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基于蝶形破坏理论的深部巷道围岩控制技术研究

王卫军, 范磊, 马谕杰, 袁超

王卫军,范 磊,马谕杰,等. 基于蝶形破坏理论的深部巷道围岩控制技术研究[J]. 煤炭科学技术,2023,51(1):157−167. DOI: 10.13199/j.cnki.cst.2022-1780
引用本文: 王卫军,范 磊,马谕杰,等. 基于蝶形破坏理论的深部巷道围岩控制技术研究[J]. 煤炭科学技术,2023,51(1):157−167. DOI: 10.13199/j.cnki.cst.2022-1780
WANG Weijun,FAN Lei,MA Yujie,et al. Research on surrounding rock control technology of deep roadway based on butterfly failure theory[J]. Coal Science and Technology,2023,51(1):157−167. DOI: 10.13199/j.cnki.cst.2022-1780
Citation: WANG Weijun,FAN Lei,MA Yujie,et al. Research on surrounding rock control technology of deep roadway based on butterfly failure theory[J]. Coal Science and Technology,2023,51(1):157−167. DOI: 10.13199/j.cnki.cst.2022-1780

基于蝶形破坏理论的深部巷道围岩控制技术研究

基金项目: 

国家自然科学基金资助项目(52074115);湖南省自然科学基金青年基金资助项目(2021JJ40211);湖南省自然科学基金资助项目(2020JJ4305)

详细信息
    作者简介:

    王卫军: (1965—),男,湖南涟源人,教授,博士生导师,博士。E-mail:wjwang@hnust.edu.cn

    通讯作者:

    范磊: (1995—),男,安徽芜湖人,博士研究生。E-mail:fanlei@mail.hnust.edu.cn

  • 中图分类号: TD353

Research on surrounding rock control technology of deep roadway based on butterfly failure theory

Funds: 

National Natural Science Foundation of China (52074115); Natural Science Foundation of Hunan Province (2021JJ40211); Natural Science Foundation of Hunan Province (2020JJ4305)

  • 摘要:

    现阶段巷道围岩控制仍是煤炭资源深部开采的重大难题之一,而围岩塑性的形成与发展是导致巷道大变形和破坏的主要原因。通过数值模拟研究了巷道塑性区形成与发展规律以及对巷道稳定性的影响,结合理论分析和室内试验研究了锚杆支护的作用机理并阐述了支护与围岩变形的内在关系,基于蝶形破坏理论探讨了深部巷道围岩的控制原理,提出深部巷道围岩控制技术并在工程中予以应用。结果显示:①锚杆支护能够有效减少围岩变形,但是无法控制巷道不发生变形,即在现有的支护水平下巷道存在着部分无法控制的围岩变形,即“给定变形”,且“给定变形”随巷道埋深的增加不断增大。②锚杆支护对于巷道围岩剪胀、滑移等非连续性变形的控制效果明显,而对于完整岩体的连续性变形的影响十分有限。因此,锚杆支护主要是通过控制巷道塑性区内岩体的非连续性变形进而控制巷道的总变形。③巷道总变形主要包括“给定变形”和“支护残余变形”2个部分。巷道围岩控制的主要途径就是减少“支护残余变形”。④锚杆支护的作用机理要求锚杆的锚固基础必须始终位于完整岩体中,因此巷道开挖后的塑性区形态以及塑性区在服务期内的发展规律对于锚杆支护方式的设计至关重要。巷道塑性区形态及其力学响应的差异性决定了巷道支护方式必须差异化设计。

    Abstract:

    At present, roadway surrounding rock control is still one of the major problems in deep mining of coal resources. The formation and development of the plastic zone of the surrounding rock is the main cause of large deformation and failure of roadway. In this paper, the formation and development of plastic zone and its influence on the stability of roadway are studied by numerical simulation. Through theoretical analysis and laboratory experiments, the mechanism of bolt support is studied and the internal relationship between support and surrounding rock deformation is expounded. Based on butterfly failure theory, the control principle of surrounding rock in deep roadway is discussed, and the control technology of surrounding rock in deep roadway is put forward and applied in engineering. The results show that: ① Bolt support can effectively reduce the deformation of surrounding rock, but cannot control the deformation of roadway. Under the existing support level, there is some uncontrollable deformation of surrounding rock in roadway, namely ‘given deformation’. And the ‘given deformation’ increases with the increase of roadway buried depth. ② The control effect of bolt support for roadway surrounding rock dilatancy, slip and other non-continuous deformation is obvious, but for the continuous deformation of intact rock is very limited. Therefore, bolt support mainly controls the total deformation of roadway by controlling the discontinuous deformation of rock mass in plastic zone of roadway. ③ The total deformation of roadway mainly includes ‘given deformation’ and ‘residual deformation after supporting’. The main way of roadway surrounding rock control is to reduce ‘ residual deformation after supporting’. ④ The mechanism of bolt support requires that the anchor foundation must always be located in the complete rock mass. Therefore, the shape of plastic zone after roadway excavation and the development law of plastic zone in the service period are very important for the design of bolt support. The difference of roadway plastic zone shape and its mechanical response determines that the roadway support must be designed differently.

