深部破碎软岩巷道松动圈确定及支护

齐消寒　张东明

(1.重庆大学资源及环境科学学院；2.煤矿灾害动力学与控制国家重点实验室)



深部破碎软岩巷道松动圈确定及支护

齐消寒1，2张东明1，2

(1.重庆大学资源及环境科学学院；2.煤矿灾害动力学与控制国家重点实验室)

摘要深部矿井巷道掘进过程中，应力逐渐升高，节理裂隙发育，锚喷支护中锚固深度不能达到围岩稳定范围，锚固端处于松动圈破碎岩体内，锚固力极低或丧失。为此，提出利用现场物探和数值模拟相结合的方法，判断松动圈范围，确定稳定、完整岩体深度，优化锚索支护设计，采用锚网索与U型钢支架协同支护，以控制破碎软岩巷道支护失效的问题。

关键词松动圈破碎软岩巷道支护数值模拟

长期以来，在煤矿生产中,巷道支护一直是影响生产进度的重要环节，尤其是破碎软岩巷道的支护。随着煤炭开采深度的增加，巷道围岩压力增大，出现底鼓、变形，稳定性差，巷道的维护极为困难，支护费用直线上升，严重影响了煤矿的安全生产。因此，迫切需要探索较为准确地判断巷道围岩松动圈范围的方法，以采用科学合理的支护方式对巷道进行支护，避免安全生产事故的发生[1]。

1深部破碎巷道松动圈形成原因分析

巷道掘进破坏了岩石的原始应力状态，造成的直接应力变化是：巷道径向应力减小为零，切向出现应力集中，临近岩壁的岩石由原来的三向受力状态变为近似两向受力，岩体强度降低。当岩石应力集中值大于其强度，就会出现破断、开裂。这种破裂由浅及深，逐步向围岩深处扩展，直至达到新的应力平衡状态。此时围绕开挖巷道形成一个破裂区，即巷道松动圈。而深部破碎巷道由于围岩应力大，岩体强度低，因而表现得尤为强烈。松动圈从内到外依次为破裂稳定区(R0≤r≤Rj)、破裂剧烈区(Rj≤r≤Rs)、弹性区(Rs≤r≤+∞)[2]。如图1所示。

2松动圈范围探测与数值模拟

地质雷达作为一种无损探测技术，使用方便，探测成本低廉且探测结果准确，在工程中得到广泛应用。因此将其用于巷道松动圈探测，可为巷道支护提供合理准确的参数[3]。

2.1工程概述

某矿地面标高465～920 m，巷道标高256～273 m，用作运煤、材料及运送上下班人员。巷道揭露地层主要为峨眉山组和宣威组下段，宣威组下段岩石硬度系数4～6，玄武岩硬度系数大于10。巷道采用锚喷支护，但由于支护设计不合理，使用过程中出现围岩断裂失稳、变形过大等现象，现场监测巷道顶板下沉量约0.5 m，底鼓约0.32 m。

图1　巷道围岩应力分布及物理力学状态

2.2地质雷达工作原理

针对本次检测工程特点，采用SIR-20型地质雷达,工作频率400 Hz天线配合使用。该设备分辨率高，数据准确，且可连续长时间探测。

地质雷达主要借助电磁波在不同介质中传播的差异性，完成不同岩层的探测。其原理如图2所示，雷达记录见图3。

由于电磁发射方向与界面垂直且收发天线距离很小，所以反射系数可写为

(1)

图2　雷达工作原理

图3　雷达记录示意

不同介质介电常数不同，因此当电磁波到达时，会在界面处产生反射回波信号。根据水、空气、混凝土及岩石的介电差异性，在裂缝部分呈现强烈的反射[4]。

2.3地质雷达现场探测与成果分析

利用地质雷达无损探测技术对某支护巷道围岩松动圈进行探测。在巷道碛头前方，选取两个典型断面，探测结果如图4。

图4　雷达探测灰度

从图4(a)可知，第一个断面巷道围岩完整性差，节理裂隙发育，左拱腰至拱顶电磁波反射较强，拱顶向上延伸5～10 m处有较大离层出现，10～12.5 m存在较多贯通裂隙，探测区域围岩破碎，松动圈高度自拱顶向上延伸至12.5 m左右。

从图4(b)可知，第二个断面巷道围岩完整性差，节理裂隙发育，整个断面电磁波反射均较强烈，5～10 m 出现明显离层，13～15 m存在小型裂隙，探测区域围岩破碎。从反射波判断，松动圈发育高度自拱顶向上延伸至15 m。

图4两个探测断面的反射面都比较多，反映出岩体后方裂隙较多，这可能与软岩变形较大有关。围岩体内的破裂断面较多，断面四周出现的断碎区域非常明显。断面一有两处明显的离层，估计未来断面会出现类似的破碎区域，施工过程中应注意岩体的变形，并及时处置。

2.4FLAC3D数值模拟确定塑性区范围

本次采用FLAC3D有限差分程序对现有支护条件下巷道稳定性进行模拟。

2.4.1三维模型建立与模拟过程

(1)岩石岩性假设。假设岩石为各向同性、均质、符合摩尔-库伦准则，本构模型采用较成熟的摩尔-库伦模型。

(2)模型尺寸简化。根据255 m南机轨运输大巷位置及勘探线地质剖面图，选取模型沿走向长70 m，岩层倾角12°，走向长20 m，竖直方向自巷道向下延伸35 m、向上延伸35 m，35 m以上载荷为命令，施加垂直向下均布荷载。建立的几何模型如图5所示。

