-44）式代入（3-42）式得到塑性区的切向应力（3-47）锚注体残余变形区的应力和位移由假设条件知残余变形区的塑性扩容系数与应变软化区相同，均为，则如原岩体公式推导（3-25）式得：（3-48）同样设残余变形区与应变软化区半径之比为，则。当时，由（3-40）式和（3-48）式得：所以将代入（3-48）得锚注体破碎区位移公式：（3-49）由残余阶段屈服方程和平衡方程得：结合边界条件，当时，，则：所以，锚注体残余变形区的应力为：（3-50）（3-51）锚注体应变软化区和残余变形区的半径推导同原岩体推导一致，由（3-31）式得：（3-52）在锚注体弹塑性交界处，即时，应力间满足摩尔库伦准则：将（3-35）式代入上式得：（3-53）式中：所以：（3-54）式中T定义为锚注区应力结构的状态参数（简称为锚注状态参数）。由上式可求得锚注体塑性极限半径，结合（3-52）式可求得锚注体残余变形区半径。3.3软岩巷道锚注支护参数分析3.3.1锚注支护前围岩应力区的应力、位移、范围与初支护力的关系软岩巷道在开挖后，一般首先进行一次支护即锚网喷支护，在围岩压力的作用下，围岩产生三个区域：弹性区、塑性区和残余强度区，各区域的应力、位移及范围与初支护力的关系如下：（1）由公式（3-11）、（3-23）、（3-24）得弹性区和应力软化区的应力和初支护力无关，由（3-29）、（3-30）式得破碎区应力随初支护力的增大而增大。（2）根据公式（3-14）、（3-18）、（3-26）得弹性区、塑性区、破碎区的位移与初支护力无关，与塑性区半径R有关，R越大，位移也越大。（3）根据（3-29）式得残余变形区半径与应变软化区半径R之比t与剪切模量G、塑性软化系数、原岩应力、内摩擦角、粘聚力C和破碎区粘聚力有关，而与开挖后一次锚网喷支护初始支护力无关，半因此，增加巷道一次支护的初始支护力的大小对围岩在围岩压力作用下形成的残余强度区径与应变软化区半径R的比值没有影响。（4）根据（3-30）式知塑性区半径不仅取决于围岩的固有力学性质还与巷道一次支护的初始支护力有关，二者关系如下图3-6所示规律：即随着初支护力的增加，塑性区的半径会明显减小。但当增加到一定的值后，则会对塑性区的的减小的影响越来越小。其间存在一个合理的初支护力，此合理初支护力对应着图3-6中曲线由陡变缓的交界点处，即图中A点。同理，围岩破碎区半径也有相应的规律。图3-6塑性半径R与初始支护力3.3.2.锚注体应力范围与锚注参数的关系。定义锚注区半径与锚注体塑性半径比值的平方T为锚注区应力结构的状态参数，根据以上分析可得各锚注参数对T的影响。（1）根据（3-53）式可知一次锚网喷支护初始支护力对T没有影响，即增加一次锚网喷支护初始支护力不会改变锚注区应力结构。（2）在锚注体内摩擦角一定的情况下，锚注区应力结构T与锚注体粘聚力成线性关系，且随着锚注体粘聚力的增大而增大。即在锚注区半径一定的情况下，随着锚注体粘聚力的增大锚注体塑性半径减小，锚注体弹性区扩大，巷道的稳定性增强。（3）在只考虑锚注体内摩擦角而不考虑其他参数对T的影响的情况下，由（3-54）式对求偏导可得：（3-55）当时，函数T为增函数，故T随着锚注体内摩擦角的增大而增大，即在锚注区半径一定的情况下，随着锚注体内摩擦角的增大锚注体塑性半径减小，锚注体弹性区扩大，巷道的稳定性增强。当时，函数T为减函数，故T随着锚注体内摩擦角的增大而减小，即在锚注区半径一定的情况下，随着锚注体内摩擦角的增大锚注体塑性半径增大，锚注体弹性区减小，巷道的稳定性减弱。当时，锚注体内摩擦角的改变对T没有影响，即锚注体塑性半径不随改变而改变。也就是实际工程中得到的内摩擦角的变化对锚注区变形力学性质影响较小的结论。3.3.3锚注体的变形状态根据以上分析可知，巷道锚注支护体的变形行为在两种变形极限状态之间变化，一种为最安全状态，即锚注支护体全部处于弹性状态，此时支护结构最为安全，但从受力方面考虑这种状态没有充分发挥材料的力学性能，造成材料的浪费和工程造价的提高；另一种状态为锚注支护体整体处于塑性状态，此时为锚注支护结构的稳定临界状态，从受力角度讲此状态充分发挥了材料的力学性能，也是最经济的状态；再者为界于以上两种状态之间的锚注体一部分处于弹性，一部分处于塑性的状态。