深井、软岩岩巷二次支护原理

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1、深井、软岩岩巷二次支护原理 中国矿业大学中国矿业大学侯朝炯侯朝炯 柏建彪柏建彪 李大伟李大伟 王襄禹王襄禹 u软岩巷道u是指在工程力作用下能产生显著显著的塑性变形和非连续变形的巷道。工程力指作用在巷道围岩的力之和，包括自重应力、残余构造应力、水的作用力，采动影响力及膨胀应力等。1 概述u地质软岩：单轴抗压强度在0.525 MPa的松散、破碎、软弱及风化膨胀性一类岩体的总称。u工程软岩：在工程力作用下能产生显著塑性变形的工程岩体 。工程岩体是软岩工程研究的主要对象，包括岩块、结构面及其空间组合特征。工程力是指作用在工程岩体上的力的总和，可以是重力、构造残余应力、水的作用力和工程扰动力以及膨胀应力

2、等。显著塑性变形以塑性变形为主的变形量超过了工程设计的允许变形值并影响了工程的正常使用。包括显著的弹性变形、粘弹塑性变形，连续性变形和非连续性变形等。软岩的概念软岩的概念1 概述概述u深井巷道极限深度围岩性质围岩性质极限深度（极限深度（m）软岩软岩400500中硬岩中硬岩800硬岩硬岩10001 概述概述u该该类类巷巷道道具具有有围围岩岩破破碎碎严严重重，塑塑性性区区、破破碎碎区区范范围围很很大大，蠕蠕变变严严重重。巷巷道道围围岩岩变变形形少少则则几几百百毫毫米米，多多达达。巷巷道道在在服服务务期期间间需需要要进进行行不不断断的的维维护护与与返返修修，特特别别是是它它们们的的两两类类或或三三类

3、类的的复合型，问题更为突出。复合型，问题更为突出。u破破坏坏方方式式：软软岩岩巷巷道道破破坏坏是是一一个个渐渐进进的的力力学学过过程程，总总是是从从某某一个或几个部位开始变形、损伤，进而导致整个系统失稳。一个或几个部位开始变形、损伤，进而导致整个系统失稳。u破破坏坏过过程程：沿沿巷巷道道断断面面各各个个方方向向的的位位移移速速度度各各不不相相同同，总总是是从从剧剧烈烈变变形形的的部部位位发发生生裂裂纹纹，鳞鳞状状剥剥落落，变变形形破破坏坏区区域域逐逐渐渐扩大，最终导致整个支护系统的失稳。扩大，最终导致整个支护系统的失稳。u深井、软岩巷道变形特点1 概述概述 断面形状、破岩方式断面形状、破岩方式

4、 先让后抗、先柔后刚的二次支护先让后抗、先柔后刚的二次支护 让让、抗抗、柔柔、刚刚的的程程度度、强强度度以以及及二二次次支支护护的的原原理理未未解解决。决。 此项研究就是支护要解决以上问题。此项研究就是支护要解决以上问题。 我我国国煤煤矿矿每每年年以以101012m12m的的速速度度向向深深部部发发展展（东东部部矿矿井井101025m/y25m/y）。）。 深深井井、软软岩岩巷巷道道表表现现出出高高应应力力、大大变变形形、强强烈烈底底鼓鼓、持持续流变的特点，围岩不能稳定，严重影响生产和安全。续流变的特点，围岩不能稳定，严重影响生产和安全。 2 锚杆支护围岩强度强化理论2 锚杆支护围岩强度强化理

5、论锚杆支护围岩强度强化理论 （1 1）传统的悬吊、组合梁、组合拱理论及计算是针对弹性状态的完整岩体；）传统的悬吊、组合梁、组合拱理论及计算是针对弹性状态的完整岩体； （2 2）研究锚杆支护对围岩）研究锚杆支护对围岩E、C、 的改善也限于岩体破碎前的弹性状态；的改善也限于岩体破碎前的弹性状态； （3 3）处于峰后强度和残余强度的破碎岩体，锚杆支护能否起作用？作用机理是）处于峰后强度和残余强度的破碎岩体，锚杆支护能否起作用？作用机理是什么？什么？ 传统锚杆支护理论存在的问题：传统锚杆支护理论存在的问题：锚杆布置在破碎围岩中锚杆布置在破碎围岩中9 92 锚杆支护围岩强度强化理论锚杆支护围岩强度强化理

6、论2 锚杆支护围岩强度强化理论锚杆支护围岩强度强化理论 围岩强度强化理论围岩强度强化理论实质是锚杆与围岩相互作用，组成锚固体实质是锚杆与围岩相互作用，组成锚固体锚杆可改善锚固体力学参数，提高锚固体的强度，使岩体强度，特别是峰锚杆可改善锚固体力学参数，提高锚固体的强度，使岩体强度，特别是峰后强度和残余强度得到强化后强度和残余强度得到强化形成共同承载结构，充分发挥围岩自承能力形成共同承载结构，充分发挥围岩自承能力2 锚杆支护围岩强度强化理论锚杆支护围岩强度强化理论 锚固体锚固体C、C*、* 随锚杆支护强度随锚杆支护强度t的的增加而提高。增加而提高。锚杆支护强度锚杆支护强度 t t / MPa/ M