  • 2021年全国原煤产量达41.3亿t,创历史新高,煤炭消费量占能源消费总量56%,预计到2025年煤炭仍占我国能源消费比重50%左右,煤炭作为我国主体能源,仍将是我国国民经济发展的重要支撑[]。随着采矿活动不断向地层深部发展,面临难题之一就是深部巷道围岩大变形的控制问题。多年来,为解决这一世纪难题,专家学者从基础理论、工程技术、支护方法和材料等方面进行了卓有成效的研究,提出了专门针对深部巷道的围岩控制新理论和新技术。

    康红普等[]揭示了高地应力与强采动应力叠加作用下巷道围岩大变形机理,并针对深井、软岩、强采动巷道提出支护−改性−卸压支护技术。孙晓明等[-]从巷道围岩能量转化的角度,研究了回采巷道大变形规律,提出采用恒阻大变形支护体系的巷道防冲释能耦合支护技术。马念杰等[-]建立了巷道围岩塑性区形态界定标准和判定准则,分析了巷道蝶形破坏的重要特征,并将蝶形破坏理论在巷道围岩控制和冲击地压防治等领域予以应用。王琦等[]和李术才等[]针对处于深部、断层构造破碎带等条件下的难支护巷道, 提出了U型约束混凝土 (UCC) 拱架新型支护技术等。王国法等[]针对长工作面围岩控制难题,提出了“单架控制→组控制→群控制”三级协同控制策略,并通过现场试验取得了较好的效果。潘一山等[-]研发了系列防冲支架,通过防冲支架吸能构件的快速让位吸能作用减小冲击动能对巷道围岩的作用,有效控制了冲击地压巷道的冲击破坏。龙景奎等[-]研究了锚杆结构、强度、刚度、预紧力、锚固时机和围岩变形等协同作用,发现协同锚固系统的总体功能要大于各子系统的功能总和,提出合理利用锚杆的“协同增强效应”能够极大提高深部巷道围岩控制效果。

    近些年,专家学者通过研究对巷道的应力环境、围岩力学特性和稳定性控制原理有了更深入的认识,围岩控制状况有了进一步改善。然而,纵观全国矿山开采现状,深部巷道围岩的稳定性控制效果远没有达到预期,扩巷翻新,破坏再扩,如此循环仍然是大部分深部巷道围岩控制的常态。巷道维护成本高,顶板事故仍时有发生。现场发现,同一条巷道,相同的围岩条件,相同的支护参数,有的区段维护效果较好,有的区段则产生大变形。因此,巷道变形破坏的根本原因是在于岩体所处的应力环境,巷道不同区段的应力环境不同,围岩的塑性区形态与范围也不一样,而塑性区的形态、范围决定了巷道破坏的模式和程度,因此,导致同一条巷道不同区段围岩的稳定状况差别很大。拟从巷道围岩塑性区的形成、发展以及对巷道稳定性的影响,探讨巷道围岩控制原理,尤其是对深部巷道围岩控制具有一定的理论意义与实用价值。

    工程实践证明,锚杆支护对于控制巷道围岩变形是科学有效的,我国80%以上煤矿均采用了锚杆支护技术,巷道变形破坏难题在一定程度上得到缓解。但在现有的支护技术水平下,锚杆支护无法保证巷道围岩不发生变形。尤其是在深部巷道,围岩处于高地应力的环境下,巷道大变形失稳现象仍时有发生,锚杆支护效果的发挥和提高均受到极大限制。所以,在现有的支护水平下,锚杆的支护效果存在着极限值,巷道始终存在一部分无法控制的围岩变形,即“给定变形”[]

    目前,现有的锚杆支护强度主要集中在0.2~0.5 MPa,最高不会超过1.0 MPa。为了便于后续研究,笔者将1.0 MPa的支护强度称为我国目前支护水平下的极限支护强度。基于Kastner公式,支护状态下巷道围岩弹性区和塑性区(假定塑性区内体积不变)位移计算公式如下:

    u=sinφ2GR(P0+ccotφ)R2s (1)
    Rs=R[(P0+ccotφ)(1sinφ)q+ccotφ]1sinφ2sinφ (2)

