浅谈深部巷道变形机理及支护技术设计专题报告

浅谈深部巷道变形机理及支护技术摘 要：随着浅部资源储量的日益减少，国内外许多矿山进入深部开采，南非、印度金矿最深开采深度超过4000 m，俄罗斯金属矿最深开采深度超过2000m，我国煤矿开采深度以每年812 m的速度增加，徐州、平顶山、开滦、新汶等矿区部分煤矿开采深度已经超1000m。在深部高应力环境中，在浅部表现为硬岩特性的岩层也表现为软岩特性，巷道围岩长期变形不止。目前，深部巷道大变形已经成为深部工程安全的瓶颈之一，深部软岩巷道稳定问题已成为国内外研究的热点。深井高应力软岩巷道支护一直是国内外地下工程支护的难题之一。关键词：软岩；支护；深部开采，矿山压力；支撑压力Abstruct:With the shallow part resources reserves reducing increasingly. many home and abroad mine have get in the period of the deep.The mining depth of GOLD DEPOSIT in South Africa and India are more than 4000m.Mine,metal minging of Russian Metal Matrix Composites are more than 2000m.The minging depth of Coal Mines in China increase in the speed of 8m12m every year every .Part mines are more than 1000m in Xuzhou pingdingshan kailuan xinwen coal mining area. During the testing of various gamma backscatter sensors, it was observed that in many coal seams, the neighboring rock emits a “natural” gamma radiation 12. It has been shown that this gamma background results from the presence of traces of various radioactive isotopes in the rock. The background is generally high in shale, lower in sandstone, almost absent in limestone, and virtually undetectable in coal. Radiation from the roof rock is attenuated by any coal left in place, according to the well-known exponential attenuation equation Keywords: soft rock; supporting;deep mining; ground pressure; Abutment pressure0引 言随着开采深度的增加，地质环境更加复杂，导致突发性工程灾害和重大恶性事故增加、作业环境恶化、生产成本急剧加大，对深部资源开采过程中的工程支护提出了严峻的挑战。深部与浅部的明显区别在于深部岩石所处的特殊环境，即深部岩石的“三高”环境:高地应力、高地温、高岩溶水压。正是由于“三高”环境，使深部岩体的组织结构、基本行为特征和工程相应均发生根本性变化，这也是导致深部开采中灾变事故出现多发性和突发性的根本原因所在。特别是超千米埋深高应力极不稳定软岩巷道，如果不采取适当的维护措施，巷道围岩变形将会更加剧烈，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，巷道掘进与支护也变得更加困难。目前我国煤矿开采深度以812 ma-1的速度增加，预计在未来20年我国很多煤矿将进入10001500 m的深度。我国已探明的煤炭储量中，埋藏在1000 m以下的为2.95万亿t，占煤炭资源总量的53 %。我国现有煤矿的巷道总量有300万m，深井高应力软岩巷道长达180万m。目前的支护方式，巷道服务期间，需多次翻修，每米巷道每年的修复费需要2000元左右，因此，深井高应力软岩巷道每年的修复费用要高达36亿元。所以对深井高应力软岩巷道破坏机制、支护理论与技术进行研究，对我国煤矿安全高效生产具有重要的理论意义与应用价值。随着时代的发展、科学的进步及其不断的开采实践和理论研究，围岩工程控制理沦取得了长足的发展，支护形式也随之发生了重大的变化。支护理念由被动转为主动，巷道的支护己由传统的棚式支护向锚杆支护转化。在地下工程领域，锚杆支护得到推广和普及。可以说，锚杆支护是可以充分利用围岩自承载能力的一种主动的支护形式，在各种地下工程中得到了大力的推广和使用。长期以来 , 国内外众多学者就深井巷道围岩变形破坏机理进行了大量的研究工作, 结果表明 ,巷道围岩在浅部较低应力作用下表现为硬岩的变形特性 , 而在深部高应力环境中则可能表现为软岩的变形特性。巷道围岩变形呈现软岩特征 , 主要开拓及采准巷道支护困难 , 原有的支护技术与措施失效 , 巷道返修率高 , 巷道支护后存在经常性冒顶、片帮、底臌等现象,需要多次维护与加固,维护工作量大,支护成本高 , 施工作业不安全,严重影响了矿井的正常生产.