以下分别对三种状态的情况加以分析：（1）锚注体整体处于弹性状态，此时锚注体塑性半径等于巷道半径a,锚注区半径与锚注体塑性半径比值的平方为定值，如果不考虑锚注支护引起的锚注支护体内摩擦角的变化，则可得维持巷道整体处于弹性状态所需要的锚注支护体粘聚力的计算公式：（3-56）（2）锚注体整体处于塑性状态，此时锚注体的塑性半径等于锚注区半径，，如果不考虑锚注支护引起的锚注支护体内摩擦角的变化，则可得维持巷道整体处于塑性状态所需要的锚注支护体粘聚力的计算公式：（3-57）（3）锚注体一部分处于弹性状态，一部分处于塑性状态，此时锚注体的塑性半径介于a与之间，则T为一个在[1，]区间变化的值，如果不考虑锚注支护引起的锚注支护体内摩擦角的变化，则可得维持巷道处于该种状态所需要的锚注支护体粘聚力的计算公式为：（3-58）3.4锚注支护结构设计方法和步骤锚注支护结构的设计是巷道支护中的重要的组成部分，设计的好与坏直接关系到施工和巷道的安全，根据本文以上研究，提出锚注支护的设计步骤如下：（1）根据实际的围岩特性确定合理的初支护力实际巷道的支护设计中，首先实测巷道所处位置的岩体力学参数，把相应的力学参数代入式(3-32)得到原围岩的塑性区半径R与初支护力之间的变化关系式，作出原围岩的塑性区半径R与初支护力的变化关系曲线，即R-曲线，由变化关系曲线遵守3.3.1节中的原则来确定合理的初支护力。（2）锚注范围的确定用以上方法确定的合理的初支护力或设计的初锚锚杆的初支护力或者实际测得的锚杆的初支护力，以及实际工程的岩石力学参数，如:弹性模量E、柏松比μ、内摩擦角和围岩压力塑性扩容系数、粘聚力C等，带入式(3-32)可以得到锚注前原围岩的塑性区半径R，根据式(3-26)求得的t可以计算得到锚注前原围岩的残余强度区半径，根据以上所述，即为锚注区的半径。（3）根据巷道的围岩条件及所处的应力环境，选择锚注体的状态参数T首先根据巷道围岩条件和所处的应力环境即依据实测的围岩的力学参数和巷道的埋深，判断围岩的性质和应力条件，依此选择锚注支护体所处的变形状态，一般判断原则是对于围岩条件较好、埋深较小的巷道选择锚注支护体处于第二、第三状态;围岩条件较差、埋深较浅的巷道选择锚注支护体处于第一、第二状态。依据以上锚注体所处的状态选择锚注体的状态参数T。（4）根据锚注体的状态参数确定锚注支护体粘聚力根据所确定的锚注体的状态参数，利用3.3.3中分析方法，得到锚注体粘聚力即：（5）锚注巷道稳定性控制的检测与调整在锚注巷道安置变形观测装置，检测巷道的变形，根据变形情况和信息反馈及时调整锚注支护的相关参数，控制锚注效果。根据计算的模型中的相关尺寸参数，利用前面提出的理论分析公式对计算模型中的各区域进行应力、变形分析，为锚注支护工程的设计和实践提供依据。3.6本章小结本章通过建立锚注支护结构模型并进行弹塑性分析得出以下结论：1．采用弹塑性力学理论，计算出了原围岩各分区的应力、位移、分区范围（半径）的表达式，并在此基础上提出了将锚注支护后的锚注体结构分为锚注体弹性区、塑性区、残余强度区的模型，根据弹塑性理论，计算出了锚注体结构各分区的应力、位移、分区范围的表达式，为研究分析锚注支护的定量控制设计提供了依据。2．根据对原围岩应力区及锚注体应力区力学分析关系式的研究得到如下规律性的结论：（1）处支护力的大小对原围岩和锚注体的变形变形态分区结构比t和没有影响，围岩的变形分区比例完全取决于围岩和锚注体本身的力学性质和固有的变形特点。（2）原围岩的残余强度区为锚注体结构的范围，该分区半径与巷道开挖后一次支护的初支护力有关，即随着初支护力的增加，残余强度区的半径会明显减小。但当增加到一定的值后，则对该区半径减小的影响越来越小。其间存在一个合理的初支护力，图3-6中曲线由陡变缓的交界点处A点对应的初支护力既是最合理的初支护力。（3）定义锚注区半径与锚注体塑性半径比值的平方为锚注区应力结构的状态参数，并讨论了内摩擦角对T的影响，同时得到了随着T的变化，锚注体处于不同的三种状态：当时，，此时锚注体处于完全弹性状态；当时，T=1，此时锚注体处于完全塑性状态；当时，锚注体一部分处于弹性状态，一部分处于塑性状态。