图5　几何模型

(3)巷道结构参数。根据255 m南机轨运输大巷设计尺寸，将巷道简化为实体，取巷道高4 m，宽4.8 m，截取巷道碛头前方长50 m的区域进行模拟。

(4)边界条件。为尽量接近真实物理场状态，沿倾斜方向边界X向施加辊轴支撑边界条件，约束x方向运动，允许y和z向运动；沿走向方向边界Y向施加辊轴支撑，约束y向运动，岩体可作x和z向运动；垂直方向只在下表面施加z向辊轴支撑，约束z向运动，上表面施加均匀应力。

(5)模型参数。进行现场取样和室内岩石力学试验，得到研究区域各岩层的岩性，进行适当的简化后得到相关力学参数。

2.4.2数值模拟计算结果及分析

当地下岩体受到人类工程活动影响后，原岩的应力平衡状态被破坏，原岩应力场中临近巷道开挖区各点的应力大小、方向、水平应力和垂直应力的比值等都发生变化，即岩体内部的应力重新分布达到新的平衡。在达到新平衡的过程中，某些区域的岩体发生损伤、变形、断裂和移动。图6、图7为巷道围岩塑性区和垂直位移云图。

图6　巷道围岩塑性区

图7　巷道围岩垂直位移云图

塑性区是荷载产生的应力超过岩石极限承载力，使其局部产生不可恢复变形的屈服区域。从数值模拟结果来看(图6)，巷道塑性区域为10～15 m，数值模拟得到巷道围岩顶板最大变形量0.423 m，底鼓0.3 m，与现场监测情况接近。

3破碎软岩巷道支护对策

从地质雷达现场测试和数值模拟试验结果来看，松动圈外边界深度范围为10～12.5 m，松动圈范围大、节理裂隙密集、裂隙杂乱密集，应属于不稳定状态。此类围岩支护形式必须具备以下特点：支护结构应具有限制围岩过大变形的能力；采用主动支护和被动支护相结合的方式，充分利用围岩的自稳能力，使围岩自主形成梁、壳、拱等结构，避免松动圈变形，垮落；实现全断面支护，及时封闭围岩，防止围岩发生过大变形或坍塌事故[5]。

根据理论计算和现场物探判断松动圈范围，确定稳定完整的岩体深度，提出锚网索与U型钢支架协同支护的方式，以控制破碎软岩巷道支护失效的问题。

3.1初次支护

巷道开挖之后，岩石的原始应力平衡被破坏，会以应力释放和快速形变的形式达到新的平衡，在破坏和大形变发生之前，应及时进行支护。第一次支护包括：喷射混凝土、立钢拱架、打锚索、联网、复喷混凝土，尽快封底，形成封闭式支护，以求围岩自稳。

3.2端锚加固

初次衬砌之时，在相邻钢拱架之间布置端锚预应力锚索，如图8所示。根据12～5 m松动圈，设计端锚预应力锚索长度为18 m，在15～18 m段注浆，0～15 m段处于松动圈内，不用注浆。其布置方式如图9所示(具体布置参数需进一步试验、监测确定)。

图8　端锚预应力锚索锚固示意

图9　端锚预应力锚索布置示意

图10　锚索-U型钢支护后围岩塑性区

图11　支护后垂直位移

在利用建立的FLAC3D模型模拟锚索-U型钢支护条件下的巷道开挖，从数值模拟结果(如图10和图11)可知，支护后，塑性区范围5～7.5 m；拱顶最大沉降量为0.07 m，底鼓0.08 m。巷道的变形和破坏得到了控制。

4结论

通过地质雷达现场测试和数值模拟试验，确定松动圈范围为从岩壁向深部延伸10～12.5 m，松动圈范围大、节理裂隙密集、杂乱，属不稳定状态。采用主动支护和被动支护相结合的方式，充分利用围岩的自稳能力，使围岩自主形成梁、壳、拱等结构,避免松动圈的变形，垮落；实现全断面支护，及时封闭围岩，防止围岩过大变形或坍塌事故的发生；使用锚网索与U型钢支架协同支护，控制了破碎软岩巷道的支护失效问题。从数值模拟效果可知，该支护方式很好地控制了巷道变形。

参考文献

[1]代贞伟,闫苏涛,罗学东，等.某深埋特长隧道岩爆预测及防治措施研究[J].安全与环境工程,2011，18(6)：34-37.

[2]白峰青.巷道围岩稳定性预测及可靠性评价[J].煤矿安全，2000(2):38-40.

[3]孙晓明，何满潮，杨晓杰.深部软岩巷道锚网索耦合支护非线性设计方法研究[J].岩土力学,2006,27(7):1061-1065.

[4]何满潮,孙晓明.中国煤矿软岩巷道工程支护设计与施工指南[M].北京:科学出版社,2004.

[5]李彪.深部软岩巷道围岩变形及控制技术研究[J].煤炭技术,2009,28(11):47-50.

(收稿日期2015-09-16)

Identification and Supporting of the Broken Zone in Fractured Soft Rock Surrounding a Deep Roadway

Qi Xiaohan1,2Zhang Dongming1,2

(1. College of Resource and Environmental Science, Chongqing University;2. State Key Laboratory of Coal Mine Disaster Dynamics and Control)

AbstractIn the process of roadway drivage in deep mine, the stress is increased gradually, the joint fissures are developed. The anchorage depth can not reach the range of stability of surrounding rock, the anchor end is located in a loose circle broken rock mass, the anchoring force is extremely low or loss. In order to solve the above roadway supporting problem, the geophysical prospecting method and numerical simulation method is adopted to determine the loose circle range and the depth of stability and integrity rock mass, and optimize the design of the anchor rope supporting. The collaborative supporting method of anchor wire rope and U-shape steel bracket is adopted to control the supporting failure problems of soft rock roadways.

KeywordsLoose circle, Broken soft rock roadways, Supporting, Numerical simulation

齐消寒(1987—)，男，400044 重庆市沙坪坝区沙正街174号。