巷道补强加固协同控制技术及应用研究

杜 益

(晋能控股煤业集团 挖金湾煤业有限公司，山西 大同 037000)

巷道开挖后，围岩均衡承载的应力分布发生了改变，围岩的承载特性发生了改变，巷道由三向应力稳定状态向二向应力变形状态转变[1-4]。巷道围岩的稳定一直以来都是采矿工作者关心和关注的重要问题，许多专家和学者在巷道围岩控制理论及工程实践等方面开展了卓有成效的研究工作，并取得了丰硕的研究成果[5-8]。与浅部开采相比，深部开采具有矿压大、温度高、采矿成本高等特点，开采环境潜伏着难以预料的地质灾害。深部围岩受地质环境的变化作用显现出了深部矿压的特征，主要表现为巷道围岩破碎变形量增大、构造应力增大，导致锚杆(索)变形失效，顶板围岩垮冒的危险性增大，巷道维护困难。因此，开展深部开采条件巷道围岩稳定控制技术的系统研究，为深部煤炭安全、经济、高效开采提供科学依据和技术保障等方面具有重要的 意义。

1 深部软岩巷道补强加固协同控制技术原理

1.1 巷道开挖应力-应变本构关系

巷道开挖前，围岩处于原始平衡状态，开挖破坏了围岩原始平衡应力状态，巷道围岩从开挖到巷道稳定需经历以下三个阶段，分别为：掘进影响阶段、巷道应变调整阶段、稳定阶段。巷道围岩全应力-应变本构关系揭示了巷道围岩变形及应力变化的规律。因此，深部巷道围岩稳定合理控制技术的确定应首先研究巷道开挖卸荷本构关系。同时开展地质特征调查、现场查看、岩样物理力学特性及参数实验等工作。深部复杂高应力巷道开挖应力-应变本构关系如图1所示。

图1 深部巷道开挖应力-应变关系

围岩原始应力形成及巷道开挖过程共分为6个阶段，分别为：压密段(OA段)、线弹性段(AB段)、非线性指数曲线塑性强化段(BC段)、线性弹性卸荷段(CD段)、幂指数塑性衰减段(DE段)、松动跌落段(EF段)。

1.2 巷道开挖过程变形准则及本构模型

巷道开挖过程的6阶段，其中OA段、AB段、CD段符合广义胡克定律，BC段服从塑性强化准则，DE段、EF段符合Griffith屈服准则。巷道开挖6阶段的本构模型构建如下。

1) 压密段(OA段)：

σ=Eε0<ε<εG

(1)

式中：E为岩体处于压密段的弹性模量，MPa。

2) 线弹性段(AB段)：

σ=E1(ε-εG)εG<ε<εs

(2)

3) 非线性指数曲线塑性强化段(BC段)：

σ=σeεc /εsεs≤ε≤εc

(3)

4) 线性弹性卸荷段(CD段)：

σ=σc+E1εεc≥ε≥εD

(4)

5) 幂指数塑性衰减段(DE段)：

σ=σD(εE/ε)nεD≥ε≥εE0≤n≤1

(5)

6) 松动跌落段(EF段)：

根据塑性理论及塑性变形流动规则可知：

(6)

其中，F为屈服条件(应变的函数)，dλ为塑性流动因子。

(7)

(8)

(9)

1.3 巷道开挖过程围岩稳定控制关键节点

压密段(OA阶段)在成煤过程的初期沉积阶段。线弹性阶段(AB阶段)，本阶段将岩层矿物颗粒间的裂隙压密闭合、微结构体的间距缩小，并储存弹性变形能。非线性指数曲线塑性强化阶段(BC阶段)，岩体强度达到最大，弹塑性变形能存储量达到最大。线性弹性卸荷阶段(CD阶段)发生于巷道开挖的初期，释放的能量属于AB阶段存储的部分弹性变形能，属于应力调整初期，支护体应与围岩变形协调。幂指数塑性衰减阶段(DE阶段)围岩变形量大，需采用围岩补强措施。松动跌落段(EF阶段)，补强支护应在本段之前进行，保证补强后的围岩强度大于能量释放后的围岩压力，保持巷道稳定。松动残余阶段(FG阶段)围岩进入松动变形阶段，具有局部垮落的危险。

因此，深部复杂高应力巷道开挖后需在变形可控的状态下释放弹性变形能及部分塑性变形能，在DE阶段前半段加强支护，改善围岩力学特性，残余强度提高到DE段内，阻止围岩变形进入松动跌落段(EF段)，保持巷道稳定。