    式中:u为巷道围岩位移;R为圆形巷道半径;G为巷道围岩剪切模量;P0为原岩应力;q为支护阻力; cφ分别为围岩黏聚力和内摩擦角;Rs为塑性区半径。

    联合式(1)、式(2),通过MATLAB可以获得锚杆支护强度对巷道围岩变形的影响。取R=2 m,c=0.6 MPa,φ=45°,当原岩应力P0分别为15、20、25、30、35和40 MPa时,不同支护阻力对巷道围岩变形的影响,如图1所示。

    图 1 不同应力环境下支护强度与围岩变形量关系
    图  1  不同应力环境下支护强度与围岩变形量关系
    Figure  1.  Relationship between supporting force and surrounding rock deformation under different stress environments

    结果显示,在同一应力环境下,巷道围岩变形量随支护强度的增加而逐渐减小,但减小的速度不断降低。此外,在不同应力环境下,随着支护强度的增加,巷道总是存在着一部分变形量始终无法控制,这一部分变形量就是该巷道在每种特定环境下的“给定变形量”。

    当巷道所处的原岩应力为20 MPa,支护强度为0(不支护)时,围岩变形量为219 mm,当支护强度增加到1.0 MPa时,围岩变形量减少至120 mm。因此,将219 mm的围岩变形量称为该巷道在20 MPa原岩应力环境下的 “给定变形”。同理,可以计算出该巷道在不同应力环境下的“给定变形量”,并绘制成图2。结果显示,巷道“给定变形”随着原岩应力的增加而逐渐增大。

    图 2 不同应力环境下巷道给定变形量
    图  2  不同应力环境下巷道给定变形量
    Figure  2.  Given deformation of roadway under different stress environment

    图3是该巷道在30 MPa原岩应力环境下,不同锚杆支护强度与围岩变形的关系曲线。当采用1.0 MPa的支护强度进行充分支护时,巷道变形量为190 mm,因此可得到,该巷道在30 MPa的应力环境下给定变形量为190 mm。在支护方案A中,锚杆支护强度为0.2 MPa,由于没有达到现有最高的支护水平,称方案A的支护形式为非充分支护,此时巷道总变形量为260 mm。巷道总变形量与给定变形量之差为70 mm,因该部分变形量是由于我们采取的支护方式没有达到现有支护的最高水平而产生的,因此将该部分变形量称为“支护残余变形”。同理,在支护方案B中,锚杆支护强度为0.8 MPa,此时的支护形式也属于非充分支护,巷道总变形量为203 mm,该方案下巷道的给定变形仍为190 mm,但此时的“支护残余变形”为203 mm−190 mm=13 mm。因此,可以将巷道的总变形分为2个部分,一部分是由巷道所处应力环境和围岩性质共同决定的“给定变形”,另一部分是采用支护措施后,支护水平与现有支护最高水平存在差距而形成的“支护残余变形”。通常,很难使巷道“给定变形量”发生改变,但可以通过改变支护方案,增加支护强度,提高支护效果,减少“支护残余变形”,从而达到降低巷道总变形量的效果。

    图 3 原岩应力为30 MPa下巷道围岩变形分析
    图  3  原岩应力为30 MPa下巷道围岩变形分析
    Figure  3.  Analysis of surrounding rock deformation of roadway under original rock stress of 30 MPa

    利用自研三轴模拟试验台对锚固岩体的力学特性展开了一系列研究。试验对象为规格400 mm×400 mm×400 mm的完整试件和预裂试件若干,通过对试件施加不同数量的锚杆,探究锚杆的作用机理,并获得了以下成果[-]

    1)通过施加一定数量锚杆后,无论是完整试件还是预裂试件,其峰值强度均得到有效提高。其中,预裂试件峰值强度的提高较完整,试件更为明显。

    2)对完整试件施加锚杆后进行轴向加载,试件应变在加载后的短时间内迅速增加,试件发生持续变形。但是,锚杆应变在轴向加载前期增长极为缓慢,锚杆几乎没有发生变形,而是在经过一段时间后,其应变才开始缓慢增加。即锚杆在完整岩体变形初期发挥的作用极小,待岩体几近破坏时,锚杆才逐渐开始发挥作用。

    这是因为,岩体破坏前所允许的弹性变形量通常较小,而锚杆是金属材质,与脆性岩体相比,锚杆所能允许的变形就大得多。且在锚杆屈服破坏前,锚杆支护强度随其变形量呈线性增长,即锚杆变形量越大,支护强度越大,支护作用也越强。于是便出现了完整岩体发生弹性小变形后即将破坏时,锚杆才刚开始发挥作用的现象。然而,与完整岩体不同,预裂岩体在轴向加载开始后,岩体应力应变曲线便因所施加锚杆数量不同而逐渐区分开,这说明,预裂岩体的变形比完整岩体在弹性阶段的变形要大得多,锚杆在预裂岩体变形的全过程中均发挥着较好作用。