在深部高应力环境中，在浅部表现为硬岩特性的岩层也表现为软岩特性，巷道围岩长期变形不止。目前，深部巷道大变形已经成为深部工程安全的瓶颈之一，深部软岩巷道稳定问题已成为国内外研究的热点。1 软岩及巷道支护原理1.1 软岩的认识1.1.1 软岩的概念长期以来岩石力学与工程界仍未就软岩的概念达成共识,文献认为,在高地应力区经常遇到一类特殊岩体 ,当其处于地表浅部或低地应力条件下 ,岩体显示出较坚硬的特征;处于高地应力环境时 ,当围压较低时 ,岩体尚具有较高的强度和弹性模量,当围压较高时 ,岩体表现出“软岩”特征。显然 ,它有别于一般意义上的软岩,是一种特殊的、 在高应力环境下的工程软岩体 ,称这类软岩为高应力软岩。1.1.2 高应力软岩形成条件通过分析 ,高应力软岩形成的条件为:（1） 除少量岩石为较软弱岩石外 ,组成高应力软岩的大多数岩石均为较坚硬的岩石 ,单轴饱和抗压强度R 25 MPa。（2） 岩体破碎 ,强度和弹性模量相对较低 ,流变性强。因为高地应力环境使开挖前的岩处于高围压环境 ,岩体结构面处于闭合状态 ,是稳定的 ,且有一定的强度和模量;开挖后围岩处于低围压环境 ,结构面不闭合 ,岩体强度和模量较低。（3） 埋深大、 水平应力大于自重应力。从目前全国煤矿开采深度来看 ,由自重产生的应力不足以使岩体达到高应力状态 ,只有在埋深很大且水平构造应力存在并大于自重应力条件下 ,才能使岩体达到高应力状态。1.1.3 高应力软岩巷道变形特征高应力软岩一旦形成 ,在这些软岩体中掘进的巷道和硐室显示出来的变形特征与硬岩 巷道的截然不同 ,具体表现为:（1） 围岩变形量大。高应力软岩自身特征决定了该区域的巷道变形量大的特点,其中巷道的水平收敛量要比拱顶下沉量要大得多。一般为数厘米至数十厘米,表现形式有两帮内移、 尖顶和底鼓。（2） 初期变形速率大。由于水平构造压应力大于垂直应力,巷道在掘进时卸载迅速,来压快,表现为巷道的初期变形速率大。 （3） 巷道变形具有时效性。巷道围岩具有显著的流变性,表现为明显的时效性。当岩体流变所产生的围岩变形过大,使得巷道支护体无法适应而失效,围岩再次恶化并剧烈变形。1.1.4 软岩的力学属性软岩中泥质矿物成分和结构面决定了软岩的力学特性。显示出可塑性、膨胀性、崩解性、流变性和易扰动性的特点。软岩在工程力的作用下，往往产生不可逆变形。这种性质，称为可塑性。膨胀性软岩的可塑性是由于软岩受力后片架状结构的泥质矿物发生滑移或泥质矿物亲水性引起的。节理化软岩是由于结构面滑动和扩容引起的，高应力软岩大多是上述两种原因共同引起的。软岩的膨胀性质是在物理、化学、力学等因素的作用下，产生体积变化的现象，其膨胀机理有:内部膨胀、外部膨胀和应力扩容膨胀三种。工程中的软岩膨胀为复合膨胀形式。软岩的崩解性是指软岩在物理、化学、力学等因素作用下，产生片状解体。膨胀性软岩崩解主要是粘土矿物集合体在水作用下，膨胀应力不均匀造成的崩裂。节理化软岩的崩解则是在工程力的作用下，由于裂隙发育不均匀造成局部张力引起的崩裂。高应力软岩则有可能多种崩解机制同时存在。软岩的流变性是指软岩受力变形过程中与时间有关，包括塑性流动，粘性流动，结构面闭合和滑移变形。膨胀性软岩主要是泥质矿物发生粘性流动，在工程力作用下，达到一定极限后，开始塑性变形;节理化软岩流变性主要指结构面的扩容和滑移;高应力软岩流变性多为诸形式的不同组合。岩石变形在应力状态不变的情况下不断增长，处于蠕变状态;或在约束变形条件下，软岩的强度随时间变化而降低。软岩的易扰动性指由于软岩软弱裂隙发育，吸水膨胀等特性，导致软岩抗外部环境扰动的能力极差。对卸荷松动、施工震动等极为敏感，而且具有吸湿膨胀软化、暴露风化的特点。1.1.5 软岩的临界载荷随着应力水平的提高，特别是围压的增大，岩石产生的塑性变形明显增加，使得在低应力水平下表现为硬岩特性的岩石，在提高了应力水平下显示出显著的塑性变形。对于给定的工程围岩，均由弹性变形为主的工程状态向以塑性变形为主的工程状态转化的临界点，我们称之为软化突变点，而与之相对应的应力水平称为软化临界荷载。岩石种类一定，其软化临界荷载也是客观存在的。围岩所处的地应力场的应力水平是否超过软化临界荷载是判断围岩是否为软岩的标准，当岩石所受荷载水平低于软化临界荷载时，则该岩石属于硬岩范畴;而只有当荷载水平高于软化临界荷载时，该岩石表现出了软岩的大变形特性，此时该岩石称之为软岩。1.2 软岩巷道支护原理根据目前所掌握的有关软岩力学属性、 变形力学机制 ,以及现场所观察到巷道大变形、大地压、难支护的特点 ,文献认为软岩巷道围岩并非具有单一的变形力学机制 ,而是同时具有多种变形力学机制的复合变形力学机制。对于硬岩巷道的支护不允许围岩进入塑性状态 ,否则将丧失承载能力。软岩巷道开挖后 ,其巨大的塑性能必须以某种形式释放出来 ,同时 ,处于塑性状态后其围岩仍具有一定的承载能力。假设巷道开挖后使围岩向临空区运动各种力的合力PT,如图 1所示。图1-1 PT 合力示意图软岩巷道支护原理可表示为PT=PD+PR+PS其中: PT表示巷道开挖后使围岩向临空区运动的合力(包括重力、 水作用力、 膨胀力、 构造应力和工程偏应力等 ); PD表示以变形的形式转化的工程力 (可以包括:弹塑性转化、粘弹塑性转化、膨胀力的转化 ); PR表示围岩自撑力; PS表示工程支护力。巷道开挖后引起的围岩向临空区运动的合力 PT并不是纯粹由工程支护力PS全部承担,而是由PD、PR和PS 3个部分共同分担。因为软岩巷道支护时软岩进入塑性状态不可避免 ,而且其巨大的塑性能必须释放出来 ,所以软岩支护设计时必须提供足够的变形能释放时间和释放空间。