根据锚注体所处的状态计算出了不同状态所对应的锚注支护体粘聚力的值，如（3-56）、（3-57）、（3-58）所示。3．根据锚注体结构弹塑性力学分析，提出了定量的锚注体结构设计方法和步骤：（1）根据实际的围岩特性确定合理的初支护力实际巷道的支护设计中，首先实测巷道所处位置的岩体力学参数，把相应的力学参数代入式(3-32)得到原围岩的塑性区半径R与初支护力之间的变化关系式，作出原围岩的塑性区半径R与初支护力的变化关系曲线，即R-曲线，由变化关系曲线遵守3.3.1节中的原则来确定合理的初支护力。（2）锚注范围的确定用以上方法确定的合理的初支护力或设计的初锚锚杆的初支护力或者实际测得的锚杆的初支护力，以及实际工程的岩石力学参数，如:弹性模量E、柏松比μ、内摩擦角和围岩压力塑性扩容系数、粘聚力C等，带入式(3-32)可以得到锚注前原围岩的塑性区半径R，根据式(3-26)求得的t可以计算得到锚注前原围岩的残余强度区半径，根据以上所述，即为锚注区的半径。（3）根据巷道的围岩条件及所处应力环境，选择锚注体的状态参数T首先根据巷道围岩条件和所处的应力环境即依据实测的围岩的力学参数和巷道的埋深，判断围岩的性质和应力条件，依此选择锚注支护体所处的变形状态，一般判断原则是对于围岩条件较好、埋深较小的巷道选择锚注支护体处于第二、第三状态;围岩条件较差、埋深较浅的巷道选择锚注支护体处于第一、第二状态。依据以上锚注体所处的状态选择锚注体的状态参数T。（4）根据锚注体的状态参数确定锚注支护体粘聚力根据所确定的锚注体的状态参数，利用3.3.3中分析方法，得到锚注体粘聚力即：（5）锚注巷道稳定性控制的检测与调整在锚注巷道安置变形观测装置，检测巷道的变形，根据变形情况和信息反馈及时调整锚注支护的相关参数，控制锚注效果。4主要结论本文在深部软岩巷道锚注支护研究现状基础上，对深部软岩巷道围岩变形机理进行研究得出以下结论：1、在对深部高应力软岩巷道变形破坏特征认识的基础上，从①顶板下沉;②底朦;③顶底板移近;④上下帮变形;⑤顶板下沉，两帮挤进;⑥拱顶起尖、两帮挤进;⑦顶底板移近、两帮挤进等七个方面入手，给出了围岩变形破坏形态，归纳出岩性、上覆岩层压力、采动压力、断层构造、地下水、冲击地压、施工质量、支护设计爆破震动等是影响巷道变形破坏的主要因素。2、采用弹塑性力学理论，计算出了原围岩各分区的应力、位移、分区范围（半径）的表达式，并在此基础上提出了将锚注支护后的锚注体结构分为锚注体弹性区、塑性区、残余强度区的模型，根据弹塑性理论，计算出了锚注体结构各分区的应力、位移、分区范围的表达式，为研究分析锚注支护的定量控制设计提供了依据。3、根据对原围岩应力区及锚注体应力区力学分析关系式的研究得到如下规律性的结论：（1）处支护力的大小对原围岩和锚注体的变形变形态分区结构比t和没有影响，围岩的变形分区比例完全取决于围岩和锚注体本身的力学性质和固有的变形特点。（2）原围岩的残余强度区为锚注体结构的范围，该分区半径与巷道开挖后一次支护的初支护力有关，即随着初支护力的增加，残余强度区的半径会明显减小。但当增加到一定的值后，则对该区半径减小的影响越来越小。其间存在一个合理的初支护力，图3-6中曲线由陡变缓的交界点处A点对应的初支护力既是最合理的初支护力。（3）定义锚注区半径与锚注体塑性半径比值的平方为锚注区应力结构的状态参数，并讨论了内摩擦角对T的影响，同时得到了随着T的变化，锚注体处于不同的三种状态：当时，，此时锚注体处于完全弹性状态；当时，T=1，此时锚注体处于完全塑性状态；当时，锚注体一部分处于弹性状态，一部分处于塑性状态。根据锚注体所处的状态计算出了不同状态所对应的锚注支护体粘聚力的值，如（3-55）、（3-56）、（3-57）所示。4、根据锚注体结构弹塑性力学分析，提出了定量的锚注体结构设计方法和步骤：（1）根据实际的围岩特性确定合理的初支护力实际巷道的支护设计中，首先实测巷道所处位置的岩体力学参数，把相应的力学参数代入式(3-32)得到原围岩的塑性区半径R与初支护力之间的变化关系式，作出原围岩的塑性区半径R与初支护力的变化关系曲线，即R-曲线，由变化关系曲线遵守3.3.1节中的原则来确定合理的初支护力。