    综上所述,锚杆的支护的作用机理主要包含2个内容:①锚杆的施加提高了锚固岩体的力学强度,增强了岩体的承载能力;②锚杆主要是通过控制岩体峰后剪胀、滑移和裂隙发育等非连续性变形来控制岩体的总体变形,而对于岩体峰前连续性变形的控制效果较小。

    研究表明[-],巷道围岩变形与塑性区的发育程度密切相关。过去的研究认为巷道塑性区总是呈现圆形或椭圆形分布,然而该研究成果只适用于处于或近似处于静水压力下的巷道;随着巷道埋深的增加,在采动和构造应力等的影响下,巷道处于双向极不等压应力的情况时常出现。此时,巷道塑性区的分布并不总是呈圆形或椭圆形。因此,进一步完善巷道塑性区理论对于解决深部巷道的支护难题十分必要。

    从力学本质上看,巷道围岩的变形问题实际上就是围岩的弹塑性解问题。基于摩尔−库伦破坏准则,可得到双向极不等压圆形巷道塑性区边界的隐性方程[]

    A1(ar)8+A2(ar)6+A3(ar)4+A4(ar)2+A5=0 (3)

    其中:

    A1 = 9(1λ)2
    A2 = 12(1λ)2 + 6(1λ)2cos2θ
    A3 = 2(1λ)2[cos22θ(5+2sin2φ)sin22θ]+4(1λ2)cos2θ+(1+λ)2
    A4 =4(1λ)2cos4θ2(1λ2)cos2θ(1+2sin2φ)4C(1λ)sin2φcos2θp3
    A5 = (1λ)2sin2φ(1+λ+2Ccosφp3sinφ)2

    其中:p1p3分别为巷道水平主应力和与巷道垂直主应力;侧压系数λ=p1/p1p3p3a为巷道半径;rθ分别为极坐标系下任一点到坐标原点的距离和夹角。通过MATLAB绘制出巷道在不同侧压系数下的塑性区边界,如图4所示。

    图 4 不同侧压系数下的塑性区边界
    图  4  不同侧压系数下的塑性区边界
    Figure  4.  Plastic zone boundary under different lateral pressure coefficients

    图4结果显示,当λ=1时,巷道塑性区形态为圆形,当λ=1.5时塑性区形态为椭圆形,当λ=2.2或2.5时,塑性区形态发生了较大的变化,尤其是在巷道的肩角及底角处,塑性区产生了较大程度的扩展,呈现出“蝶形”形态。

    图5是巷道塑性区最大半径与区域应力场的变化关系。当塑性区为蝶形时,塑性区最大半径随着主应力的增加呈指数趋势快速增长。而当巷道塑性区为圆形或椭圆形时,塑性区最大半径随着水平应力的增长呈线性缓慢增长,塑性区扩展缓慢。

    图 5 不同形态塑性区随区域应力场变化关系
    图  5  不同形态塑性区随区域应力场变化关系
    Figure  5.  Relationship between plastic zone of different morphology and regional stress field

    上述研究发现,巷道围岩塑性区主要分为圆形,椭圆形和蝶形3种。其中,圆形和椭圆形塑性区为塑性区的稳定形态,该类塑性区对应力的变化不敏感,在应力增加时,塑性区扩展仍较为缓慢。而蝶形塑性区为塑性区的非稳定形态,该类塑性区对应力极其敏感,随应力的增长塑性区半径扩展迅速,且极容易发生塑性区范围的突变。因而,当巷道处于双向极不等压状态环境,且出现了非稳定形态的蝶形塑性区时,巷道极易发生大变形和失稳。

    因巷道支护后的总变形量是由“给定变形量”与“支护残余变形量”2个部分组成。随着巷道埋深的增加,围岩“给定变形量”也在不断增长,很多深部巷道其本身的“给定变形量”就比较大。此外,虽然巷道所采用的支护方式没有失效,但因支护强度不够,导致巷道“支护残余变形量”也比较大。最终,巷道支护后的总变形量超出了所允许的范围,不能够满足实际的生产需求。

    针对该类型巷道,首先要根据企业实际生产现状,尽可能改进支护方式,加大支护强度,提高支护效果。此时,如果巷道总变形量仍无法满足要求,可以考虑采用“预留变形”技术[],适当扩大巷道设计断面,为“巷道给定变形”预留空间。

    锚杆支护失效原因主要有:①锚杆锚固基础位于不稳定的塑性岩体内,锚杆随塑性岩体整体外移,无法为破碎岩体提供有效的支护强度。②锚杆所受拉应力或剪应力超过了材料极限,锚杆破断而失效。通常,井下所使用的锚杆,其材料性能一般都较为充足,调查显示,很多锚杆所承受的应力仅为其屈服值的20%~30%。实际上,锚杆失效的主要原因仍为锚固基础的破坏和失稳。而锚杆锚固基础破坏失稳导致巷道支护失效的情况又可分为2种:

    1)支护施工时就忽略了巷道塑性区的形态和范围。令巷道最大和最小主应力之和为40 MPa不变,其他参数均保持一致,仅改变最大和最小主应力的数值,使两者之比分别1.0、1.5、2.0和2.5等4种状态(即巷道侧压系数不同),通过数值模拟获得不同状态下围岩的塑性区形态和范围,如图6所示。

    图 6 不同侧压系数下巷道塑性区分布
    图  6  不同侧压系数下巷道塑性区分布
    Figure  6.  Distribution of plastic zone of roadway under different lateral pressure coefficients

    结果显示,在保证巷道最大和最小主应力之和均相等的情况下,仅改变两者的比值,巷道塑性区形态和范围的差异仍十分明显。此外,当巷道出现的塑性区为圆形或椭圆形时,塑性区的范围并不大,而当塑性区形态为蝶形时,塑性区范围明显增加。因此,如果巷道在开挖后塑性区的形态是圆形或椭圆形,此时,塑性区范围极其有限,而当巷道塑性区出现了蝶形形态,通常巷道所处的应力环境较为不利,塑性区的范围一般较大。

    因此,由于圆形或椭圆形塑性区的范围通常较小,采用全断面均匀支护技术,常规的支护参数也基本上可以满足实际需要,如图7所示。但是,如果巷道是蝶形塑性区,其范围比圆形和椭圆形塑性区的范围要大得多,如果仍以圆形塑性区时的支护参数进行设计,通常会使蝶叶内的锚杆失效,如图8所示。

    图 7 圆形或椭圆形塑性区形态下巷道支护有效
    图  7  圆形或椭圆形塑性区形态下巷道支护有效
    Figure  7.  Effective roadway support in round or oval plastic zone
    图 8 蝶形塑性区状态下巷道支护部分失效
    图  8  蝶形塑性区状态下巷道支护部分失效
    Figure  8.  Partial failure of roadway support in butterfly plastic zone

    2)支护施工时满足要求,但忽略了塑性区的扩展。圆形或椭圆形塑性区受外力的影响较小,塑性区不扩展或控制极其缓慢。而蝶形塑性区易受外力影响,扩展速度快。为与后文进行区分,笔者将这种因受采动、构造等外力影响下的塑性区扩展称为塑性区“自然扩展”。与稳定形态的塑性区不同,非稳定形态的蝶形塑性区,其蝶叶内的塑性区岩体具有极强的剪胀作用,剪胀岩石一方面向弹性区内扩展,形成范围更广、半径更大的塑性区,另一方面向巷道内部自由面挤压,引起巷道产生大变形,如图9所示。蝶形塑性区的恶性扩展,使原本锚杆锚固端所处稳定围岩破碎失稳,从而导致支护失效。

    图 9 蝶形塑性区蝶叶力学分析示意
    图  9  蝶形塑性区蝶叶力学分析示意
    Figure  9.  Mechanical analysis of rock mass in butterfly leaf

    研究发现,“预留变形”在一定程度上不仅能将“给定变形”所带来负面影响抵消,使巷道生产空间得到保障,同时将巷道产生的变形予以保留,有利于巷道岩体的稳定。图10是巷道围岩变形的力学模型,可以发现,巷道发生变形一方面是将围岩体内的能量进行释放,另一方面,如果将发生变形挤入巷道空间的围岩体看做一个整体,该部分岩体对于巷道岩体起到了支撑作用,这里称之为 “残余支护结构”。“残余支护结构”与锚杆等人工支护结构的作用类似,都是给巷道岩体一定大小的支撑力,限制围岩向巷道空间挤压。因此,如果此时巷道所发生的变形量影响了实际生产巷道,需要进行扩帮拉底,将挤入巷道的“残余支护结构”铲除,巷道岩体便失去了“残余支护结构”的支撑作用。如果此时人工支护所能提供的支撑力达不到巷道的平衡点,则巷道仍会继续发生变形,继续释放能量,再次形成“残余支护结构”来补充支撑力,直到“残余支护结构”和人工支护结构所提供的总支撑力达到巷道变形的平衡点。

    图 10 变形后岩体的“残余支撑”作用
    图  10  变形后岩体的“残余支撑”作用
    Figure  10.  “Residual support” effect of deformed rock mass

    但是,岩石具有碎胀性质,岩体的破坏需要一定的空间支持。扩帮拉底将巷道外围破碎岩体进行移除,为巷道岩体的变形和破坏提供了空间,如果扩帮拉底后围岩得到的人工支撑力不够,巷道围岩体便会再次变形和破坏,通过“残余支护结构”来补充支撑力。巷道围岩体的总量是一定的,不停地扩帮拉底,将巷道外围破碎岩体不断移除,就会给巷道完整岩体的破碎持续提供空间,使围岩塑性区的范围不断扩展。因此,频繁的扩帮拉底,不仅会增加巷道支护成本,还会使巷道塑性区进一步扩展,不断增加支护难度。