（4） 最佳支护时间和最佳支护时段岩石力学理论和工程实际表明 ,巷道开挖以后 ,巷道围岩变形逐渐增加。如果以变形速度区分 ,可以划分为3个变形阶段:减速变形阶段、近似线性的恒速变形阶段和加速变形阶段。当进入加速变形阶段时 ,围岩本身结构产生新的裂纹 ,强度就大大降低。这样 ,在加速变形阶段有PDMAX,PD但是却大大降低了PR,这不满足优化原则。解决这个问题的关键是最佳支护时间概念的建立和最佳支护时间的确定。1.2.1 最佳支护时间最佳支护时间 ,是可以使（PR+PD）同时达到最大的支护时间 ,其意义如图 1-2所示。图中 ,可以看出 ,最佳支护时间就是（PR+PD） t曲线的峰值点所对应的时间Ts。实践证明,该点与PD t曲线和 PRt 曲线的交点所对应的时间基本相同。此时,支护体使PD在优化意义上充分达到最大,同时又保护巷道围岩强度,使其强度损失在优化意义上达到充分小,亦即其本身自承力 PR 达到充分大。图1-2 最佳支护时间Ts的确定1.2.2 最佳支护时间段的确定最佳支护时间点的确定 ,在工程实践中是很难办到的 ,所以就提出了最佳支护时间段的概念 ,最佳支护时间段的概念如图 1-3所示。在工程实践中 ,只要保证能在 Ts时刻附近进行永久支护的话 ,基本上可以达到使 PD 和 PR 同时达到优化意义上的最大。这样（PR+PD）MAX， PsMIN也就自动满足。图1-3 最佳支护时段的涵义2 围岩变形及支护理论2.1 围岩的变形特征随着社会与经济发展需求的日益增长和矿山工程技术体系的进步和完善，资源开采不断地在向深部发展。然而深部开采条件下的地质作用特征和矿压显现规律与浅部开采相比会发生极大变化，该领域研究我国起步较晚，面临许多科学与技术方面的挑战。对深井巷道围岩来说，复杂的地质条件和高地应力场，常造成巷道围岩发生严重的变形破坏，常规的支护手段常常无法维持巷道围岩的稳定，造成深部巷道围岩失稳破坏全过程中的变形主要包括4个阶段:工程开挖后围岩弹性变形的恢复，围岩在无支护条件下的变形，围岩在有支护条件下的变形和围岩在失稳条件下的变形。围岩不同阶段的变形可对应于岩样不同试验条件和不同应力状态下的变形特性。2.1.1 工程开挖后围岩弹性变形恢复在未开挖情况下，围岩均处于原始地应力场的作用下，岩体处于一个相对稳定的三向应力状态，且在岩体内积聚了大量的弹性位能。在开挖后的瞬间，围岩由稳定的三向应力状态转化为单向、两向或低围压下的三向应力状态，使得岩体中积聚的弹性位能的一部分瞬间得到释放，一定量的弹性变形得到恢复，同时也造成一部分围岩因卸荷引起应力集中而破坏，形成松动圈。这部分变形无法采取支护或加固方法消除，是岩体固有属性的反映，在实施有效支护措施前，这部分变形和破坏已产生。2.1.2 无支护条件下的围岩变形开挖造成巷道表层围岩切向应力集中显著，而围岩应力状态又最不利(单向或双向应力状态)，因此，表层围岩首先发生破坏，然后应力峰值向围岩深部转移，而表层围岩进入峰后软化直至残余变形阶段，逐步丧失承载能力;此时，已破坏围岩可为深部岩体提供低应力径向约束，使围岩应力状态和峰值强度有所提高，但集中应力如仍超过围岩强度，该部分围岩仍将发生破坏进入软化阶段，应力峰值将继续向围岩更深部转移:如此反复，直至应力峰值处的集中应力小于该处围岩强度，处于峰前弹塑性状态，而围岩更深部则处于峰前弹性和原始地应力状态。处于峰值及峰后状态的岩体结构是不稳定的，当表层围岩因产生过大变形而完全丧失承载能力出现脱落，可造成围岩深部转化为单向或双向应力状态，导致围岩残余强度的下降和对深部约束力的降低，可进一步加剧围岩深部的变形和破坏，重新形成新的平衡结构。因此，深部巷道围岩无支护情况下的变形是很不稳定的，必须实施适时有效的支护措施，才能保证巷道围岩的稳定。2.1.3 有支护条件下的围岩变形 开挖后的弹性恢复和无支护下的变形，造成围岩中形成松动圈，松动圈的存在和发展反映了围岩的变形破坏过程和稳定状态。对开挖后的围岩实施支护后，支护体可对破坏后的围岩提供径向有效约束，相当于岩样试验中的围压或环向约束作用。随着围岩变形的增加，围岩与支护的接触逐步密贴，支护体的抗力也逐步提高，使围岩由单向或两向应力状态转化为三向应力状态。径向约束的出现可对围岩峰后特性产生较大的影响。首先，使处于峰后软化段围岩特性的软化中止于较高的应力状态，使围岩表现出较高的残余强度;其次，使到达残余段的围岩中残余应力得到提高，阻止了围岩滑移变形的加剧:第三，使峰前弹塑性状态下岩体的极限承载能力得到提高，阻L仁了变形破坏向围岩更深部发展。因此，如果支护的强度和刚度满足围岩变形发展的要求，可有效控制围岩的变形速率，使围岩逐步趋于稳定。但在支护发挥作用，有效约束力逐步形成和变化过程中，仍可导致破裂岩体的再破坏。松动圈内围岩与支护接触处由初始的低应力逐步转化为高应力区，说明这部分围岩在逐步提高的径向约束力和切向应力的作用下，裂隙逐步被压密，显示出较明显的结构效应;同时，超声波测试结果也表明，在不同时间而相同位置的围岩中出现声波波速下降，说明存在岩石的再破坏现象，而部分位置波速上升，说明已破裂岩体中存在压密现象图a。围岩的再破坏是支护提供的约束作用导致破裂岩体力学性能进一步演化的结果。巷道围岩松动圈测试声速分布特征的变化2.1.4 支护失稳条件下的围岩变形支护结构提供的径向约束力，实际上是围岩变形造成支护结构变形的同时，支护对围岩施加的反作用力(抗力)，也就是说，围岩变形荷载与径向约束力是作用力与反作用力的关系。因此，支护结构的承载力对围岩的稳定起着至关重要的作用。