（2）锚注范围的确定用以上方法确定的合理的初支护力或设计的初锚锚杆的初支护力或者实际测得的锚杆的初支护力，以及实际工程的岩石力学参数，如:弹性模量E、柏松比μ、内摩擦角和围岩压力塑性扩容系数、粘聚力C等，带入式(3-32)可以得到锚注前原围岩的塑性区半径R，根据式(3-26)求得的t可以计算得到锚注前原围岩的残余强度区半径，根据以上所述，即为锚注区的半径。（3）根据巷道的围岩条件及所处应力环境，选择锚注体的状态参数T首先根据巷道围岩条件和所处的应力环境即依据实测的围岩的力学参数和巷道的埋深，判断围岩的性质和应力条件，依此选择锚注支护体所处的变形状态，一般判断原则是对于围岩条件较好、埋深较小的巷道选择锚注支护体处于第二、第三状态;围岩条件较差、埋深较浅的巷道选择锚注支护体处于第一、第二状态。依据以上锚注体所处的状态选择锚注体的状态参数T。（4）根据锚注体的状态参数确定锚注支护体粘聚力根据所确定的锚注体的状态参数，利用3.3.3中分析方法，得到锚注体粘聚力即：（5）锚注巷道稳定性控制的检测与调整在锚注巷道安置变形观测装置，检测巷道的变形，根据变形情况和信息反馈及时调整锚注支护的相关参数，控制锚注效果。5、锚喷索支护在一定程度上可以控制软岩巷道顶板和两帮的变形，但巷道底臌现象仍然很明显。与锚喷索支护相比，顶、底、帮部位移均得到了有效地控制，顶板、底板、帮部位移较锚喷索时位移分别减小了74.3%、71.6%、75%。由于锚注支护既注浆加固了围岩，又给锚杆提供了可靠的着力基础，使围岩承载能力得到显著提高，所以围岩应力分布范围明显缩小，应力集中系数大幅度提高，巷道变形量明显降低，塑性区明显减少，是一种非常好的主动支护形式，可以较好的解决深部软岩巷道的支护问题。参考文献[1]SunJun,WangSijing.RockmechanicsandrockengineeringinChina:developmentsandcurrentstate-of-the-art[J]Tnt.J.RockMech.Min.Sci.,2000(37):447-465[2]孙钧.迎接新世纪的岩石力学若干进展.第五届全国岩石力学与工程大会论文集[C].上海:中国科学技术出版社,1998:1-10[3]周宏伟,谢和平,左建平.深部高底应力下岩石力学行为研究进展[J].力学进展.2005,35（1）:91-99[4]李明远,王连国,易恭献等,软岩巷道理论与实践[M].煤炭工业出版社,2001[5]何满潮,皱正盛,皱友锋.软岩巷道工程概论[M].中国矿业大学出版社,1993,10[6]董方庭．巷道围岩松动圈支护理论[J]．煤炭学报,1994[7]李占金，徐东强．软岩巷道支护理论的研究和发展[A].河北理工学院资源与环境工程系,2003[8]陈庆敏、金太,等:锚杆支护的刚性梁理论及应用[J].矿山压力及顶板管理,2000(12):5[9]WangZhiyin,LiuHuaiheng.Backanalysisofmeasuredrheologicdisplacementofundergroundopenings[A].In:Proc.6thconf.OnNumMeth.W.Jgale.[C]Austria:[s.n.]1988:2291-2297.[10]侯朝炯,郭励生,勾攀峰.煤巷锚杆支护[M].中国矿业大学出版社,1999,1～31.[11]袁淑军.锚网索喷支护在2＃薄煤层斜巷揭煤中的应用[J].岩石力学与工程报,2004,23(12):1986-1991[12]葛家良.巷道锚注加固技术及其效果的研究[J].化工矿物与加工,1997,2,(26):13-1[13]翟所业,贺宪国.巷道围岩塑性区的德鲁克-普拉格准则解[J],底下空间与工程学报,2005,1(2):223-226[14]刘长武,锚注加固对岩体完整性影响[J].中国矿业大学学报.1999,3,(28):221-224[15]张农.巷道围岩强度弱化规律及其应用[J].