    因“给定变形”的存在,巷道围岩控制理念需要由“变形控制”向“稳定控制”转变。即允许巷道在安全生产所允许的范围内发生一定程度的变形,只要保证巷道的结构稳定即可。 但是,随着巷道埋深的增加,围岩应力不断升高,“给定变形”的大小也在不断增长。尤其是在深软岩巷,巷道的给定变形大,有些巷道初始设计断面就不是很大,仅围岩给定变形量就已经无法满足正常的生产需要。此时,必须采用“预留变形”理念对巷道进行管理,合理增加巷道设计断面,为给定变形预留一定空间,再配合科学有效的支护方案,保证巷道安全稳定。

    锚杆支护设计的基础是要保证锚杆能够发挥作用而不失效,而要想锚杆支护能够持续有效地发挥支护作用,一方面要求锚杆自身强度要足够高,另一方面需要锚杆锚固基础要始终稳定,能为围岩持续提供支撑力。因此,从巷道开挖后围岩塑性区形态各异的角度来看,锚杆支护需要差异化设计。即相同断面尺寸的巷道,因其应力场不同,开挖后塑性区的范围也各异,其相应的支护方式理应不同。

    此外,不同的巷道均有各自的服务周期,很多巷道在服务期内会受到采动、构造应力等应力的影响,巷道围岩应力场不总是静态的。因此,巷道围岩的应力场的演化必然会导致巷道塑性区的改变。所以,从巷道整个服务期内塑性区可能发生演化的角度来看,锚杆支护仍需要差异化设计。

    因此,在巷道开挖后就需要其服务期内可能出现的围岩应力环境改变,岩体力学参数劣化等因素进行考虑,从而使所设计的支护方案在整个服务期内均合理有效。

    前文研究表明,锚杆一方面能够提高围岩的力学强度,使围岩的自承能力在一定程度上得到发挥,另一方面对于控制塑性岩体剪胀、滑移等非连续变形的效果十分明显。此外,研究还发现,当巷道处于蝶形破坏时,其蝶叶内的塑性岩体剪胀作用十分剧烈,在受到外力扰动影响时,蝶叶内岩体发生剪胀、滑移等,一方面引发塑性区范围恶性扩展,另一方面剪胀、滑移的塑性区岩体挤向巷道空间,致使巷道产生大变形。因此,从锚杆作用机理和蝶形破坏致灾机理上来看,科学合理的锚杆支护能够有效控制蝶形塑性区的恶性扩展,避免巷道的大变形和失稳。

    以蝶形破坏理论为指导,在遵循巷道围岩控制原则的基础上,设计科学有效的巷道控制技术。由于巷道所处的应力环境决定了巷道的支护形式,因此,将支护方案细分为4种情况进行说明:

    1)如果巷道不是处于双向极不等压的应力环境,且在服务期内不受外力扰动的影响或影响较小时,围岩塑性区通常为圆形或椭圆形的稳定形态,塑性区通常不发育或发育极缓。此时,只需要根据塑性区的范围全断面均匀支护即可。

    2)如果巷道不是处于双向极不等压的应力环境,但在服务期内受外力扰动的影响较大时,围岩塑性区通常开挖时为圆形或椭圆形的稳定形态,但由于稳定形态塑性区对外力并不敏感,因此,塑性区形态的扩展较缓。此时,只需要将支护参数在塑性区范围的基础上适当增加,为可能发生的塑性区微小扩展预留空间。

    3)如果巷道处于双向极不等压的应力环境,但在服务期内不受外力扰动的影响或影响较小时,围岩塑性区通常开挖时为蝶形的非稳定形态。此时,巷道塑性区一般较大,需要根据塑性区的形态特征差异化设计锚杆支护参数,在塑性区的蝶叶方向进行补强支护,适当增加蝶叶区域锚杆(索)的长度和密度,如果围岩较为破碎,还需要在蝶叶区进行注浆,以缓解蝶叶区岩体的强剪胀作用。

    4)如果巷道处于双向极不等压的应力环境,且在服务期内受外力扰动的影响较大时,围岩塑性区通常呈蝶形分布。此时,巷道的塑性区范围不仅较大,且极容易发生扩展,引起巷道大变形和失稳。此时,不仅需要根据塑性区的形态分布特征差异化设计锚杆支护参数,还需要在巷道蝶叶区域增加锚杆的密度、长度、刚度和预紧力,使用高强度,高预应力,高延展性的长锚索。因该类巷道的围岩通常较为破碎,且塑性区蝶叶极易扩展,导致锚固基础失效,需要采用深-浅孔分区域注浆,先对浅部岩体注浆,待浆液凝固,再对蝶叶区岩体进行深孔注浆。核心思路为:一方面改善蝶叶区岩体的破碎状况,提高岩体的力学参数,另一方面,通过锚杆的作用控制蝶叶岩体的非连续性变形。

