煤矿深部岩巷围岩控制理论与支护技术.doc

第 36卷第 4期 煤 炭 学 报 Vol．36No．42011年 4月 JOURNAL OF CHINA COAL SOCIETY Apr． 2011 文章编号 0253－99932011 04－0535－09 煤矿深部岩巷围岩控制理论与支护技术 袁 亮 1, 薛俊华 1, 刘泉声 2, 刘 滨 2 1. 煤矿瓦斯治理国家工程研究中心 , 安徽 淮南 232001; 2. 中国科学院 武汉岩土力学研究所 , 湖北 武汉 430071 摘 要 采用现场大规模地质调查与试验监测 、 实验室岩石力学试验 、 数值模拟和理论分析等综合 研究方法 , 系统地研究了淮南矿区深部岩巷围岩的复杂赋存条件 , 提出了深部岩巷围岩分类标准体 系 。 分析了其在高地应力 、 高渗透压力和高温度梯度 “ 三高 ” 耦合作用下的变形破裂机理和稳定 性演化规律 , 在此基础上提出了基于 “ 应力状态恢复改善 、 围岩增强 、 破裂固结与损伤修复 、 应力转 移与承载圈扩大 ” 4项基本原则的深部岩巷围岩稳定控制理论 , 提出了针对各类围岩进行深部岩巷 围岩稳定控制的技术措施体系及分步联合支护理念 , 总结形成了淮南矿区深部岩巷围岩稳定与施 工安全控制的成套技术 。 关键词 深部岩巷 ; 稳定性控制理论 ; 分步联合支护 ; 围岩分类 ; 赋存条件 ; 破裂机理 中图分类号 TD325. 1; TD353 文献标志码 A 收稿日期 2011－01－05责任编辑 柴海涛 作者简介 袁 亮 1960 , 男 , 安徽金寨人 , 中国工程院院士 。 Tel 0554－7625569, E －mail yuanl_1960sina. com Surrounding rock stability control theory and support technique in deep rock roadway for coal mine YUAN Liang 1, XUE Jun-hua 1, LIU Quan-sheng 2, LIU Bin 2 1. National Engineering Research Center for Coal Mine Gas Control , Huainan 232001, China ; 2. Institute of Rock and Soil Mechanics , Chinese Academy of Sciences , Wuhan 430071, China Abstract The laboratory experiment , theoretical analysis and numerical simulation were adopted to study the complex geological condition in deep rock roadway of Huainan coal mining area systematically．The classification system of sur-rounding rock in deep rock roadway of coal mine was put forward．The deation fracture mechanism and the stabili-ty evolution of surrounding rock were analyzed under the complex geological condition of high underground stress , high head seepage pressure and high temperature gradient．And the control theory for stability of deep roadway was pro-posed recovery and improvement of stress , strength enhancement , consolidation and restoration of fracture damage zone , transation of peak stress and enhancement of loading bearing zone．The relative technical measures system and stepped combined control concept were put forward based on the surrounding rock classification．