中国矿业大学学报,1999,2,(28):133-135[16]胡玉银.大埋深软岩巷道围岩变形破坏力学机制分析[J].水文底质工程底质,1994(6):4-6[17]刘长武.软岩巷道锚注加固的力学原理与应用[J].工程力学,2000,5,(17):137-138[18]王连国.高应力软岩巷道锚注支护研究[J].矿山压力与顶板管理,2000,2:19-20[19]朱衍利,松散围岩巷道锚注加固技术[J].煤,2000,3,(9):24-27[20]胡计平.锚注加固技术在软岩巷道中的应用[J].河北煤炭,2001,3:23-24[21]江相义,软岩巷道支护问题探讨[J],江苏煤炭,2001,1:24-25[22]王连国等。锚注支护技术推广应用中存在的问题及对策[J].城市与矿山地下工程.2000.5(4):75-81[23]王连国等.祁南煤矿巷道支护改革[J].建井技术。1999.20(6):25-28.[24]王连国等.高应力软岩巷道锚注支护研究[J].矿山压力与顶板管理.2000.(2):19-20[25]刘福胜.基于非线性分析的锚注支护机理研究[博士论文].青岛.山东科技大学.2006[26]黄升宏.深部软岩巷道锚注支护技术.能源技术与管理.[B].2009.(3):31-36[27]侯朝炯,贺永年,何亚男.中国煤矿软岩巷道支护理论与实践[M].徐州.中国矿业大学出版社，1996,166-168[28]杨新安.软岩巷道锚注支护机理与技术研究[D].徐州：中国矿业大学，1995[29]陆士良等.巷道锚注支护机理的研究[J].中国矿业大学学报，1996(2):38-42[30]江相义.软岩巷道支护问题探讨[J].江苏煤炭,2001,(1):24-25[31]李明远.锚注工程质量控制机可靠性分析[J].山东科技大学学报,2002,(21):84-87[32]SakuraiS,TakeuchiK.BackanalysisofmeasureddisplacementofRoadway[J].RockMeclRockEngng.,1983,16(3):173-180[33]WangZhiyin,LiuHuaiheng.Backanalysisofmeasuredrheologicdisplacementofundergroundopenings[A].In:Proc.6thconf.OnNumMeth.InGeo.[C]Austria:[s.n.]1988:2291-2297[34]WangZhiyin,LiYunpeng.Backanalysisofviscoparametersandstratastressitundergroundopenings[A].In:Proc.Int.Symp.OnUndergroundEng[C].NewDelhi:[s.n.],1988:181-186[35]苗河根,不良岩层巷道支护技术研究[J].矿山压力与顶板管理，2001,3:31-33[36]李传淮.锚注法修复高应力软岩巷道[J].煤矿开采,2001增刊,17:62-64[37]王以功.锚注支护机理及参数优化研究[J],地质与勘探,2002,3,(38):84-86[38]张农.软岩巷道的喷锚注支护技术[J].矿山压力与顶板管理,1997,3,(4):125-127[39]徐芝纶.弹性力学.北京:高等教育出版社（第4版,2006,12）[40]刘波,韩彦辉.FLAC原理、实例与应用指南.北京.人民交通出版社.2005[41]蒋金泉,韩继胜,石永奎.巷道围岩结构稳定性与控制设计.北京:煤炭工业出版社,1999,1[42]签名高,石平五.矿山压力与岩层控制.徐州.中国矿业大学出版社.2003.(8):218-266.