7、Pa00.060.080.110.140.170.22等效内聚力等效内聚力C / C / MPaMPa0.34660.35680.36260.36770.38280.37730.3869等效内摩擦角等效内摩擦角 / / 31.5131.5333.5135.5737.1438.840.4不同锚杆支护强度下锚固体破坏前的不同锚杆支护强度下锚固体破坏前的C、 值值2 锚杆支护围岩强度强化理论锚杆支护围岩强度强化理论不同锚杆支护强度下锚固体破坏后的不同锚杆支护强度下锚固体破坏后的C*、*值值锚杆支护强度锚杆支护强度t / MPa00.060.080.110.140.170.22等效内聚力等效内聚力C*

8、 / MPa0.01680.01820.01830.01840.01860.01940.021等效内摩擦角等效内摩擦角 */ 31.5131.5333.5135.5737.1438.840.42 锚杆支护围岩强度强化理论锚杆支护围岩强度强化理论锚锚固固体体强强度度随随锚锚杆杆支支护护强强度度t 的的提提高高而而得得到到强强 化化 ， 达达 到到 一一 定定 程程 度度 就就可保持围岩稳定。可保持围岩稳定。图图 锚固体应力应变曲线图锚固体应力应变曲线图注：曲线上数字为锚杆支护强度注：曲线上数字为锚杆支护强度t（MPa） 3 合理一次支护3 合理一次支护合理一次支护 合理一次支护的两种方法：合理一

9、次支护的两种方法：（1 1）有限让压合理控制围岩技术）有限让压合理控制围岩技术 锚喷网、可缩性金属支架锚喷网、可缩性金属支架（2 2）有控主动卸压技术）有控主动卸压技术3.1 有限让压合理控制围岩技术有限让压合理控制围岩技术 对对于于深深部部巷巷道道的的初初期期剧剧烈烈大大变变形形，一一次次支支护护控控制制的的对对象象就就是是围围岩岩进进入入破破裂裂状状态态时时的的碎碎胀胀大大变变形形。影影响响围围岩岩碎碎涨涨变变形形的的因因素素主主要要有有两两种种，即即围围岩岩的的碎碎胀胀性性和和产产生生碎碎胀胀变变形形的的范范围围，碎碎胀胀变变形形的的产产生生主主要要是是由由进进入入峰峰后后变变形形围围岩

10、岩引引起起的的。因因此此，在在围围岩岩碎碎涨涨性性一一定定的的条条件件下下，如如果果采采用用有有效效的的一一次次支支护护，控控制制进进入入峰峰后后变变形形的的围围岩岩范范围（即塑性区范围）可在一定程度上减小围岩的碎胀变形、保证巷道的初期稳定。围（即塑性区范围）可在一定程度上减小围岩的碎胀变形、保证巷道的初期稳定。 、3.1 有限让压合理控制围岩技术有限让压合理控制围岩技术v一次支护的巷道围岩应力状态一次支护的巷道围岩应力状态 弹性区为积分常数待定的弹性应力解。弹性区为积分常数待定的弹性应力解。 塑塑性性区区：分分应应变变软软化化区区和和破破碎碎区区；破破碎碎区区又又分分为为锚锚固固区区内内、锚

11、锚固固区区外外破破碎碎区区。（考考虑虑到到深深井井、软软岩岩巷巷道道围围岩岩破破碎碎区区范范围围较较大大，以以下下计计算算都都认认为为锚锚固固端端位位于于破破碎碎区区内内）基基本本方方程程均均为为平衡方程和库仑准则。平衡方程和库仑准则。 应变软化区、破碎区采用以下非关联流动法则：应变软化区、破碎区采用以下非关联流动法则： 应变软化区的强度准则为：应变软化区的强度准则为： 岩体的剪胀扩容系数 、分别为切向、径向上的塑性主应变分量软化模量，即软化应力应变曲线的斜率；初始屈服时的最大主应变， 3.1 有限让压合理控制围岩技术有限让压合理控制围岩技术v一次支护的巷道围岩应力状态（弹性区）一次支护的巷道

12、围岩应力状态（弹性区） 由弹性力学轴对称问题的基本解知：由弹性力学轴对称问题的基本解知： 原岩应力； 巷道围岩塑性区半径； 巷道围岩体位置半径； 岩体粘结力； 岩体内摩擦角。 径向应力径向应力: 径向应变径向应变: 位位 移移: 3.1 有限让压合理控制围岩技术有限让压合理控制围岩技术v一次支护的巷道围岩应力状态（应变软化区）一次支护的巷道围岩应力状态（应变软化区） 3.1 有限让压合理控制围岩技术有限让压合理控制围岩技术v一次支护的巷道围岩应力状态（破碎区内锚固区）一次支护的巷道围岩应力状态（破碎区内锚固区） 破碎区内锚固区围岩的粘结力； 破碎区内锚固区围岩的内摩擦角。 3.1 有限让压合理

