软岩巷道“让压-支护”围岩控制技术与应用

贾后省，王志刚，冯井龙，段仰鹏，杜丙申，楚义雷

(1.中国矿业大学(北京) 资源与安全工程学院，北京 100083； 2.级翔(集团) 级索煤矿，山东 滕州 277500；3.山东泉兴矿业集团有限责任公司，山东 滕州 277500)

软岩巷道“让压-支护”围岩控制技术与应用

贾后省1，王志刚1，冯井龙2，段仰鹏3，杜丙申1，楚义雷2

(1.中国矿业大学(北京) 资源与安全工程学院，北京 100083； 2.级翔(集团) 级索煤矿，山东 滕州 277500；3.山东泉兴矿业集团有限责任公司，山东 滕州 277500)

为了得到软岩巷道合理的二次支护时机,以及在工程上易于实现、经济上合理的二次支护强度，通过理论分析得出了控制围岩变形所需支护强度随围岩变形量的增大而减小的关系，提出了“让压—支护”支护理念。结合现场具体地质条件，采用数值模拟确定了不同让压条件下保持巷道围岩稳定所需的最小支护强度，得出让压140mm后施加0.2MPa的支护强度，可使围岩变形控制在工程允许范围内，该支护强度工程上容易实现且经济上也更为合理；并在邢东矿-980m水平主副暗一联巷进行试验，一次支护采用锚杆+锚索联合支护让压，二次支护采用全封闭多边形工字钢支架+围岩注浆加固，同时对试验巷道进行了围岩变形监测，监测数据表明该支护技术能较好地控制围岩变形。

软岩巷道；让压—支护；围岩控制；数值模拟

随着浅部易采资源日趋枯竭，矿井逐渐向深部推进，煤矿开采深度以每年9～13m的速度递增[1]，矿井在进入深部开采后，地下巷道围岩应力也相应升高，支护难度也大幅度增加，矿压显现剧烈，出现巷道顶底板移近量大、两帮移近量大等现象。如果巷道围岩呈现软岩特性，更会出现顶板下沉速度快、围岩破碎、底鼓速度快、片帮等问题加剧的现象[2-4]。这些问题不仅危及施工人员的生命安全，同时也造成了巷道翻修次数多、服务年限短、工人劳动量加大，影响矿井的高产高效。

目前在软岩巷道围岩控制机理研究方面，L.V.Rabcewicz等人[5]在总结前人经验的基础上提出了新奥法，该理论选择性继承了传统理论中被动支护的理念，并提出主动支护的观点，让围岩本身参与维持围岩稳定的工作，使围岩和支护结构共同形成坚固的支承环。于学馥等[6]提出了“轴变论”理论，该理论认为，巷道开挖后，重新分布的围岩应力超过岩体的极限强度值时造成巷道的冒落并使其轴比关系发生改变，同时围岩应力分布状态再次改变并达到某种平衡，巷道冒落最终可自行稳定。冯豫、郑雨天等人[7-9]提出了联合支护理论，形成了“先柔后刚、先挖后让、柔让适度、稳定支护”的支护理念，该理论认为巷道开挖初期支护结构应具有一定柔性，允许巷道变形释放一定压力，待巷道变形相对稳定后，采取刚性支护。

上述理论分析认为：对于软岩巷道支护，要充分利用围岩自身的承载能力，一次支护应以让为主，二次支护应具有足够的刚度。因此研究分析此类巷道的二次支护时机及其在经济上合理、工程上易于实现的支护强度将对此类巷道的支护具有重要的意义。

1 “让压—支护”围岩控制机理分析

1.1 支护强度与围岩变形关系理论分析

如图1所示，假设圆形巷道在无穷远处作用着相等的垂直及侧向压力P0=γh，当巷道周边围岩处于弹性状态时，利用松散介质极限平衡理论可得到巷道周边位移为：

(1)

式中，γ为岩石平均容重；r为围岩中一点的极径坐标；h为巷道中心距地表的距离；R0为巷道周边点的极座标系的径向坐标；R为围岩塑形边界的极座标系的径向坐标；Pi为支护强度；E，μ分别为岩石的弹性模量和泊松比。

当巷道埋深增加时，围岩应力将增大，出现围岩塑性区，塑性区半径可由式(2)得出。塑性区与弹性区交界处的围岩周边位移，可由式(1)得出，将式(1)中的R0改为R，即为弹塑性交界处的位移公式(3)，其中，c为岩石的黏结力，φ为岩石内摩擦角。