[43]LocknerD,MooreD,RechesZ.Microcrackinteractionleadingtoshearfracture.In:33rdUSRockmechanicssymposium,1992,p.807–16[44]BauerER,DolinarDR.Skinfailureofroofandribandsupporttechniquesinundergroundcoalmines.In:Newtechnologyforcoalmineroofsupport.NIOSHInformationCircular2000;p.99–109[45]ChenJ,MishraM,ZahlE,DunfordJ,ThompsonR.Longwallmining-inducedabutmentloadsandtheirimpactsonpillarandentrystability.In:21stInternationalconferenceongroundcontrolinmining,Morgantown,翻译部分英文原文PracticalNeuralNetworkApplicationsintheMiningIndustryL.Miller-Tait,R.PakalnisDepartmentofMiningandMineralProcessEngineering,UniversityofBritishColumbia,Vancouver,B.C.,CanadaABSTRACTTheminingindustryreliesheavilyuponempiricalanalysisfordesignandprediction.Neuralnetworksarecomputerprogramsthatuseparallelprocessing,similartothehumanbrain,toanalyzedatafortrendsandcorrelation.Twopracticalneuralnetworkapplicationsintheminingindustrywouldberockburstpredictionandstopedilutionestimates.Thispapersummarizesneuralnetworkdataanalysisresultsfora1995Goldcorp/Canmetstudyonrockburstinganda1986UBC/CanmetstudyonopenstopedilutionattheRuttanMine.INTRODUCTIONManyaspectsofminedesignarebaseduponempiricaldata.NeuralNetworksanalyzedataandpredictionsbasedonpreviousresults.Neuralnetworkshaveadvantagesoverconventionalempiricaldesignapproaches.Theseadvantagesinclude:Neuralnetworkscaneasilyusemultipleinputstoanalyzedata.Byusingmultiplehiddenlayersandnodesneuralnetworksinvestigatethecombinedinfluenceofinputs.Neuralnetworkscanbeeasilyretrainedasnewdatabecomesavailablemakingthemamoredynamicandflexibleempiricalestimationapproach.Neuralnetworksoftwareisinexpensiveandeasytouse.Neuralnetworkshavedemonstratedamoreaccurateempiricalestimateoverconventionalmethods.Theadvantagesofusingneuralnetworksareillustratedinarockburstpredictionexampleandanopenstopedilutionexample.ROCKBURSTPREDICTIONThefirstexampleofapotentialsituationwhereneuralnetworkscouldbeusefulinthemining