Set of techniques for surrounding rock stability and construction safety control in deep rock roadway of Huainan coal mining area were established． Key words deep rock roadway ; stability control theory ; stepped combined support ; surrounding rock classification ; ge-ological condition ; fracture mechanism 对深部巷道围岩稳定控制的理论研究 , 首先需要 研究深部巷道的围岩分类方法与标准 。 迄今 , 仅有英 国学者针对深部巷道的特点 , 提出了一种能够确定围 岩力学参数的煤矿深部巷道围岩分类方法 , 并在英国 的部分煤矿中得到了应用 。 而我国的国标锚喷支护 围岩分类法 、 冶金矿山锚喷支护围岩分类法 、 煤矿锚 喷支护巷道围岩分类法和水利水电 工程岩体分级 标准 围岩分类法 [1] 等都不是针对深部巷道或地下 工程围岩稳定特点提出的 。 近些年来 , 笔者提出了煤 矿深部岩巷围岩分级体系 [2] , 将深部巷道围岩分为 煤 炭 学 报 2011年第 36卷 Ⅰ 、 Ⅱ 、 Ⅲ 、 Ⅳ 、 Ⅴ 类 , 并综合分析得出了各类围岩的变 形强度参数 。 该分级体系在淮南 、 平顶山 、 国投新集 等矿区的深部岩巷中得到了较广泛的应用验证 。 但 总的来说 , 国内外还缺乏系统科学的深部巷道围岩分 类标准体系 。 在分析总结深部巷道围岩稳定性特点的基础上 , 我国很多学者提出了深部煤巷支护的高预应力强力 锚杆支护理论 [3－9], 可总结概括为以下几点 1 深部巷道围岩变形主要包括不连续变形 结构面离层张开 、 滑动及裂纹萌生扩容变形 和连 续变形 峰前弹性与塑性变形及锚固区整体变形 两 部分 。 巷道支护应大幅提高支护系统的初期刚度与 强度 , 有效控制锚固区围岩的不连续变形 , 保持其完 整性 , 同时应具有能适应围岩连续变形的延伸率 , 使 围岩内的高应力得以释放 。 2 锚杆支护系统存在临界支护刚度 , 支护系统 刚度小于临界支护刚度 , 围岩将长期处于变形与不稳 定状态 , 达到或超过临界支护刚度 , 围岩变形将得到 有效抑制 , 巷道处于长期稳定状态 。 支护刚度的关键 影响因素是锚杆预应力 , 因此 , 存在锚杆临界预应力 值 。 当锚杆预应力达到临界预应力值后 , 可以有效控 制围岩的非连续变形 , 使锚固区形成刚度较大的预应 力承载结构 。 3 锚索的作用 一是将锚杆支护形成的预应力 承载结构与深部围岩相连 , 提高预应力承载结构的稳 定性 , 同时调动深部围岩的承载能力 , 使更大范围内 的岩体共同承载 ; 二是锚索施加的预紧力与锚杆形成 的压应力区组合成骨架网状结构 , 进一步改善锚固区 围岩应力状态 。 4 深部巷道应尽量做到一次支护就能有效地 控制围岩的变形与破坏 , 避免采用二次支护和巷道维 修 。 除德国和俄罗斯以外 , 国外其它主要采煤大国的 开采深度都还远没达到我国中东部地区 , 所以直到 20世纪 80年代 , 英国 、 德国 、 法国 、 俄罗斯 、 波兰等国 家仍以金属支架为主 。 20世纪 90年代初 , 随着开采 深度达到 600多米进入深部开采阶段 , 美国 、 澳大利 亚大力发展高预应力高强锚杆支护技术 , 在深部巷道 支护中取得良好效果 , 从而该技术在西方国家的煤矿 开采支护中得到普遍应用 。 目前 , 西欧大多数国家各 类不同类型的锚杆 、 组合锚杆及锚索支护约占支护总 量的 90。 德国是目前世界上煤矿采深最大的国 家 , 主要矿井都已达到 1200m 以深 , 深部巷道支护 采用的是锚杆 、 锚索 、 注浆和封闭型的钢构混凝土衬 砌 由重型 U 型钢支架和厚度达到 500mm 以上的现 浇混凝土充填形成 的多重高强联合支护 , 导致开采 成本十分昂贵 。 因为经济效益低 , 德国目前已经基本 停止深部煤炭开采 [3]。 中国国情则不同 一方面 , 中 国的煤炭储量居世界第一位 , 煤炭是中国的主要能 源 , 占一次能源的 70左右 , 工业生产和人民生活必 须依靠煤炭能源 ; 另一方面 , 必须把开采成本控制在 能够承受的范围 , 因此不能照搬德国那种成本高昂的 支护技术 , 必须发展经济有效的支护技术 。 由于深部开采的现实必要性 , 国外从 20世纪 80年代开始进行深部巷道围岩稳定性控制理论与支护 技术的研究 , 我国 20世纪 80年代末开始这方面的研 究 。 总的来看 , 存在以下不足 [3－10] 1 已有的研究主要集中在煤巷顶板围岩的稳 定控制上 , 而对深部岩巷围岩稳定控制研究得不够 , 尚未形成完整严密的理论技术体系 。 由于受力状态 、 断面形状 、 围岩性质等因素决定了深部岩巷的变形及 破裂机理与煤巷明显不同 , 而且巷道使用要求和服务 年限也差异巨大 , 因此 , 亟待对发展深部岩巷围岩稳 定与施工安全控制的理论和技术体系进行研究 。 