13、控制围岩技术有限让压合理控制围岩技术v一次支护的巷道围岩应力状态（破碎区非锚固区）一次支护的巷道围岩应力状态（破碎区非锚固区） 破碎区内非锚固区岩体的粘结力。 3.1 有限让压合理控制围岩技术有限让压合理控制围岩技术v应变软化区（塑性区）半径应变软化区（塑性区）半径 3.1 有限让压合理控制围岩技术有限让压合理控制围岩技术v合理的一次支护强度、高延伸率保证锚杆支护作合理的一次支护强度、高延伸率保证锚杆支护作用连续性用连续性 选选择择不不同同锚锚杆杆间间排排距距下下锚锚固固体体对对应应的的力力学学参参数数及及原原岩岩应应力力、岩岩体体力力学学参参数数、巷巷道道半半径径、锚锚固固区区半半径径值值代

14、代入入应应变变软软化化区区（塑塑性性区区）半半径径的的理理论论计计算算公公式式可可知知，随随锚锚杆杆间间排排距距减减小小，锚锚杆杆支支护护强强度度的的增增加加，巷巷道道围围岩岩塑塑性性区区范范围围迅迅速速减减小小；一一定定阶阶段段后后，塑塑性性区区减减小小趋趋缓缓，如如下下图图。变变化化拐拐点点的的锚锚杆杆支支护护强强度度为为，这这就就是是经经济济合合理的锚杆一次支护强度。理的锚杆一次支护强度。 3.1 有限让压合理控制围岩技术有限让压合理控制围岩技术v合理的一次支护强度合理的一次支护强度 有控主动卸压技术有控主动卸压技术 因因此此，提提出出了了一一种种主主动动有有控控卸卸压压的的方方法法释释

15、放放变变形形能能，即即巷巷道道掘掘进进时时紧紧跟跟迎迎头头打打设设顶顶板板锚锚杆杆保保证证安安全全、架架设设棚棚式式支支架架，当当围围岩岩变变形形挤挤压压支支架架时时，主主动动破破碎碎一一定定厚厚度度的的围围岩岩，使使围围岩岩与与支支架架之之间间留留有有一一定定的的变变形空间、释放变形能，将高应力向深部转移。形空间、释放变形能，将高应力向深部转移。 长期以来，一次让压支护多采用可缩性金属支架、预留巷道断面长期以来，一次让压支护多采用可缩性金属支架、预留巷道断面和锚喷塑性充填层等支护方式，并获得了较好的支护效果。和锚喷塑性充填层等支护方式，并获得了较好的支护效果。但目前但目前采用的一次让压支护都

16、属于被动让压支护方式，都是预先限定了围岩采用的一次让压支护都属于被动让压支护方式，都是预先限定了围岩的变形空间的变形空间，如果预先限定的变形空间太小就不能充分释放围岩的变如果预先限定的变形空间太小就不能充分释放围岩的变形能，如果围岩变形空间过大会使浅部围岩的弱化程度加大，围岩的形能，如果围岩变形空间过大会使浅部围岩的弱化程度加大，围岩的整体强度降低，不利于发挥围岩的承载能力，寻求一种主动有控卸压整体强度降低，不利于发挥围岩的承载能力，寻求一种主动有控卸压的支护方式是解决此问题的关键。的支护方式是解决此问题的关键。 有控主动卸压技术有控主动卸压技术 开挖前开挖前 开挖后开挖后 有控主动卸压技术有

17、控主动卸压技术释放变形能前后垂直应力分布释放变形能前后垂直应力分布（MPa） 有控主动卸压技术有控主动卸压技术卸压与围岩强度弱化的关系卸压与围岩强度弱化的关系（a）放矸卸压前）放矸卸压前 （b）放矸卸压后）放矸卸压后 有控主动卸压技术有控主动卸压技术卸压与围岩强度弱化的关系卸压与围岩强度弱化的关系卸压卸压1次次卸压卸压4次次卸压卸压5次次卸压卸压6次次 有控主动卸压技术有控主动卸压技术卸压与围岩强度弱化的关系卸压与围岩强度弱化的关系 而相同区域内卸压而相同区域内卸压5次时，粘聚力分别约为和，相比没有卸压时的降低次时，粘聚力分别约为和，相比没有卸压时的降低值分别达到了值分别达到了32.1%和和4

18、0.2%左右，降低幅度十分明显左右，降低幅度十分明显 有控主动卸压技术有控主动卸压技术卸压次数增加卸压次数增加应力向深部转移趋势不可否认应力向深部转移趋势不可否认蠕变速度降低的趋势不可否认蠕变速度降低的趋势不可否认无限制地增加卸压次数就会利于巷道的稳定无限制地增加卸压次数就会利于巷道的稳定？有控卸压的理论依据（变形压力）有控卸压的理论依据（变形压力） 有控主动卸压技术有控主动卸压技术有控卸压的理论依据（变形压力）有控卸压的理论依据（变形压力） 有控主动卸压技术有控主动卸压技术有控卸压的理论依据（变形压力）有控卸压的理论依据（变形压力） Kastner公公式式中中塑塑性性变变形形压压力力与与塑塑