    湖南省嘉禾矿业公司浦溪井2254底板巷地质环境复杂,处于构造影响地带,且距离巷道上方约25 m处有一待采煤层,巷道在服务期内受到一定程度的采动影响。巷道断面为直墙半圆拱形,断面净尺寸为2 600 mm×2 700 mm,原支护采用锚网喷支护形式。巷道围岩以泥质粉砂岩、砂质泥岩为主,围岩破碎,力学强度较低。巷道在服务期内出现了严重的顶板下沉、帮部内挤等现象,经过多次扩帮返修后,变形破坏状况仍未得到有效改善,巷道变形破坏状况如图11所示。

    图 11 巷道变形破坏状况
    图  11  巷道变形破坏状况
    Figure  11.  Failure state of roadway

    为了获得嘉禾煤矿2254底板巷围岩的应力信息,确保后续数值试验基本力学参数的真实性,在井下采用应力解除法开展了地应力测试。因地应力测试地点不能受到采动应力的影响,为保证测试结果的准确性,将测试点选在2254底板巷不受采动影响的一侧。测试结果:巷道底板巷沿最小水平主应力方向掘进,轴向水平应力为6.3 MPa,垂直于巷道轴向的水平主应力为15.2 MPa,巷道竖直主应力为5.6 MPa。巷道侧压系数约为2.62,为双向极不等压巷道。

    通过开展地应力测试和围岩体力学试验,获得该巷道围岩应力场和岩层力学参数等数据,并基于这些数据,通过外部软件建模和网格划分,再导入FLAC3D进行数值模拟分析,如图12所示,表1为数值模拟基本参数。

    图 12 数值模拟模型
    图  12  数值模拟模型
    Figure  12.  Numerical simulation model
    表  1  数值模拟基本参数
    Table  1.  Basic parameters of numerical simulation
    岩样弹性模量/
    GPa
    泊松比密度/
    (kg·m3
    内摩擦角/
    (°)
    黏聚力/
    MPa
    中砂岩5.30.352 520321.87
    砂质页岩3.70.322 380291.31
    粉砂岩4.50.332 300312.10
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    图13为巷道塑性区的数值模拟结果,结果显示,2254底板巷在构造应力的作用下形成了蝶形形态的塑性区,巷道肩部和底脚塑性区深度较其他部位明显加深。

    图 13 巷道围岩塑性区分布
    图  13  巷道围岩塑性区分布
    Figure  13.  Distribution of plastic zone of roadway

    为分析原支护方案下巷道大变形的主要原因,将数值模拟得到的塑性区范围与巷道原支护方式进行对比。结果显示,原支护方案下巷道部分支护结构已经全部被塑性岩体包裹而失效。尤其是巷道顶板和肩部,锚杆支护几乎完全失效,从而引起顶板的严重下沉。此外,因原始支护方式的效果较差,巷道经过多次返修,围岩破碎状态加剧,返修后巷道的支护效果一次比一次差。

    基于前文的研究结果,对2254底板巷的支护方案重新设计,设计原理主要包含以下3点:

    1)通过分析巷道所处位置,考虑到岩体实际的“给定变形”并不大,巷道总变形主要为支护结构失效所导致的围岩体剪胀、滑移等非连续性变形。因此,不需要采用“预留变形”技术,仍可以沿用原设计断面尺寸,只需要对巷道支护方案进行重新设计。

    2)巷道处于双向即不等压环境,围岩开挖后呈蝶形破坏,且在服务期内受到煤层开采的影响。根据蝶形塑性区应力敏感且极易扩展的的特性,需要对巷道蝶叶处加强支护。

    3)巷道底角处虽存在一定深度的塑性区,但受现场条件限制,无法完成锚索施工,因而在巷道底板仍需增设锚杆进行支护。

    根据塑性区形态特征及其力学响应的差异性,从抑制塑性区恶性扩展的角度出发,在2254底板巷采取以“锚杆+锚索”差异化支护为主体,以“金属网+喷射砼”为辅助的综合控制技术方案,新支护方案与塑性区如图14所示,具体方案如下:

    图 14 新支护方案与塑性区
    图  14  新支护方案与塑性区
    Figure  14.  New supporting scheme and plastic zone

    1)“锚杆+金属网+喷射砼”保证巷道稳定。锚杆选用ø22 mm×2 200 mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆。提高了锚杆长度,由原来的1 800 mm增加到2 200 mm。每根锚杆使用2卷树脂锚固剂,初始预紧力不低于70 kN。金属网为ø6 mm,网格100 mm×100 mm。金属网接茬处必须有锚杆并紧贴岩面,网间搭茬长度不少于100 mm。喷射砼厚度为150 mm。