2 虽然人们认识到 “ 三高 ” 的作用 , 但迄今深 部岩巷围岩稳定分析与控制理论的研究中主要考虑 的还是高地应力的作用 , 对巷道开挖后三高耦合作用 下围岩的变形破裂机理和稳定性演化规律研究较少 。 亟待开展此方面的研究工作 , 以便为巷道支护设计提 供基础 。 3 对高预应力强力锚固或锚注支护没有针对 不同的围岩类别提出一套完整的支护技术体系和具 体有效的支护设计参数 。 而且 , 从近几年来的实践经 验来看 , 高预应力强力锚固或锚注支护只适用于完整 性和坚硬性均较好的围岩 , 对异常断裂带 、 裂隙破碎 带或特别软弱的围岩效果并不理想 。 要解决这个问 题 , 还急需开展深部岩巷围岩分类体系的研究 , 针对 不同的围岩类别研究不同的支护方式 , 对破碎软弱围 岩需要多种技术手段组合的分步研究联合支护体 系 。 4 现有的许多支护技术措施还不能满足深部 巷道围岩稳定控制的要求 。 如 现场注浆加固所用的 大量水泥基注浆材料韧性远远达不到要求 , 以至于一 旦裂隙发生剪切错动或张开变形 , 浆液结石体即发生 破坏 , 其补强加固作用随即丧失 ; 而聚氨酯类的化学 注浆材料 如井下常用的马丽散 虽强度和变形性能 满足要求 , 但因注浆成本太高难以广泛采用 。 因此急 需研制开发高强高韧 、 经济安全的注浆材料 。 底板锚 杆施工技术一直未能取得突破 , 以至于不能在全断面 进行有效支护 , 难以形成封闭的围岩承载圈 , 急需研 635 第 4期 袁 亮等 煤矿深部岩巷围岩控制理论与支护技术 究开发底板锚杆施工技术 。 煤矿巷道断面小 , 而且由 于防爆的特殊要求 , 难以采用隧道或地下厂房工程中 经常采用的凿岩台车兼作锚杆 /索预应力施加机具的 施工方式 , 需要研制开发专用的锚杆 /索高预应力施 加技术和机具 , 才能有效解决高预应力强力锚固技术 中最关键的高预应力的实现 , 确保深部巷道的长期稳 定 。 综上所述 , 为从根本上解决煤矿深部巷道的支护 和围岩稳定控制难题 , 清除煤炭生产运输的主要障 碍 , 需从深部地应力场和围岩赋存条件入手研究 , 通 过深入揭示巷道围岩变形破裂机理 , 系统地提出深部 巷道围岩稳定控制的理论 , 形成深部巷道支护和围岩 稳定控制的支护技术 。 1围岩分级体系 通过对淮南矿区深部岩巷的现场地质调查 、 围岩 超声波测试 、 原位地应力测试 、 室内岩石力学试验和 对各种条件下的巷道围岩稳定性进行分析 , 笔者 [2－3]提出了各类围岩关于坚硬性 、 完整性 、 岩石强度 、 原岩 应力及无支护自稳时间等简易明了的技术指标体系 表 1 , 并综合分析得出了各类围岩的变形强度参数 表 2 和地应力实测结果 表 3 。 表 1煤矿岩巷围岩分级 Table 1Classification of surrounding rock in rock roadway of coal mine 围岩 级别 坚硬性与 完整性 构造影响程度 , 结构面性质 岩体基本质 量指标 Q B 强度应 力比 S λ 毛洞自稳情况 I 完整坚硬 、 较坚硬 构造影响轻微 ; 厚层状结构 , 遇水不易软化 , 层间胶结好 , 结构面不发育 , 无软弱夹层 ＞450＞2. 0 4 5m 跨度毛洞稳定数月 , 局部 出现小块掉落 Ⅱ 较完整坚硬 , 较完整 较 坚 硬 , 完 整 较 软 弱 , 块状坚硬 构造影响较重 , 主要表现为水平构造应力引 起的高地应力的影响 ; 遇水不易软化 , 层间 胶结较好 , 结构面以原生和构造节理为主 , 闭合不贯通 , 无软弱夹层 ; 较完整坚硬岩石 , 可能有少量小断层 , 结构面较发育 , 以原生 和构造节理为主 , 多数闭合 , 偶有泥质充填 450 3751. 5 2. 0 4 5m 跨度毛洞稳定 1月左右 , 主要出现局部掉块 、 塌落 , 有中等 程度底臌 III 较完整较软弱 , 块状 较坚硬 , 完整软弱 构造影响较重 ; 层间胶结较好 , 偶见软弱夹 层 ; 结构面发育 , 节理面多数闭合 , 少数有泥 质充填 , 块体间牢固咬合 375 3001. 0 1. 5 4 5m 跨度毛洞能维持 1 2周 , 主要失稳形式为冒落或片帮 , 底 臌较为严重 , 收敛变形速率达到 30mm /d以上 IV 块状 较 软 弱 极 软 弱 , 破碎较坚硬 构造影响严重 , 多数为断层影响带或强风化 带 ; 层间胶结差 , 易风化剥落或遇水易软化 ; 结构面发育 , 以构造裂隙 、 卸荷风化裂隙为 主 , 贯通性好 , 多数张开 、 夹泥 , 夹泥厚度一 般大于结构面起伏高度 , 咬合力弱 , 构成较 多不稳定块体 300 2250. 5 1. 