19、性性区区半半径径成成反反比比，塑塑性性区区半半径径增增大大降降低低。应应变变软软化化的的变变化化曲曲线线呈呈凹凹形形，塑塑性性区区发发展展的的初初始始阶阶段段，变变形形压压力力随随塑塑性性区区半半径径增增大大而而减减小小，一一定定阶阶段段后后，随随塑塑性性区区半半径径的的增增大大变变形形压压力力反反而而有有增增大大的的趋趋势势，应应变变软软化化模模量量越越大大，粘粘聚聚力力随随塑塑性性区区发发展展的的衰衰减减速速度度越越快快，围围岩岩承承载载能能力力的下降速度将会加剧。的下降速度将会加剧。 有控主动卸压技术有控主动卸压技术以往巷道卸压技术以往巷道卸压技术 卸卸压压程程度度过过高高，塑塑性性区区

20、范范围围急急剧剧增增大大造造成成浅浅部部围围岩岩自自身身承承载载能能力力大大幅幅度度降降低低，不利于巷道维护。不利于巷道维护。 卸卸压压程程度度过过低低，应应力力转转移移效效果果将将不不明明显显，达达不不到到卸卸压的目的。压的目的。不易控制卸压程度不易控制卸压程度有有 控控 主主 动动卸压技术卸压技术控控制制围围岩岩变变形形空空间间（破破碎碎围围岩厚度）岩厚度）合合理理的的卸卸压程度压程度4 二次支护时机4 二次支护时机二次支护时机 一次支护后形成的塑性区具有显著的一次支护后形成的塑性区具有显著的流变性质流变性质。 用用弹粘塑性力学模型分析弹粘塑性力学模型分析一次支护后塑性区的流变性质。一次支

21、护后塑性区的流变性质。 工工程程实实践践表表明明，二二次次支支护护过过早早将将难难以以抗抗拒拒围围岩岩的的初初期期剧剧烈烈变变形形，二二次次支支护护过过晚晚，围围岩岩破破坏坏加加剧剧，自自身身承承载载能能力力又又会会急急剧剧下下降降，即即二二次次支支护护在在时时间间上上与围岩变形特性不能协调。与围岩变形特性不能协调。4 二次支护时机二次支护时机变形速度变形速度/10-6m s-1t/105s图图4.1 一次支护后围岩变形速度随时间变化曲线一次支护后围岩变形速度随时间变化曲线 4 二次支护时机二次支护时机应力应力/MPat/105s图图4.2 一次支护后巷道周边应力随时间变化曲线一次支护后巷道周

22、边应力随时间变化曲线 对比图、不难看出，巷道周边应力与围岩变形速度都对比图、不难看出，巷道周边应力与围岩变形速度都逐渐趋于稳定的时间基本一致。逐渐趋于稳定的时间基本一致。4 二次支护时机二次支护时机图图4.3 二次次支护后蠕变速度与二次支护时间关系二次次支护后蠕变速度与二次支护时间关系 二次支护时间为二次支护时间为600 h600 h时蠕变速度最小，这与巷道时蠕变速度最小，这与巷道周边应力和围岩变形速度稳定的时间段非常接近。周边应力和围岩变形速度稳定的时间段非常接近。 4 二次支护时机二次支护时机 高高应应力力软软岩岩岩岩巷巷围围岩岩产产生生大大范范围围的的破破碎碎区区、塑塑性性区区难难以以避

23、避免免，一一次次支支护护控控制制高高应应力力软软岩岩巷巷道道围围岩岩大大变变形形难难以以实实现现，应应进进行行二二次次支支护护。二二次次支支护护时时机机是是决决定定维维护护效效果果的的关关键键因因素素。二二次次支支护护最最佳佳时时机机是是围围岩岩应应力力、塑塑性性区区及及变变形形速速度度趋趋于于稳稳定定，此此时时围围岩岩的的膨膨胀胀变变形形能能得得到到了了充充分分释释放放而而围围岩岩自自身身承承载载能能力力又又没没有有太太多多的的损损失失。该该时时机机的的掌掌握握可可以以通通过过对对巷巷道道表表面面位位移移监监测测，当当巷巷道道表表面面位位移移速速度度由由快快到到趋趋于于平平缓缓的的拐拐点点附

24、附近近为为二二次次支支护护的的最最佳佳支支护护时机。时机。 5 二次支护原则及计算5 二次支护原则及计算二次支护原则及计算 深井、软岩岩巷产生大范围的破碎区、塑性区难以避免，深井、软岩岩巷产生大范围的破碎区、塑性区难以避免， 峰后围岩的应力松弛过程中岩体的承载能力和强度将持续弱化峰后围岩的应力松弛过程中岩体的承载能力和强度将持续弱化 强度持续弱化强度持续弱化持续蠕变持续蠕变 采用合理的支护降低峰后围岩的应力松弛率、限制其强度的持续弱化，采用合理的支护降低峰后围岩的应力松弛率、限制其强度的持续弱化，实现巷道围岩的低速稳定蠕变，就可以保证深部巷道的长期稳定，实现巷道围岩的低速稳定蠕变，就可以保证深