图1 巷道围岩应力位移计算

(2)

(3)

产生非弹性变形区时，在不考虑围岩松动应力、膨胀应力的情况下，巷道周边位移可根据塑性区体积不变的条件求得，即：

(4)

(5)

1.2 支护系统与围岩变形协调作用机理

由式(5)可知，当巷道围岩各项力学参数确定后，巷道周边位移量与支护强度的关系曲线可由图2中围岩位移曲线表示，可以看出在成巷后立即支护来控制围岩变形需要极高的支护强度，现有的支护体无法达到如此高的支护强度，因此需要在一次支护之后进行二次支护。目前现场最常用的方法是围岩变形Δu1(让压Δu1)之后进行二次支护，此时支护系统应达到的图2中A点所对应的支护强度PA，但是达到支护强度PA需要较高的支护成本并且施工也存在较大难度，加之巷道围岩结构和应力状态复杂多变，即便可以达到支护强度PA，围岩变形也难以得到控制。

图2 “支护强度—围岩位移量”相互作用关系

合理的“支护系统—围岩”相互作用关系是充分利用围岩天然的自承力和承载力。对于围岩达到稳定前变形量较大的软岩巷道，成巷后进行一次支护，及时封闭和隔离围岩，防止成巷后发生巷道冒顶事故，在巷道围岩发生较大的位移Δu2(让压Δu2)后再进行强力二次支护，彻底将围岩变形控制在工程允许的范围内，相比让压Δu1的情况，此时二次支护强度工程上易于实现、经济上更为合理。另外，当巷道围岩变形到一定程度后(如图中C点所示)，围岩松动应力、膨胀应力等显现程度增加[10]，当围岩位移到达C点以后，随着围岩位移的增加，控制围岩变形所需的支护强度也会急剧增加，因此，二次支护应在围岩位移达到C点之前进行，并保证有一定的富裕位移量△u3，即合理二次支护时机，应该在一次支护后等围岩变形Δu2(让压Δu2)进行强力二次支护。结合上述机理分析，可知采用“让压—支护”围岩控制技术应注意：

(1)一次支护的支护体应具有较好的“柔性”，即要适应围岩的变形，又能在围岩变形期间保证持续的工作阻力。

(2)二次支护应在一次支护尚未失效之前进行，二次支护应具有相对较高的支护强度。

2 不同让压条件下支护强度对围岩控制效果分析

2.1 计算模型建立

模拟的目的是研究在高应力软弱围岩的地质条件和不同让压条件下，不同支护强度对巷道围岩的控制作用。

采用FLAC3D数值模拟软件，以邢东矿-980m水平地质条件为基础建立地质模型，埋深约为1020m，主要实体为煤岩体，巷道位于粉砂岩层中，为岩巷，巷道顶板主要为粉砂岩和中粒砂岩，巷道底板主要粉砂岩、泥岩、煤和砂质泥岩，煤层及顶底板力学参数见表1。为了简化计算，建模型时考虑到研究的区域效应，即巷道附近围岩的网格划分比较小，巷道较远的区域网格划分比较粗，巷道围岩体中厚度比较小或者岩性比较相近的岩层划归同样的岩性，建立的模型网格如图3，计算模型断面尺寸为：宽×高×厚=55m×40m×54.5m，建立了共536000块，559030节点。巷道高度为4000mm，巷道宽度为5000mm，巷道周围岩体的网格每格代表0.2m。施加在模拟模型的上边界的应力以模型上方岩体自重引起的垂直应力为主，约为25MPa，侧压系数约为0.4，即水平应力为10MPa。

表1 煤层及顶底板岩层力学参数

图3 数值模拟模型

2.2 数值模拟结果分析

目前软岩巷道一次支护主要采用U型钢可缩性支架、锚杆+锚索联合支护等支护形式，大量工程实践表明，这些一次支护体所能承受的围岩变形约为150mm，围岩变形超过150mm，支护体即发生支护失效或破坏，因此模拟分析了“零让压”、“让压80mm”、“让压140mm”3种让压程度下不同支护强度对巷道围岩的控制效果，得出不同让压程度条件下控制巷道围岩变形在工程允许的范围内所需的最小支护强度，模拟过程中，围岩变形超过支护体承受极限时(约为150mm)，进行了支护解除，模拟试验结果如表2所示。