对于弹塑性约束(如金属材料支护)来说，支护结构屈服后，一方面，过大的变形使巷道使用断面缩小，不满足使用要求，另一方面，松动圈内围岩由压密向体积膨胀发展后，可导致岩块的受力状态由三向向单向、两向和低约束下的三向应力状态转化，围岩力学性能显著降低，同时也降低了支护结构的整体承载能力;而对弹脆性约束(如喷射混凝土支护、砌暄支护)来说，当局部围岩变形荷载超过支护结构的承载力时，可导致支护结构提供的约束力显著下降直至失稳，破裂围岩力学性能显著恶化而失稳，造成围岩中应力重新分布，形成更大的松动圈。因此，提出了支护的适时性和主动性，支护过早，围内的应力尚处于调整状态中，围岩破坏产生的变形荷载较大，易超过支护结构的极限承载力而导致整体支护结构的失稳;支护过迟，形成的围岩松动圈过大，不能有效利用围岩自承载能力实现积极支护，且在松散压力及围岩变形荷载作用极易造成被动支护结构的火稳。因此，深部地下工程围岩的变形与破坏，既与原始地应力场分布有关，也与工程开挖后实施支护的时间和支护结构的强度与刚度相关，围岩的变形是岩石在集中应力作用下发生破坏和剪切滑移所造成的体积应变显著增加的结果。2.1.5 软岩巷道变性破坏特点一般研究表明，软岩巷道有如下特点: (1) 巷道围岩自稳时间短、来压快、变形速度大、持续时间长、施工过程中不加控制很快就会发生岩块冒落、巷道破坏。 (2) 围岩具有强膨胀性及扰动性，掘进暴露围岩吸水或水浸后迅速膨胀，并随时间的延长膨胀越来越大。 (3) 巷道围岩具有崩解性和流变性，巷道围岩暴露后，水与围岩作用引起的膨胀并不是均质的，膨胀与不膨胀便产生了压力差，于是岩体便出现了崩解。因井下环境变化使围岩变干燥时，围岩也会产生崩解现象。围岩吸水趋于饱和时，其强度越来越低，以致完全丧失支撑力而产生流变;围岩遇空气风化后，遇水流变现象也较普遍。 (4) 软岩巷道多表现为巷道四周受压，且为非对称性，巷道开挖后不仅顶板变形易冒落，巷道两帮也容易出现外鼓和冒落，同时也有可能产生强烈的底膨现象。（5）软岩巷道变形随矿井的开采深度增加而增大。2.1.6 影响软岩巷道变形破坏的主要因素软岩巷道变形破坏的影响因素很多，但是归其终究是具有复杂的力学机制影响，其大致可以分为3大类，即:化学膨胀机制、应力扩容机制和结构变形机制。化学膨胀机制主要包括:分子膨胀机制、胶体膨胀机制和毛细膨胀机制。应力扩容机制主要包括:自重应力、构造应力、水应力和工程偏应力。结构变形机制主要包括:断层型、弱层型、层理型、节理型、随机节理型等变形力学机制。2.2 软岩巷道联合支护理论分析2.2.1 软岩巷道支护的经验教训 (1)单纯提高支护刚度得不偿失软岩巷道中，因巷道变形严重，支护不久就遭到破坏，经常出现前掘后翻的局面。此时传统的做法是不断提高支护刚度，增加支护成本，而效果却不明显。大量经验表明，对软岩与极软岩巷道，单纯提高支护刚度，采取以刚克刚的方法是错误的，其结果是支护费用巨大，但支护效果却不理想，巷道不得不多次返修，严重影响巷道正常使用。 (2)单一支护方式无能为力软岩强度低，自稳定性差，易受环境效应、结构效应、空间效应以及时间效应等影响，围岩性质变化大，软岩巷道支护结构与围岩结构之间相互调节、相互控制的作用较大等等。这些特点要求支护具有多种与软岩变形相适应的功能，如及时封闭围岩的功能、与围岩协调变形的功能、加固围岩残余强度的功能、让压与支撑相结合的功能等等，显然单一支护形式一般很难同时满足以上要求，因此单一支护对软岩特别是极软岩巷道一般是无能为力。 (3)单靠一次成巷达不到预期目的传统支护一般均采取短掘短砌、立即支护、一次成巷的方式，但软岩巷道围岩变形剧烈迅速的时期，恰好是巷道掘进初期的几个小时或几天甚至几个月。一次支护方式必然使支护体承受巨大的变形压力，同时产生严重的结构性破坏，而丧失进一步承载和可缩性能，或直接影响巷道的正常使用和安全，而不得不返修。采用二次支护与联合支护理论，充分利用各种支护的优势，克服其缺点，采取适应软岩巷道变形和控制软岩巷道变形相结合的综合方法，逐步地将围岩变形量和变形速度控制在支护许可的范围内，最后形成围岩与支护结构体实现系统的相对稳定，方能取得预期的支护效果。 (4)多次翻修常使巷道愈修愈坏一般巷道经一次翻修后压力得到释放，因而修复后的巷道一般较易维护。而软岩或极软岩巷道治理中，常出现每次修复后支护受力和变形有所减小，但随着时间推移变形压力又迅速增大，新修巷道重新被破坏，并出现屡修屡坏的现象。这主要是由于软岩巷道一般都位于厚层甚至巨厚层软弱岩体内，在很大范围内不存在稳定结构承担外层压力，因而即使多次翻修也难以使围岩结构达到稳定状态，经过较短时间后，巨大地应力就又会通过软弱的外层集中作用在支护结构上，使支护与上次支护一样遭到破坏，而且每次破坏的形式及破坏周期也基本一致。2.2.2 软岩巷道围岩承载机理现代支护理论认为，巷道围岩支护应充分发挥围岩自承作用，以围岩来支护围岩。围岩的自承力是由巷道的断面形态和围岩本身的物理力学性质决定的。研究表明，塑性硬化区是围岩承载的主体，当围岩变形达到稳定时，塑性软化区和塑性流动区是实施支护的主要对象，因此，确定围岩承载单元的几何形状就决定了对巷道围岩的支护范围。2.2.3 软岩巷道弹塑性状态圈状模型巷道开挖以前，地下岩体在特定地应力场中处于三轴压力的平衡状态，巷道一旦开挖，这个平衡系统就会被破坏，围岩应力会重新调整。巷道开挖后，巷道壁面围岩由三维应力状态变为二维应力状态，最大主应力是沿巷道壁面的切线方向，巷道壁面切向应力达到最大值。最小主应力是沿巷道的径向应力，径向应力在巷道周边为零，向围岩内部逐渐增大。这个应力调整过程是瞬间完成的。如果调整后围岩应力小于岩体强度，围岩仍处于弹性状态，围岩应力可用弹性力学方法按平面应变问题计算。双向等压原岩应力场内圆形巷道围岩应力分布如图2-2所示。