25、部巷道的长期稳定， 5 二次支护原则及计算二次支护原则及计算 基本方程基本方程 二次支护后巷道围岩分为二次支护后巷道围岩分为粘塑性破碎区、粘塑性应变粘塑性破碎区、粘塑性应变软化区和粘弹性区。软化区和粘弹性区。 粘弹性区岩体的流变力学模型为粘弹性区岩体的流变力学模型为HKHK体三元件粘弹性体三元件粘弹性模型。模型。 粘粘塑塑性性区区围围岩岩体体满满足足莫莫尔尔库库仑仑强强度度准准则则，受受长长时时间间应应力力作作用用影影响响，粘粘结结力力C C(t)(t)、C C*(t)*(t)、内内摩摩擦擦角角 (t)(t)为为时时间间t t的函数变量，不考虑内摩擦角的函数变量，不考虑内摩擦角 (t)(t)的

26、应变软化。的应变软化。 基本方程基本方程v粘弹性区粘弹性区 应力偏张量； 应变偏张量； 应变球张量； 应力球张量；K 体积模量。 基本方程基本方程v粘塑性区粘塑性区 分分粘塑性应变软化区、粘塑性破碎区粘塑性应变软化区、粘塑性破碎区；其基本；其基本方程均为平衡方程和库仑准则。方程均为平衡方程和库仑准则。 粘塑性应变软化区库仑准则：粘塑性应变软化区库仑准则： 为二次支护后径向应力、切线应力随时间t变化的函数变量C(t) 粘塑性应变软化区粘结力，为时间t的函数变量；C*(t) 粘塑性破碎区粘结力，为时间t的函数变量； (t) 粘塑性应变软化区和粘塑性破碎区的内摩擦角，为时间t的函数变量。 基本方程基

27、本方程v粘塑性区粘塑性区 粘塑性破碎区库仑准则：粘塑性破碎区库仑准则： 粘塑性应变软化区粘结力，为时间粘塑性应变软化区粘结力，为时间t t的函数变量；的函数变量； 粘塑性破碎区粘结力，为时间粘塑性破碎区粘结力，为时间t t的函数变量；的函数变量； 粘粘塑塑性性应应变变软软化化区区和和粘粘塑塑性性破破碎碎区区的的内内摩摩擦擦角角，为时间为时间t t的函数变量。的函数变量。 计算结果分析计算结果分析v粘弹性区粘弹性区 由于流变性质，一次支护后的弹性区转化为粘由于流变性质，一次支护后的弹性区转化为粘弹性区，处于稳定状态时的应力为：弹性区，处于稳定状态时的应力为： 岩体的长期弹性模量 5.2 计算结果

28、分析计算结果分析v粘塑性应变软化区粘塑性应变软化区 应变软化区内化区内边界在界在r=Rt处，处于于稳定状定状态时的的粘塑性粘塑性应变软化区径向化区径向应力：力： 岩体处于流变停止稳定状态时的粘结力软化模量； 岩体长期强度的粘结力； 岩体长期强度的内摩擦角。 计算结果分析计算结果分析v破碎区内非锚固区破碎区内非锚固区 破碎区内破碎区内锚固区固区边界界r=Rm处，处于于稳定状定状态时的的粘塑性破碎区径向粘塑性破碎区径向应力：力： 岩体残余强度阶段的长期强度粘结力； 计算结果分析计算结果分析v二次支护提供的径向平衡应力二次支护提供的径向平衡应力 二二次次支支护后后其其应力力也也由由静静力力平平衡衡方

29、方程程和和摩摩尔尔库仑准准则求求得得，当当rRm在在锚固固区区外外边界界位位置置处，岩岩体体处于于流流变停停止止、稳定定状状态时，促促进深深部部围岩岩体体稳定定的径向的径向应力力为： 二次支护后锚固区围岩体长期稳定时的粘结力二次支护后锚固区围岩体长期稳定时的粘结力； 二次支护后锚固区围岩体长期稳定时的内摩擦角。二次支护后锚固区围岩体长期稳定时的内摩擦角。 计算结果分析计算结果分析v巷道稳定条件巷道稳定条件 二次支二次支护在在锚固区外固区外边界位置界位置rRm处提供的提供的径向径向稳定定应力力大于或等于非大于或等于非锚固固区内在区内在rRm处所需的径向所需的径向应力力值时，巷道可，巷道可处于于长

30、期期稳定状定状态即：即： 计算结果分析计算结果分析v巷道稳定条件巷道稳定条件 6 应用实例6.1 某矿某矿1 1的应用实例的应用实例 某某矿矿1的的-850m二二采采轨轨道道下下山山为为-850m水水平平二二采采区区辅辅助助运运输输下下山山，位位于于砂砂质质页页岩岩和和中中砂砂岩岩互互层层中中。砂砂质质页页岩岩灰灰色色、性性脆脆、具具贝贝壳壳状状断断口口；中中砂砂岩岩灰灰白白色色，钙钙质质胶胶结结，成成分分以以石石英英长长石石为为主主，含含较较多多暗暗色色矿矿物物，围围岩岩抗抗压压强强度度小小。埋埋深深9981065m，为为深深部部巷巷道道；现现场场巷巷道道变变形形特特征征也也表表明明二二采采