表2 3种让压条件下不同支护强度情况下的围岩变形量

零让压条件是指巷道掘进后，在巷道围岩未发生变化时施加一定的支护强度，使围岩变形控制在工程允许的范围内。对巷道顶底板及两帮分别施加0.6MPa，0.5MPa，0.4MPa，0.3MPa，0.2MPa，0.1MPa，0.05MPa的支护强度进行数值模拟，从而得到零让压条件下围岩变形控制在工程允许的范围内所需要达到的支护强度。由图4可以看出，在零让压条件下，随着支护强度的增加，巷道的顶底板移近量和两帮移近量都呈减小的趋势，当支护强度从0.05MPa增加到0.5MPa，顶底板移近量从457mm降低到103mm，两帮移近量从675mm降低到110mm，支护强度达到0.5MPa时，巷道围岩的变形量满足工程要求。同时可以看出当支护强度大于0.4MPa后，随着支护强度的增加，巷道围岩变形量减小已经不明显，通过增加支护强度来控制极小的变形量在经济上不合理、工程上难以实现。

图4 不同让压条件下支护强度对围岩的控制效果

让压80mm是指巷道掘进后，在巷道围岩发生80mm的变形后施加一定的支护强度，使围岩变形控制在工程允许的范围内。对巷道顶底板及两帮分别施加0.4MPa，0.3MPa，0.2MPa和0.1MPa的支护强度进行数值模拟研究，得到让压80mm后围岩变形控制在工程允许的范围内所需要达到的支护强度。支护强度从0.1MPa增加到0.4MPa，顶底板移近量从211mm降低到114mm，两帮移近量从265mm降低到129mm，支护强度达到0.4MPa时巷道围岩的变形量满足工程要求。但达到0.4MPa的支护强度，支护成本较高且施工难度较大。

让压140mm是指巷道掘进后，在巷道围岩发生140mm的变形后施加一定的支护强度，使围岩变形控制在工程允许的范围内。对巷道顶底板及两帮分别施加0.05MPa，0.1MPa，0.15MPa和0.2MPa的支护强度进行数值模拟研究，从而得到让压140mm后围岩变形控制在工程允许的范围内所需要达到的支护强度。支护强度从0.05MPa增加到0.2MPa，顶底板移近量从207mm降低到117mm，两帮移近量从255mm降低到129mm，支护强度达到0.2MPa时巷道围岩的变形量满足工程要求。达到0.2MPa的支护强度，支护成本较为合理且施工不存在较大难度，因此在初始支护完成后，经过大幅度让压过程(让压140mm)再施加0.2MPa的支护强度能够更有效地控制围岩变形，工程上容易实现且经济上也更为合理。

3 “让压—支护”围岩控制技术的现场应用

3.1支护方案确定

由数值模拟分析可知，让压140mm，施加0.2MPa以上的支护强度，可使围岩变形控制在工程允许范围内，在邢东矿-980m水平主副暗一联巷进行试验，根据临近巷道的矿压监测记录及工程经验，该让压过程所需时间约在25～40d左右，选择在一次支护30d后进行二次支护。采用支护形式为：一次支护采用锚杆+锚索联合支护，二次支护采用全封闭多边形工字钢支架支护+围岩注浆加固。其中，全封闭多边形工字钢支架顶底承载能力为0.33MPa的强度，侧梁承载能力为0.35MPa；由于顶板破碎程度较高，全封闭多边形工字钢支架支设前进行围岩注浆加固。具体支护参数如下：

(1)锚杆参数φ20mm×2400mm；顶部锚杆间距为800mm，排距800mm，两帮锚杆间距700mm，排距800mm，顶部、帮部锚杆锚固长度分别为1200mm，900mm，托盘长宽厚均为150mm×150mm×10mm，钢筋梯长度为4200mm，间排距为800mm，预紧力80kN。