如果调整后的应力高于岩体强度的部分岩体就发生破坏，巷道围岩会产生塑性变形，从巷道周边向围岩深处扩展到一定范围。巷道围岩出现四个区，由巷道壁面向围岩深部依次为:塑性流动区、塑性软化区、塑性硬化区、弹性区。 图2.2圆形巷道围岩塑性形变区及应力分布P：原始应力；re：弹性径向应力；e：弹性切向应力；e：塑性切向应力；rp：径向应力；R：塑性区半径；a：巷道半径；A：塑性流动区；B：塑性软化区；C：塑性硬化区；D：弹性区2.2.4 巷道围岩塑性区范围计算 巷道支护的目的就是在巷道开挖后变形没有达到稳定的情况下，给围岩一个径向支护力，增大围压，提高围岩的岩体强度，促使稳定塑性硬化圈和塑性软化圈承载岩拱的形成，塑性流动区松动岩体不垮落。对巷道围岩进行支护后，支架与围岩发生共同变形，这个变形的大小决定了支架与围岩之间的相互作用力。基于这种认识，只要求得塑性圈的径向应力，那么作用在支架上的围岩压力也可以求出了。巷道围岩塑性软化和塑性流动的范围的大小，是由围岩应力和其本身的强度所决定的。下面依据Melan在1938年提出的塑性流动理论来对软岩巷道进行求解。Melan理论是假设塑性变形场内存在塑性势，塑性势函数九满足下列关系:dijp=fpijdd0根据MohrCoulomb准则，屈服函数可以表示为: fy=1-Kp*3-2CKp*Kp*=1+sin*1-sin*1=KP3+2cKpKp=1+sin1-sind1p=dfp1d2p=dfp2=0d3p=dfp3式中：Kp塑性指数；Kp*残余塑性指数；*残余内摩擦角； M内摩擦角软化模量；据关联流动准则，各主应变塑性增量满足以下关系式:则应变软化区最大塑性应变与最小塑性应变之比为h=Kp*=1+sin*1-sin*假定圆形巷道处于静水压力P0，半径为r0，不考虑围岩自重的情况。结合弹性理论，可以得出弹性区内巷道围岩应力为其中弹塑性交界面处围岩应力为式中P0巷道围岩应力，Mpa；在弹性区，忽略岩石的体积变化，则弹塑性交界面处应变为Ue弹塑性交界面处径向位移，m;Rh塑性硬化区半径，m性软化区半径的理论解Rh塑性硬化区半径;Rs塑性软化区半径;Rf塑性流动区半径;2.2.5 软岩巷道围岩与支护相互作用原理围岩与支护结构的相互作用，就是指围岩向巷道空间的收敛变形受到支护结构的约束，使围岩在支护抗力作用下，有效控制变形，两者在相互约束、相互依赖的条件下，实现共同承载，但是，值得注意的是，只有在围岩与支护结构紧密接触的情况下，才能实现应力、应变的相互传递，保证相互作用。本文根据现场试验，在试验巷道采用了三种联合支护手段，即锚网梁喷联合支护、锚网梁索喷联合支护以及拱形钢拱架加混凝土暄联合支护，并简单叙述其共同作用原理。2.2.6 软岩巷道支护原则目前软岩巷道支护原则，诸如“先让后抗，先柔后刚、适当释放围岩周边位移、采用封闭型支护、提高围岩自承能力”等都是根据工程实践和经验总结出来的。系统的阐述软岩巷道支护原则可以概括为四条, ( l ) 支护与围岩共同作用原则。岩层具有一定的自承及承载能力，采用及时有效的支护手段以保证回采巷道围岩的整体性，使支护和围岩结合起来，形成一个承载整体结构，共同支承围岩载荷，在提高巷道围岩稳定性的同时，将使支护费用明显减少。 (2) 为充分发挥巷道围岩的支承能力，应允许巷道围岩产生一定量的位移和变形。但是，围岩过度的位移和变形将导致其自身结构的破坏，使巷道周边的围岩丧失自承能力，以至在巷道围岩强度降低的同时，给巷道支护又增加了因围岩松动而产生的松动载荷。因此，回采巷道支护必须将其围岩的位移和变形控制在一定限度内，保持围岩完整，这就要求及时支护，并且支护要具有一定柔度和较高的初撑力。 (3) 过程原则软岩巷道支护是一个过程，不可能一蹦而就。究其本质原因，软岩巷道变形特性为塑性变形，其主要的变形破坏特点为初期来压快，变形量大，持续时间长，要对软岩巷道稳定实行有效控制，必须有一个从“单一型”向“复合型”的转化过程。 (4) 塑性圈原则和硬岩巷道支护的指导思想不同，软岩巷道支护必须允许出现塑性圈。硬岩巷道支护是控制塑性区的产生，最大限度地发挥围岩的自承能力;软岩巷道是力求有控制地产生一个合理厚度的塑性圈，最大限度地释放围岩变形能。这是由软岩的成因历史、成岩环境、成分结构及其岩石力学特性所决定的。对软岩巷道稳定性控制来讲，塑性圈的出现具有三个力学效应:大幅度地降低变形能;减少了切向应力集中程度;改善了围岩的承载状态。应力集中区向深部转移，而内部围岩处于三向受力状态，承载能力较强。塑性圈不以任意自由出现，必须从两个方面加以控制:控制变形速率。变形速率越慢，围岩在保持原有强度的前提下，允许变形量越大，释放的变形能越大;控制差异变形。煤系地层中软弱夹层的发育具有普遍性，软弱夹层等结构面具有差异性变形的力学特点，必须加以控制，才能出现均匀的塑性圈，使支护承普均匀荷载。3 深部巷道支护技术探究3.1 深部开采支护技术围岩状态是巷道矿压控制的基础。由于开采深度大，深井巷道围岩普遍处于破裂状态，这与中浅部开采有所不同。并且，现有支护不可能改变深井巷道围岩的破裂状态因此，深部开采巷道矿压控制原则的确定和控制措施的采用都应建立在围岩破裂状态的基础上。支护不能改变深并巷道围岩破裂状态的含义是支护不能控制围岩破裂的发生，这有理论和实践两方面的原因。图31 Pmin与开采深度和岩性的关系泥岩: c= 3.8 Mpa cn =0.2 Mpa =25 k=1沙页岩:c= 9.8 Mpa cn =0.49 Mpa =30 k=1砂岩:c= 19.6 Mpa cn =0.98 Mpa =35 k=1开采深度越大，岩体强度越小，欲控制围岩不破裂从理论上应提供的支护阻力就越大，如图3-1所示。