    2)锚索差异化补强支护。巷道肩部区域岩体塑性区深度大,巷道顶板帮部破坏严重,因此,对巷道肩部塑性区蝶叶区岩体采用锚索支护。所采用的锚索规格为ø15.6 mm×6 300 mm,每根锚索使用4卷树脂锚固剂,初始预紧力不低于120 kN。锚索能有效穿透塑性区蝶叶,并为塑性岩体持续提供高强支撑力,控制塑性岩体发生剪胀、滑移等非连续性变形。

    选取巷道100 m作为试验段,其中50 m采用新支护方案,另外50 m采用原支护方案,并在支护施工后,定期对巷道变形进行监测,图15为围岩监测数据。

    图 15 巷道变形监测
    图  15  巷道变形监测
    Figure  15.  Roadway deformation monitoring

    图15的数据显示,新旧支护方案实施后,围岩变形在支护初期的变形规律几乎相同,但随着采动等应力的影响后,巷道不同支护段围岩变形差异明显。在原支护方案下,围岩变形速度在75 d后明显加快,顶板最终下沉量和两帮最终内挤量分别达到了832 mm和1120 mm,破坏严重,需要进行返修。而采用新支护方案后,围岩变形虽在75 d后虽然略有增加,但是增长速度较为缓慢,巷道总体变形逐渐区域稳定,能够满足安全生产需要。

    1)巷道总变形量主要包括“给定变形”和“支护残余变形”2个部分,因此,维护巷道稳定的方法主要有2个,一是实施“预留变形”技术抵消“给定变形”,二是提高支护强度减少“支护残余变形”。

    2)锚杆支护对于峰后破裂岩体剪胀、滑移等非连续性变形的控制效果较为明显,而对于峰前连续性变形的影响十分有限。蝶形塑性区蝶叶内岩体剪胀作用明显,通过合理的支护参数控制剪胀变形,能够有效抑制蝶形塑性区的恶性扩展。

    3)巷道蝶形破坏是导致巷道大变形和失稳的重要原因,掌握塑性区分布规律,根据蝶形破坏特征差异化设计巷道支护方式能够有效缓解深部巷道围岩控制难题。

  • 图  1   不同应力环境下支护强度与围岩变形量关系

    Figure  1.   Relationship between supporting force and surrounding rock deformation under different stress environments

    图  2   不同应力环境下巷道给定变形量

    Figure  2.   Given deformation of roadway under different stress environment

    图  3   原岩应力为30 MPa下巷道围岩变形分析

    Figure  3.   Analysis of surrounding rock deformation of roadway under original rock stress of 30 MPa

    图  4   不同侧压系数下的塑性区边界

    Figure  4.   Plastic zone boundary under different lateral pressure coefficients

    图  5   不同形态塑性区随区域应力场变化关系

    Figure  5.   Relationship between plastic zone of different morphology and regional stress field

    图  6   不同侧压系数下巷道塑性区分布

    Figure  6.   Distribution of plastic zone of roadway under different lateral pressure coefficients

    图  7   圆形或椭圆形塑性区形态下巷道支护有效

    Figure  7.   Effective roadway support in round or oval plastic zone

    图  8   蝶形塑性区状态下巷道支护部分失效

    Figure  8.   Partial failure of roadway support in butterfly plastic zone

    图  9   蝶形塑性区蝶叶力学分析示意

    Figure  9.   Mechanical analysis of rock mass in butterfly leaf

    图  10   变形后岩体的“残余支撑”作用

    Figure  10.   “Residual support” effect of deformed rock mass

    图  11   巷道变形破坏状况

    Figure  11.   Failure state of roadway

    图  12   数值模拟模型

    Figure  12.   Numerical simulation model

    图  13   巷道围岩塑性区分布

    Figure  13.   Distribution of plastic zone of roadway

    图  14   新支护方案与塑性区

    Figure  14.   New supporting scheme and plastic zone

    图  15   巷道变形监测

    Figure  15.   Roadway deformation monitoring

    表  1   数值模拟基本参数

    Table  1   Basic parameters of numerical simulation

    岩样弹性模量/
    GPa
    泊松比密度/
    (kg·m3
    内摩擦角/
    (°)
    黏聚力/
    MPa
    中砂岩5.30.352 520321.87
    砂质页岩3.70.322 380291.31
    粉砂岩4.50.332 300312.10
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出版历程
  • 收稿日期:  2022-10-26
  • 网络出版日期:  2023-03-08
  • 刊出日期:  2023-01-29

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YUAN Chao

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  2. On Google Scholar
  3. On PubMed

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