31、轨轨道道下下山山长长期期流流变变、大大变变形形、维维护护困困难难，显显现现出出深深井井、软软岩岩岩岩巷巷围围岩岩的的变变形形破破碎碎特特征征。为为了了保保持持巷巷道道围围岩岩的的稳稳定定，实实践践证证明明二二次次支支护护是是行行之之有有效效的的方方法法。为为了了有有效效地地应应用用二二次次支支护护，必必须须研研究二次支护的基本理论及合理确定其主要参数。究二次支护的基本理论及合理确定其主要参数。 6.1 某矿某矿1 1的应用实例的应用实例 一一次次支支护护锚锚杆杆间间排排距距为为800800mm800800mm，锚锚杆杆为为直直径径22mm22mm、长长度的全螺纹等强锚杆，度的全螺纹等强锚杆，2

32、3%23%。一次支护一次支护有限让压控制围岩有限让压控制围岩二次支护二次支护使围岩停止蠕变转使围岩停止蠕变转化到稳定状态化到稳定状态 二二次次支支护护采采用用锚锚杆杆支支护护与与注注浆浆加加固固，二二次次支支护护锚锚杆杆布布置置与与一一次次锚锚杆杆布布置置呈呈五五花花型型，间间排排距距为为800800mm800800mm，锚锚杆杆为为直直径径22mm22mm、长长度度的的左左旋旋高高强强度度螺螺纹纹钢钢锚锚杆杆。注注浆浆材材料料采采用用ZKDZKD高高水水速凝材料速凝材料 ，注浆孔深。，注浆孔深。 某矿某矿1 1的应用实例的应用实例v二次支护理论计算分析二次支护理论计算分析 该矿850m水水平

33、平地地应力力测量量结果果表表明明，最最大大主主应力力值为，理理论计算算中中按按原原岩岩应力力P0=40MPa进行行分分析析。目目前前煤煤矿巷巷道道中中应用用的的锚杆杆规格格主主要要为L=20002400mm长度度的的锚杆杆，由由于于地地应力力高高，围岩岩松松动圈圈较大大，锚杆杆支支护的的锚固固区区通通常常位位于于巷巷道道围岩岩破破碎碎区区内内，井井下下实测锚杆杆的工作阻力的工作阻力为130kN130kN。 某矿某矿1 1的应用实例的应用实例v二次支护理论计算分析二次支护理论计算分析 原岩原岩应力下岩体力学性力下岩体力学性质参数参数为： 一次一次锚杆支杆支护后，后，围岩力学性岩力学性质得到得到强

34、强化，其力学参数化，其力学参数如下：如下： 二次二次锚杆及注杆及注浆加固后，加固区加固后，加固区对应围岩体岩体稳定状定状态时的力学参数的力学参数为： 某矿某矿1 1的应用实例的应用实例v二次支护理论计算分析二次支护理论计算分析 二二次次支支护后后巷巷道道围岩岩体体稳定定时，锚固固区区边界界rRm处岩岩体的径向体的径向应力参照力参照节计算公式可得：算公式可得： 二二次次锚杆杆、注注浆加加固固后后，锚杆杆及及注注浆加加固固区区处于于长期期稳定定状状态时锚固固区区边界界rRm处，提提供供的的径径向向平平衡衡应力力由由节计算公式可得：算公式可得： 某矿某矿1 1的应用实例的应用实例v二次支护理论计算分

35、析二次支护理论计算分析 径径向向平平衡衡应力力可可达达到到，大大于于深深部部围岩岩体体稳定定时所所需需要要的的径径向向应力力值，保，保证了巷道了巷道处于于长期的期的稳定状定状态。 某矿某矿2 2的应用实例的应用实例 某某矿矿2 2井井底底车车场场巷巷道道群群埋埋深深520m520m，所所处处地地层层为为二二叠叠系系石石盒盒子子组组下下部部，位位于于泥泥岩岩、砂砂质质泥泥岩岩和和粉粉砂砂岩岩互互层层中中，被被落落差差4545110m 110m 3 3条条大大断断层层切切割割，围围岩岩呈呈碎碎裂裂结结构构，层层理理紊紊乱乱，节节理理发发育育，粉粉砂砂岩岩节节理理的的平平均均间间距距小小于于、等等于

36、于。围围岩岩抗抗压压强强度度小小，泥泥岩岩中中黏黏土土矿矿物物含含量量75%75%78%78%，遇遇水水易易膨膨胀胀泥泥化化。受受围围岩岩松松软软低低强强度度和和埋埋深深及及地地质质构构造造应应力力大大的的双双重重作作用用影影响响，巷巷道道变变形形初初期期来来压压快快、变变形形量量大大；稳稳定定后后围围岩岩仍仍以以一一定定速速度度长长时时间间持持续续流流变变、大大变变形形，巷巷道围岩变形强烈。道围岩变形强烈。 某矿某矿2 2的应用实例的应用实例v试验巷道二次支护工作阻力计算试验巷道二次支护工作阻力计算 根根据据某某矿矿2井井下下条条件件，进进行行了了一一次次锚锚杆杆支支护护、二二次次大大刚刚度