从图31可见，即使支架能提供1MPa的支护阻力(通常达不到)，支架从理论上控制围岩不破裂的可能性对于泥岩在开采深度超过260 m时已不存在，砂页岩只在开采深度小于490 m、砂岩只在开采深度小于约900 m时存在这种可能性。支护阻力越小、巷道围岩强度越低支架从理论上能控制围岩不破裂的开采深度就越小。其次，在实践上，由于支护不及时以及支护时支架通常不能与围岩密切接触，只有在巷道产生较大变形后支护才起作用.而此时围岩无疑已经破裂。事实上，深井巷造一开掘时围岩就处十破裂状态，产生了破裂区。可见，与中浅部开采不完全相同，深部开采面对的必然是开巷后围岩处十破裂(残余强度)状态。这就是深井巷道矿压控制的基础。3.1.1 深井巷道控制的原则巷道围岩破裂范围(破裂区厚度)是深井巷道围岩稳定性、变形量大小和支护难易程度的决定因索。虽然深井巷道围岩的破裂状态不能改变，但采取包括支护在内的一切矿压控制措施，控制围岩破裂的发展、减小围岩破裂范围是可能的。矿山压力的任何控制措施都是建立在矿山压力的影响因素基础上的;影响围岩破裂范围的主要因素也就是影响深井巷道矿压的主要因累。这些因素包括：（1） 巷道所处应力场.包括开采深度和采动影响等;（2） 巷道围岩的力学性质.主要有岩体的极限强度、残余强度和应变软化程度，此外，岩体弹性模量对巷道变形有较大的影响;（3） 巷道支护与维护方式等。通常，开采深度是不可选择的，只要人类继续有对矿产资源的需求，开采必然向深部发展，或迟或早。而其它因素的影响都可以通过采取适当的措施降低到一定程度，有的则完全可以消除它们的影响。例如，采用前进式采煤法可以避免超前支承压力的影响.而掘前预采则可以完全消除采动的影响。（1） 深并巷道矿压控制的总体原则深井巷道矿压控制总的原则是:采取一切可能的措施，减小巷道围岩的破裂范围。这是由深井巷道围岩状态的特点决定的。减小巷道围岩破裂范围可以采取多方面的技术措施，如图3-2所示。这些技术措施归根结底是通过降低应力和保证巷道围岩有较高的强度或提高岩体强度，从而达到减小巷道围岩破裂范围、提高巷道稳定性的目的。图32 巷道保护方式1无煤柱;2小煤柱;3大煤柱I破裂区；II塑性区；III弹性(应力升高)区；IV原岩应力区选择适当的巷道位置和巷道保护方法是深井巷道矿压控制的基本要求和原则，合理的巷道支护是深井巷道矿压控制的根本保证。通常，岩层卸压和单纯的岩层加固(支护如锚喷支护、锚注支护等也具有加固围岩的作用)作为深并巷道矿压控制的辅助措施。然而，在围岩条件相当差的情况下，岩层加固是必须的;在岩层压力(开采深度)很大的情况下，岩层卸压是必须的;有时，岩层卸压和岩层加固都是必要的。深井巷道矿压控制的难点依然是采准巷道，特别是不得不布置在煤层中的回采巷道，在深部开采条件下当受到数倍于原岩应力的支承压力作用时将变得很难维护。改善煤层平巷酌维护条件应采取多方面的措施，最根本的措施是改变开采体系.即改后退式回采为前进式回采。目前，我国普通采用后退式采煤法，在深部开采中也不例外。由十区段平巷在工作面回采前一次掘出，在深部开采条件下掘巷时就会产生较大变形，受采煤工作面超前支承压力的影响，巷道维护状况将进一步恶化，产生严重变形甚至破坏，结果不得不翻修。采用前进式采煤体系时，区段平巷随采随掘，不仅维护时间短，而不受工作面前方移动支承压力的影响，对深部开采的煤层平巷维护比较有利。原西德的研究表明，前进式采煤法的巷道变形量比后退式采煤法小得多。在开采深度为1600 m的情况下，提前掘进(后退式采煤法)的工作面巷道受一侧采动影响后，其顶底板相对移近量高达巷道原始高度89 %，而随工作面开采同时掘进(前进式采煤法)的巷道顶底板相对.移近量仅46 %若用建筑材料充填则可以降低到35 %。开采深度越大，前进式采煤体系的优点越突出。目前，不少采煤国采用前进式采煤法的比重都比较大，如英国达80 %，德国为60 %，波兰占40 %，法国为50 %。从深部开采的煤层巷道维护问题出发.我国也应推行前进式采煤体系。国外的实践表明.通过采取适当的技术措施，前进式采煤法的通风安全问题是可以解决的。然而，需要指出的是，由于前进式采煤法必然要与沿空留巷相结合，而在厚煤层中沿空留巷通常比较困难，特别是在深部开采的条件下，因此前进式采煤法应首先在薄煤层和厚度较小的中厚煤层中推广应用。（2） 深井巷道布置原则同中浅部开采一样.深部开采的巷道也应布置在;开采形成的应力降低区，强度高、整体性好的稳定岩层中。就巷道位置而言.不外乎巷道的埋藏深度、巷道与采场(采空区)或其它巷道的相对位置以及巷道所处的岩层层位。开采深度是不可选择的，因而从这种意义上说，巷道埋藏深度也不可选择。然而，巷道与采空区的相对位置和巷道的岩层层位通常有较大的选择余地。岩石力学性质是影响深井巷道矿山压力的一个主要方面。好的围岩条件能在一定程度上甚至大大削弱开采深度和采动对深井巷道围岩稳定性的影响，因为巷道围岩稳定性取决于围岩应力与围岩强度相互作用的结果.即围岩状态或围岩破裂范围。国外不少金属矿山的开采深度达20003000 m，世界上开采深度最大的南非金矿达4000 m，但巷道支护问题并不突出，而煤矿的开采深度达到8001000 m后巷道支护问题通常变得很困难，原因就在于金局矿床特别是内生矿床的围岩强度比煤矿床的围岩强度高得多。煤矿开采的实践也表明，若巷道围岩为厚层砂岩或整体性好的石灰岩，即使开采深度超过1000 m，巷道变形量也很小，用一般支护方法也能成功地维护。相反，若巷道围岩为节理裂隙发育、强度低的松散软弱岩层，即使开采深度仅3003400m，巷道变形量也很大，常规支护方法已很难维护。