2 被动支护与主动支护协同补强技术

2.1 锚网支护与 U 型钢棚协同补强支护

由图2可以看出，锚网支护与 U 型钢棚支护初期，巷道帮部围岩位移量二者基本相当，仅在巷道围岩表面 U 型钢支护略高于锚网支护，主要是由于 U 型钢支架属被动支护，当巷道围岩变形量达到一定程度时才开始承载，在破碎软岩巷道中，U 型钢棚支护初期对围岩提供的支护阻力很小，对浅部岩体约束变形能力尚不及锚网支护，但随着围岩变形量增大，U 型钢棚承载能力迅速增加，由于其护表能力远高于普通锚网支护，对巷道围岩表面提供的支护阻力更能够有效控制浅部破碎岩体的剪胀变形。因此，在破碎软岩巷道，随着围岩变形量的增加，相对锚网支护而言 U 型钢支架控制围岩变形的能力相对较强。

2.2 锚喷支护和U型钢可缩性金属支架协同补强支护技术

U型钢支护与锚喷支护都属于被动支护方式，在巷道前期阶段起到抵抗围岩变形、强化巷道承载能力的作用，对两种方式进行对比分析，研究两种方式下的各类矿压规律。对两种支护方式模拟结果如图3、图4、图5所示。

图2 不同支护方式下巷道顶板围岩位移量

图3 两种支护方式下的垂直与水应力分布

图4 两种支护方式下的垂直与水平位移

图5 两种支护方式下的塑性区分布

从图4(a)、(b)两种支护方式下的垂直应力分布可以看出，分布规律大致相似，峰值应力大小与区域呈一致性。巷道周围应力提高，两种方式均提高了巷道围岩的承载能力。而水平应力的分布锚喷支护相较于U型钢支护具有一定的优越性，主要体现在帮部围岩应力水平较高，承载能力更强，围岩控制效果更好；但其支护条件下不能很好地抑制巷道顶板挤压情况。

在两种支护方式下，顶板下沉量分别为298 mm和249 mm，底鼓量分别为267 mm和257 mm，帮部最大位移量分别为470 mm和415 mm。两种支护方式同属被动支护，支护效果相似，喷浆支护效果比U型钢支护对于围岩控制更优，但相差不大，在实际工作中为保证巷道断面形状和经济性，采用锚喷支护更加合理。

从图5可以看出，两种不同支护方式下的塑性区分布大致相同。两种支护方式均改善了顶板及两帮的塑性区情况，相较而言，U型钢支护对于帮部支护效果更好。

3 8105运输巷围岩控制方案及效果

3.1 高预应力强力一次支护补强协同方案

根据数值模拟分析结果和深部巷道破坏机理围岩稳定控制技术，8105运输巷围岩控制技术为“及时抗压、一次到位”的主动高强支护，采用高预应力强力一次支护方案。

采用锚杆锚索耦合支护，由托板和金属网等构件组成的高刚度护表结构；施加高预应力，形成主动支护，一次支护既有效控制围岩变形与破坏，避免二次支护和巷道维修，以充分保护和利用围岩的自承能力。

采用锚索对破坏关键部位加强耦合支护，消除层间剪切滑移变形，同时通过调动深部围岩强度，减少顶板垂直应力作用在底板的应力集中程度。

高预应力、短强力锚索，并全断面垂直岩面布置有效控制高地压与巷道的大变形。

3.2 巷道矿压观测结果分析

实施项目制定方案后，锚杆受力状况较好，能够及时承载，围岩位移较小，巷道维护效果较好。顶锚杆、帮锚杆载荷随时间的变化曲线如图6所示：表明锚杆载荷增长迅速、能够及时承载，因而控制围岩变形效果较好。巷道顶板岩层内基点位移随时间的变化曲线如图7所示：顶板锚杆锚固区内岩体的下沉量约为65 mm，小于锚杆的可延伸量。顶板离层和表面位移均较小，巷道围岩支护技术参数合理、控制围岩效果较好。

图6 锚杆载荷随时间变化曲线

图7 顶板深基点位移-时间曲线

4 结 语

1) 根据巷道开挖应力-应变本构关系及应力应变稳定法则，提出了深部软岩巷道补强加固协同控制关键在DE阶段前半段加强支护，改善围岩力学特性，提高围岩残余强度，保持巷道稳定。

2) 开展了被动支护与主动支护协同补强技术数值模拟，模拟结果显示，锚杆(索)主动支护与U型钢、锚喷被动支护协同补强，能够有效控制围岩变形。

3) 提出了8105运输巷围岩控制“高预应力强力一次支护补强协同支护”方案。工程实践结果显示：锚杆(索)及时承载，顶板离层和表面位移均较小，支护技术参数合理，巷道维护效果较好。