37、度高高强强度度支支护护工工作作阻阻力力计计算算。巷巷道道围围岩岩岩岩性性泥泥岩岩，考考虑虑岩岩体体与与岩岩石石力学性质的差别，原岩应力及岩体的有关参数为：力学性质的差别，原岩应力及岩体的有关参数为：P0=13MPa、C、C*=0.25 MPa、Mc=160 MPa、 =30v、E=2000MPa、=2、 C (tC*(t)=0.162 MPa、Mc (t)=122 MPa、 (t)=20 、E =1400MPa 按按圆圆形形巷巷道道计计算算，巷巷道道半半径径R0。一一次次锚锚杆杆支支护护工工作作阻阻力力q，锚固长度锚固长度Lm。 某矿某矿2 2的应用实例的应用实例v试验巷道二次支护工作阻力计算

38、试验巷道二次支护工作阻力计算 将试验巷道一、二次支护有关参数代入二次支护最将试验巷道一、二次支护有关参数代入二次支护最大工作阻力计算公式得：大工作阻力计算公式得： 料石碹强度高且为脆性，材料性质在极限破坏之前料石碹强度高且为脆性，材料性质在极限破坏之前可视为线弹性。因此，刚性料石碹的极限受力状态为可视为线弹性。因此，刚性料石碹的极限受力状态为周边岩石达到单轴抗压强度、碹体内部基本为弹性变周边岩石达到单轴抗压强度、碹体内部基本为弹性变形。形。v刚性料石碹的理论承载能力刚性料石碹的理论承载能力 某矿某矿2 2的应用实例的应用实例根据弹性力学轴对称问题的厚壁圆筒应力解：根据弹性力学轴对称问题的厚壁圆

39、筒应力解：v刚性料石碹的理论承载能力刚性料石碹的理论承载能力 巷道周边巷道周边rR0, ,料石碹极限承载能力状态时，料石碹极限承载能力状态时，rR0， ，碹体对围岩碹体对围岩支护强度为支护强度为( (料石碹在圆形巷道受均布载荷情况料石碹在圆形巷道受均布载荷情况) )： 由计算结果可知，由计算结果可知，封闭的料石碹、混凝土碹支护能够满足封闭的料石碹、混凝土碹支护能够满足二次支护大刚度与高工作阻力的要求，实现巷道稳定。二次支护大刚度与高工作阻力的要求，实现巷道稳定。 某矿某矿2 2的应用实例的应用实例v现场试验结果现场试验结果 支护方式：支护方式：一次支护：锚网喷，二次支护：锚网喷索一次支护：锚网

40、喷，二次支护：锚网喷索 某矿某矿2 2的应用实例的应用实例v现场试验结果现场试验结果 支支护护方方式式：一一次次支支护护：锚锚网网喷喷、混混凝凝土土底底拱拱 ，二二次次支护：锚网喷索支护：锚网喷索 某矿某矿2 2的应用实例的应用实例v现场试验结果现场试验结果 支支护护方方式式：一一次次支支护护：锚锚网网喷喷，二二次次支支护护：全全断断面面半半刚性料石碹（单层）刚性料石碹（单层） 某矿某矿2 2的应用实例的应用实例v现场试验结果现场试验结果 支支护护方方式式：一一次次支支护护：锚锚网网喷喷 扩扩刷刷 ，二二次次支支护护：全断面半刚性料石碹（双层）全断面半刚性料石碹（双层） 某矿某矿2 2的应用实

41、例的应用实例v现场试验结果现场试验结果 二次支护后稳定期巷道变形速度二次支护后稳定期巷道变形速度 某矿某矿3 3的应用实例的应用实例v某某矿矿3 3西西大大巷巷埋埋深深545m，位位于于泥泥岩岩和和砂砂质质泥泥岩岩互互层层中中，构构造造复复杂杂。水水平平应应力力，是是垂垂直直应应力力的的倍倍左左右右。水水平平应应力力与与泥泥岩岩抗抗压压强强度度之之比比为为，水水平平应应力力与与砂砂质质泥泥岩岩抗抗压压强强度度之比为之比为。v泥泥岩岩中中粘粘土土矿矿物物含含量量为为7589，其其中中伊伊蒙蒙层层含含量量为为2533，伊伊利利石石含含量量为为24，高高岭岭土土含含量量为为1433，绿绿泥泥石石含含

42、量量2532，强强吸吸水水、遇遇水水急急剧剧膨膨胀胀泥泥化化，风风化化；层层理理破破碎碎，层层理理节节理理裂裂隙隙十十分分发发育育。节节理理组组3，节节理理数数平平均均为为1232条条/ /m3，平平均均间间距距。西西大大巷巷为为典典型型的的深井、软岩岩巷。深井、软岩岩巷。 某矿某矿3 3的应用实例的应用实例锚网喷网壳锚网喷网壳锚网喷网壳锚网喷网壳锚网喷注浆锚索锚网喷注浆锚索锚网喷注浆锚索锚网喷注浆锚索锚绳喷锚注锚绳喷锚注锚绳喷锚注锚绳喷锚注锚网喷拱形钢棚注浆锚网喷拱形钢棚注浆锚网喷拱形钢棚注浆锚网喷拱形钢棚注浆西大巷原采用的具有代表西大巷原采用的具有代表性的支护方式性的支护方式 某矿某矿3