因此，可以认为，在深部开采条件下，岩性对巷道围岩稳定性的影响比中、浅部开采突出。此外，由于以下多方面的原因，使得深部开采的巷道底区问题比较突出。这些原因主要是:深部开采压力大;巷道形状及对底板无支护不利于控制底脸，水对底板岩层的软化作用(如欲用锚杆控制底臌.而在施工过程中将水导入底板岩层，结果适得其反);施工过程中底板岩层遭到破坏(如底板超挖、履带式装载机反复碾压底板等)。然而，造成底臌的根本原因是底板岩层的强度低(破裂膨胀)、或底板岩层遇水膨胀。因此，应特别强调巷道底板岩层的力学性质。巷道布置在开采形成的应力降低区内.不仅可以免受采动的影响，然而，由于应力降低区内的应力低于原岩应力，因此还可以在一定程度上减小开采深度的影响。众所周知，开采将在采场(采空区)四周形成支承压力，并向底板岩层中传播.在煤层(煤柱下方的)底板岩层中形成应力升高区。通常，开采形成的支承压力是原岩应力的数倍.甚至十倍以上，与采动状况(一侧采动还是两侧采动)、距离煤壁(煤柱)边缘的距离和与采空区的相对位置等因素有关。显然，开采的影响等价于开采深度的成倍增加，从而使巷道所处的应力成倍增大。在很大程度上可以说，采动对深井巷道维护的影响远远超过开采深度的影响。不过，开采深度不能选择，而通过适当地确定巷道位置，可以避免或减小开采形成的支承压力的影响。这就是将巷道布置在开采形成的应力降低区。（3） 无煤柱护巷原则留煤柱和不留煤柱(无煤柱)是巷道保护的两种基本方式。在深部开采条件下，由于支承压力峰值处距煤壁边缘的距离x0和支承压力的影响范围L增大，因此，为了避免支承压力的影响，留煤柱护巷势必大大增大护巷煤柱宽度(图3-2中第3种巷道布置方案)。然而理论分析和现场实践都表明，要完全避免支承压力的影响，在深井条件下煤柱宽度将达100-150m以上，如图3-3和图3-4所示。开采深度越大，煤体强度越低，不受支承压力影响需要留的护巷煤柱宽度越大。毫无疑问，通过加大煤柱尺寸来改善深井巷道的维护条件效果并不理想，并且会造成煤炭资源的极大损失。留煤柱护巷在实践中较普遍的是留宽度较小的煤柱，这对深井巷道的维护极为不利。在深部开采条件下，若护巷煤柱的宽度为1020m，巷道将位于支承压力峰值附近，甚至恰恰位于支承压力峰值处(图3-2中巷道位置2)。由于煤柱上作用的支承压力向底板岩层中传播，在煤柱下方的底板岩层中形成应力升高区，应力成倍增大，因此，留煤柱对底板岩巷或下部煤层巷道的维护极为不利。例如，国内某矿在进入深部开采后仍然采用留煤柱的方式“保护”采区石门，结果受上部煤层开采在煤柱上形成的支承压力的影响、在其服务期间不得不多次翻修。这说明，留煤柱对巷道维护的消极作用在一部分现场还没有被充分地认识到。 图3-3压力与煤柱宽度的关系 图3-4巷道变形与煤柱宽度的关系（1围岩稳定性好:2围岩稳定性差）无煤柱护巷的实质是将巷道布置在应力降低区或使巷道处于低应力区，避免开采形成的数倍于原岩应力的支承压力的影响，这对深井巷道维护较为有利。因此，无煤柱护巷应作为深井巷道矿压控制的一条基本原则。这是由深部开采岩层压力大，因而应把降低巷道所处的应力放在首位的持殊要求决定的。（4） 巷道围岩破裂区原则它的内涵是，在深部开采条件下，支护不可能改变巷道围岩的破裂状态，因此应允许围岩出现破裂区，即应允许支架工作在巷道围岩特性曲线的破裂点之后。这是由深井巷道的围岩状态持点决定的。在深部开采条件下:现有支护不可能提供足以阻止巷道围岩破裂的支护阻力;支护无法在巷道围岩破裂前施加影响，因为掘巷(炮掘爆破)时围岩已开始破裂。因此，与中、浅部开采不同，对于煤系地层，深部开采的巷道围岩破裂是必然的，应该并且只能允许围岩破裂。图3-5围岩与支架相互作用关系1围岩特性曲线;2支架特性曲线;c围岩破裂点按照现有的巷道支护理论(图3-5 )，巷道支架的工作点应在围岩破裂点之前(这在开采深度不大且围岩强度不是太低时是可能的).并且认为，当支架工作点位于围岩破裂点之后时，支架将承受较大的压力。有必要指出，这只是一种推测，所以曲线后半段在有关文献中常常以虚线的形式出现。支架受力大小是支架与巷道围岩相互作用的结果，固然与围岩状态有关，但它决定于巷道将产生多大的变形、支护前巷道已经产生的变形量大小和支架的力学性能(增阻特性)。围岩破裂后支架是否受到比围岩破裂压力(A曲线上c点对应的压力)更大的载荷作用.取决于由于破裂增加的巷道变形量作用于巷道支架产生多大的变形压力。此外，围岩破裂将使变形能得以释放，在破裂范围不大(在岩体弹性模量不太小的情况下破裂区厚度1.52 m)的条件下释放的压力有可能大于由于围岩破裂而增加的变形压力，结果使支架承受比围岩破裂压力更小的载荷作用，如图3-6所示图3-6 Piu理论曲线与实际曲线1理论曲线;2实际曲线; C围岩破裂点; C，最小压力点计算与分析表明.在深部开采条件下，只有在岩体极限强度和残余强度较大.而应变软化系数较小，从而破裂压力较小而支护刚度较大的情况下，围岩破裂才有可能使支架承受比破裂压力更大的载荷作用。通常，在破裂范围不是很大(破裂区厚度小于1.52 m)的情况下，围岩破裂有利十减小支架的载荷.特别是在开采深度较大或围岩强度较低的条件下。然而，必须强调指出，允许图岩出现破裂区并不意味着允许围岩无限制的破裂，相反，应将围岩破裂控制在一定范围内。从Ixl .3-可见，围岩破裂范围过大将导致支架承受巨大的载荷，结果将使支架变形和破坏。围岩破裂将使巷道围岩稳定性降低;破裂范围越大，巷道围岩稳定性越差，但破裂并不意味着围岩失稳。围岩破裂意味着围岩处十残余强度状态，但仍然具有一定承载能力。例压力越大，残余强度越大.