(2)槽钢梁锚索参数φ17.8mm×8250mm，间排距1300mm×1600mm，锚固长度2400mm，锚索预应力不低于25MPa。

(3)点锚锚索参数φ17.8mm×8250mm，间排距1600mm×1600mm，锚固长度2400mm，锚索预应力不低于25MPa。

(4)全封闭多边形工字钢支架 顶梁和底梁采用28号普通热轧工字钢，两帮采用22号普通热轧工字钢；风门处两架箍并排布置，其他地方500mm一道。

3.2 支护效果监测

采用巷道顶板多基点位移监测仪[11]对邢东矿-980m水平主副暗一联巷支护效果进行监测，在该联巷中部设置了3个测站，每个测站间隔30m，二次支护完成后立即设置测站。由图5可以看出，在观测期间，试验巷道第1测站总位移量52mm，位移主要分布在0～4m范围内，该区域位移量为32mm左右，4～6m之间离层量为6mm，第2测站总位移量为72mm，位移主要分布在0～1m层位和2.5～4m层位，4～8m之间离层量为11mm，第3测站总位移量为55mm，各个层位离层量分布较为均匀，0～2m之间离层量为19mm，2～3m之间离层量为13mm，3～4m之间离层量为14mm，4～6m之间离层量为9mm，从变化趋势来看，顶板主要变形时间集中在第15～35d之间，之后顶板各层位变形趋于稳定。

图5 试验巷道顶板多基点位移监测曲线

从监测站所得的监测数据分析可知，采用新的支护方式巷道围岩的变形量比较小，顶板总变形量能够控制在52～72mm之间，同时使巷道围岩变形在较短时间内能达到稳定趋势，该支护形式对围岩的控制效果能满足工程的要求，图6为该联巷的支护效果图。

图6 支护效果

4 结论

(1)通过理论分析得出了控制围岩变形所需支护强度随围岩变形量的增大而减小的关系，提出了“让压—支护”支护理念，即软弱围岩二次支护应经过较大程度的让压后进行支护。其中：一次支护的支护体应具有较好的“柔性”，即要适应围岩的变形，又能在围岩变形期间保证持续的工作阻力；二次支护应在一次支护尚未失效之前进行，二次支护应具有相对较高的支护强度。

(2)结合邢东矿-980m水平具体地质条件，采用数值模拟确定了不同让压条件下保持巷道围岩稳定所需的最小支护强度，得出不同让压程度条件下控制巷道围岩变形在工程允许的范围内所需的最小支护强度，得出在一次支护完成后让压140mm后施加0.2MPa的支护强度，可使围岩变形控制在工程允许范围内，该支护强度工程上容易实现且经济上也更为合理。

(3)在邢东矿-980m水平主副暗一联巷进行了试验，并对试验巷道顶板位移情况进行了实时监测，监测数据显示，试验巷道的顶板总变形量能够控制在52～72mm之间，较好地满足了巷道支护要求，监测期间巷道顶板位移量逐渐趋于平稳，“让压—支护”支护技术能够较好地控制软岩巷道的围岩变形破坏。

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[责任编辑：姜鹏飞]

TechnologyofYieldingandSupportingSoft-rockRoadwayandItsApplication

JIA Hou-sheng1, WANG Zhi-gang1, FENG Jing-long2, DUAN Yang-peng3, DU Bing-shen1, CHU Yi-lei2

(1.Resources & Safety School, China University of Mining & Technology (Beijing), Beijing 100083, China; 2.Jisuo Colliery, Jixiang Group, Tengzhou 277500, China;3.Shandong Quanxing Mining Group Co., Ltd., Tengzhou 277500, China)

In order to determine rational supporting time and intensity of soft-rock secondary supporting, it was obtained that supporting intensity reduced with surrounding rock deformation increased by theoretical analysis and“Yield-supporting”concept was put forward.Combining geological condition, numerical simulation was applied to obtaining minimum supporting intensity for keeping roadway stable under different yielding conditions.It was concluded that exerting 0.2MPa supporting intensity after 140mm yielding could effectively control surrounding rock deformation within engineering permission, this supporting intensity could be realized easily and was economical.On-the-spot test was made in connection roadway at -980m level of Xingdong Colliery.First supporting applied anchored bolt + anchored cable and secondary supporting applied whole closed I steel support + grunting reinforcement.Surrounding rock deformation observation showed that this supporting technology could effectively control deformation.

soft-rock roadway; yielding-supporting; surrounding rock control; numerical simulation

2013-12-10

10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2014.04.021

国家自然科学基金资助项目(51234005)

贾后省(1988-)，男，山东济宁人，博士研究生，研究方向为巷道支护理论与技术。

贾后省，王志刚，冯井龙，等.软岩巷道“让压—支护”围岩控制技术与应用[J].煤矿开采，2014，19(4)：68-72.

TD353

A

1006-6225(2014)04-0068-05