43、3的应用实例的应用实例目前的支护方式：如锚杆支护、锚喷支护、锚杆目前的支护方式：如锚杆支护、锚喷支护、锚杆网壳支护、锚杆钢丝绳支护、工字钢拱形支护等网壳支护、锚杆钢丝绳支护、工字钢拱形支护等不能适应高应力软岩巷道剧烈变形，需要研究开发不能适应高应力软岩巷道剧烈变形，需要研究开发新型支护技术，控制该类巷道围岩变形新型支护技术，控制该类巷道围岩变形。 巷巷道道掘掘进进后后，4 46 6个个月月巷巷道道变变形形量量就就达达到到100010002000mm2000mm，巷巷道道变变形形表表现现为为整整体体收收敛敛变形的特点。变形的特点。 初初 期期 变变 形形 速速 度度 在在10mm/d10mm/d

44、以以上上，半半年年以以后后，变变形形速速度度仍仍然然保保持在持在3 38mm/d8mm/d。 1 1 1 1、变形量大、变形量大、变形量大、变形量大 原支护方式下围岩变形有如下特点：原支护方式下围岩变形有如下特点：目前支护方式不能适应巷道剧烈变形目前支护方式不能适应巷道剧烈变形目前支护方式不能适应巷道剧烈变形目前支护方式不能适应巷道剧烈变形 2 2 2 2、变形速度快、变形速度快、变形速度快、变形速度快 3 3 3 3、变形持续时间长、变形持续时间长、变形持续时间长、变形持续时间长 从从已已经经施施工工的的巷巷道道维维护护状状况况来来看看，虽虽然然巷巷道道已已经经掘掘出出多多年年，但但巷巷道道

45、并并没没有有稳稳定定，每每隔隔半半年年左左右右需需要要维维修修1 1次次。 某矿某矿3 3的应用实例的应用实例西大巷支护遵循原则应为：西大巷支护遵循原则应为： 1、采用、采用“先让后抗、先柔后刚先让后抗、先柔后刚”的原则，即围岩的原则，即围岩卸压与加固相结合的原则。卸压与加固相结合的原则。 2、应力转移，降低浅部围岩应力、应力转移，降低浅部围岩应力 3、采用二次支护，合理确定二次支护时机和支护、采用二次支护，合理确定二次支护时机和支护强度。强度。 提出：提出：一次支护采用有控主动卸压技术（锚杆一次支护采用有控主动卸压技术（锚杆封闭式金属支架，有控主动破碎一定厚度的围岩）。封闭式金属支架，有控主

46、动破碎一定厚度的围岩）。 二次支护采用锚杆注浆加固技术。二次支护采用锚杆注浆加固技术。 某矿某矿3 3的应用实例的应用实例二次支护参数设计：二次支护参数设计：采用采用FLACFLAC数值软件中的指数蠕变模型数值软件中的指数蠕变模型 锚杆杆间排距排距 （mm） 注注浆范范围 （m）800100012002方案方案1方案方案2方案方案33方案方案4方案方案5方案方案6 某矿某矿3 3的应用实例的应用实例二次支护参数设计：二次支护参数设计：二次支护强度对围岩最终流变速度的影响二次支护强度对围岩最终流变速度的影响 某矿某矿3 3的应用实例的应用实例1 1 完完成成一一次次支支护护后后，当当围围岩岩变变

47、形形过过大大挤挤压压支支架架、挤挤压压力力达达到到1MPa时时，主主动动破破碎碎一一定定厚厚度度的的围围岩岩，周周而而复复始始，直直至至围围岩岩变变形速度稳定；形速度稳定； 2 23 3 紧跟迎头安设封闭式工字钢圆形支架，紧跟迎头安设封闭式工字钢圆形支架，按照一次支护的锚杆间排距安装锚杆；按照一次支护的锚杆间排距安装锚杆； 二次加强支护，安装锚杆并喷浆封闭二次加强支护，安装锚杆并喷浆封闭围岩，用高水速凝材料进行注浆加固。围岩，用高水速凝材料进行注浆加固。施工步骤施工步骤 某矿某矿3 3的应用实例的应用实例 某矿某矿3 3的应用实例的应用实例 一次支护后巷道围岩变形速度与时间的关系一次支护后巷道围岩变形速度与时间的关系 由由图图可可知知，一一次次支支护护后后变变形形速速度度稳稳定定时时间间大大约约在在38天天左左右右，因因此此西西大大巷巷二二次次支支护护时时间间为为变变形形速速度度趋趋于于平平缓缓的的时时间间即即38天天左左右。右。 某矿某矿3 3的应用实例的应用实例二次支护后巷道围岩变形量与时间的关系二次支护后巷道围岩变形量与时间的关系 某矿某矿3 3的应用实例的应用实例 某矿某矿3 3的应用实例的应用实例一次支护后巷道维护情况一次支护后巷道维护情况 某矿某矿3 3的应用实例的应用实例二次支护后巷道维护情况二次支护后巷道维护情况