破裂围岩的承载能力也越大。因此，远离巷道周边，在破裂区与塑性区交界处.破裂围岩可以达到很高的承载能力。而围岩失稳(如冒顶)属于力的平衡问题.它取决于岩层重力与周围岩体的摩擦力和支架阻力等是否处于平衡状态。综上所述，应允许深井巷退围岩破裂，但必须将破裂控制在一定范围内。允许围岩破裂有利于充分利用围岩的自承能力，减小支架载荷。（5） 先柔后刚、二次支护原则这一原则是由深井巷道的变形特点决定的。深井巷道刚掘进时，围岩破裂发展很快，巷道变形速度大，压力大，来压快;以后变形速度逐渐减小井趋于稳定，保持较低的变形速度而处于长期蠕变状态，直至受到采动影响。为了适应深井巷道的上述变形特点，应采用先柔后刚的二次支护方式。一次支护应允许巷道围岩变形.具有一定“柔性”，以释放大的变形压力.充分利用围岩的自承能力。但仅仅具有“柔性”还并不是理想的一次支护方式，因为不利于控制围岩破裂的扩展。理想的一次支护方式应即能适应掘巷初期巷道变形速度大的特点，又能加固巷道围岩，尽早控制围岩破裂的扩展。从这种意义上说、以加固围岩为主的锚喷(网)支护是比以被动支护为持征的(可缩性)支架更理想的一次支护方式。二次支护应能适应围岩破裂区形成后巷道长期缓慢变形的特点，具有较大的刚性、以保证破裂区围岩的稳定性。此外，无论是从深井巷道变形量大还是变形速度大出发，都要求支架(护)必须具有足够大的可缩量。因此，不仅普通料石稍、木支架、混凝土支架和普通金属支架等刚性支架.而且可缩量小的可缩性金属支架也不适应深并巷道变形量大的持点。我国有的深部开采的矿井曾试图用双层甚至多层料石稍“抵抗”深井巷道的变形压力，其结果是不言而喻的。3.1.2 巷道支护的主要形式可缩性金属支架; 锚杆支护; 锚索支护; 锚杆喷射混凝土支护(简称锚喷支护); 锚杆、金属网支护(简称锚网支护); 锚杆、金属网、喷射混凝土支护(简称锚喷网支护); 锚杆、金属网、钢架、喷射混凝土支护(简称锚网喷架支护); 锚杆、喷射混凝土和锚索联合支护(简称锚喷索支护); 锚杆、金属网和锚索联合支护(简称锚网索支护); 锚杆、梁、金属网联合支护(简称锚梁网支护); 锚杆、金属网和可锚性金属支架联合支护(简称锚网架支护); 锚杆、金属网和柑架支护(简称锚网柑支护); 锚梁网、喷、注浆联合支护; 锚、网、喷、稍联合支护等。3.1.3 开拓巷道支护矿井的斜井、大巷、硐室、石门等工程，多属永久性工程，服务年限长，又称为开拓巷道，因此对此巷道的支护要首先考虑以下3个主要因素:（1） 巷道布置层位;（2） 开采时动压作用影响;（3） 支护形式。1) 对于巷道的开拓布置，避开人为的巷道破坏是非常重要的。巷道的布置选在稳定和较稳定的岩层中。2) 在开采过程中，为巷道免受围岩二次变形的破坏，最好在巷道掘进之前或掘进后就应该先采出位于巷道之上的一个煤层或一个业阶段，使巷道在卸压区域中开掘和使用，其后开采其它区段对它不再有较大的影响，周围的岩层也相应的保持了稳定。3) 巷道支护形式，在稳定或较稳定的围岩中，以锚、网、喷结构形式支护最为理想。4) 在不稳定和极不稳定的岩层中，单靠一种支护形式难以取得满意效果，因此可因地制宜的采取不同形式进行加固或联合支护。3.1.4 采区巷道支护采区上山(下山)巷道多数采用煤、半煤岩掘进，一部分也可布置在煤层的底板，但其影响支护的关键是无煤柱开采，多回收煤柱而带来的动压破坏变形，这种情况在近距离煤层开采中尤为突出。因此，作为上山(下山)在巷道断面与支护上，考虑首先要采用拱形断面为宜，并留有一定的可缩系数，以保证巷道的使用断面，支护上采用锚、网、喷支护在上部回采工作跨采之前对上山(下山)巷道采用锚梁、U型棚可缩支架、锚索等强全螺纹全锚锚杆进行加固。当矩形断面跨度超过3m时，在锚、背、网的基础上，则必须再加外部支架进行支护，特别是上山(下山)片口更应如此，防止岩梁受拉断裂冒顶。通过上述支护措施，便可达到巷道维护，不丢失煤柱资源和安全使用的目的。3.1.5 采区工作面支护采区工作面受回采工作面采动压力作用破坏变形最为严重，它的支护好坏直接影响着生产和安全。解决这一问题，煤柱护巷已不能从根本上解决深部开采条件下的支护问题，轨运合一，采后留巷，也很难对采空区边缘的巷道支护好。因此，以沿空擦边送巷，取消保护煤柱，将对巷道支护起到巨大作用。在支护上采用组合式锚杆支护，即巷道以金属网、W钢带背实，沿巷道两肩窝和底角配备加长锚杆和异形托招进行锚固，顶板再每隔一排锚杆间距打二排锚索加固。对于厚煤层开采的中下分层支护，因顶板处十假顶状态，故两帮除锚、背、网外，还需要另增设框式可缩性支架。3.1.6 回采工作面切眼支护回采工作面除综采切眼外，断面较小，而且停放时间短，比较容易控制，一般的支护采用锚、背、网与增设单体支柱挂顶梁联合支护即可。但在综采工作面切眼支护上难度较大，它受断面大，目支护的支架受安装综采支架的影响，以及原支护支架的回收因素。因此如没有相应对策，将难以保证安全。所以，对综采切眼的支护应按照下列方法进行支护:(1)采用“锚、带、网、支联合支护，一次成巷，避免分次支护，刷大时造成冒顶事故，特别是对复合顶板，给二次扩帮支设支架带来不安全因素。(2)使用锚杆、金属网、W钢带要紧跟掘进工作面，避免复合顶板离层现象，尤其是安装综采设备回收框式支架后，锚、带、网将给安装工作带来安全保证。(3)框式支架的两根立柱，必须具备可缩性和初撑力，安装时先支后回来调整两立柱之间的距离，便于综采支架安装。总之，降低应力，加固围岩和在此基础上采用符合围岩变形规律的支护形式是深井巷道维护的基本方法。3.2 可缩性金属支架3.2.1 U型钢拱形可缩性支架U型钢拱形可缩性支架结构比较简单，承载