0 4 5m 跨度毛洞能维持稳定 1 3d , 主要失稳形式为大范围冒落 片帮 , 底臌严重 , 收敛变形速率达 到 100mm /d以上 Ⅴ 破碎 软 弱 、 极 软 弱 ; 松散结构 构造影响很严重 , 多数为破碎带 、 全风化带 、 断层充填物 ; 构造及风化节理密集 , 节理面 及其组合杂乱 , 形成大量碎块体 , 块体间多 数为泥质充填 , 呈石夹土或土夹石状 ＜225＜0. 5 4 5m 跨度毛洞稳定时间很短 , 约数小时 表 2煤矿深部岩巷围岩体物理力学参数取值建议 Table 2Suggesting values of physical-mechanical parameters of surrounding rock mass in deep rock roadway for coal mine 围岩 级别 容重 γ/ kN m －3 内摩擦 角 φ/ʎ 黏结力 C /MPa 抗拉强度 σt /MPa 抗压强度 σc /MPa 弹性模量 E /GPa 泊松比 μ Ⅰ 26 27＞60＞2. 0＞1. 1＞15. 0＞25＜0. 220Ⅱ 25 2649 601. 5 2. 00. 9 1. 18. 0 15. 015 250. 250Ⅲ 24 2538 491. 0 1. 50. 5 0. 94. 1 8. 06 150. 300Ⅳ 22 2427 380. 5 1. 00. 2 0. 51. 6 4. 12 60. 325Ⅴ 19 22＜27＜0. 5＜0. 2＜1. 6＜2＞0. 350 735 煤 炭 学 报 2011年第 36卷 表 3顾桥煤矿水压致裂法地应力实测结果 Table 3Ground stress measurement results by hydraulic fracturing technique in Guqiao Coal Mine 测点距巷道 表面深度 /m 钻孔倾角 /ʎ 破裂压力 p b /MPa 重张压力 p r /MPa 关闭压力 p s /MPa 最大主应力 σH /MPa 最小主应力 σh /MPa 21514. 1213. 3112. 3223. 6512. 32 18516. 1012. 5010. 1718. 0110. 17 15513. 358. 536. 3010. 376. 30 对以上围岩分级体系需要作如下几点说明 1 深部岩巷围岩分级应综合考虑围岩坚硬完 整程度 、 结构面及其充填物性质 、 巷道横断面上的原 岩应力分布及无支护情况下围岩自稳时间等因素 , 并 应符合表 1中的规定 。 2 围岩完整性指标用围岩体完整性系数 K v 来 表示 , 可以按式 1 计算 , 即 K v v p v p0 2 1 式中 , v p 为岩体纵波波速 , 由跨孔超声波法或地震波 法现场实测获取 , m /s; v p0为完整岩石纵波波速 , 在实 验室通过标准岩石试样两端对测获取 , m /s。 表 1中关于围岩完整性的 4种状态定义如下 完整 完整性系数 K v ＞0. 75, 节 层 理及裂 隙间距大于 1. 5m ; 较完 整 完 整 性 系 数 0. 55＜K v ≤ 0. 75, 节 层 理及裂隙间距小于 1. 5m , 大于 1. 0m ; 块状 完整性系数 0. 35＜K v ≤ 0. 55, 节 层 理及裂隙间距均小于 1. 0m , 大于 0. 4m ; 破碎 0. 15＜K v ≤ 0. 35, 节 层 理裂隙间距 小于 0. 4m , 大于 0. 1m ; 松散 K v ≤ 0. 15, 节 层 理及裂隙间距小于 0. 1m 。 3 岩体强度应力比计算方法如下 ① 当有地应力实测数据时 , S λ K v R b /σ 1 2 式中 , R b 为 50mm ˑ 100mm 标准岩石试样的单轴饱 和抗压强度 , MPa ; σ1为垂直于洞轴平面内的最大主 应力 , MPa 。 ② 当无地应力实测数据时 , σ1λγH 3 式中 , λ为侧压力系数 , 按 1. 1 1. 2取值 ; γ为巷道 上覆岩体平均容重 , kN /m3, 第一水平取 24 25, 第二 水平取 22 23; H 为巷道埋深 , m 。 表 1中关于围岩坚硬性的 4种状态定义如下 坚硬 R b ＞60MPa ; 较坚硬 40MPa ＜R b ≤ 60MPa ; 较软弱 20MPa ＜R b ≤ 40MPa ; 软弱 8MPa ＜R b ≤ 20MPa ; 极软弱 R b ≤ 8MPa 。 4 岩体基本质量指标根据分级因素的完整性 指标 K v 和坚硬性指标 R c 值按式 4 计算确定 , 即 Q B 903R c 250K v 4 对于 Ⅱ 、 Ⅲ 、 Ⅳ 类围岩 , 当出现下列情况时 , 应将 围岩类别降低一类 ① 地下水发育 , 巷道断面淋水面 积大于 50, 每小时涌水量达到 5m 3; ② 距离洞轴 线 50m 范围内有相邻巷道后续施工影响 ; ③ 巷道轴 线与主要断层或软弱夹层的夹角小于 30ʎ 。 2THM 温度 、 渗透压力 、 地应力 作用下的 围岩破坏机理 2. 1高地应力作用下的变形破裂机理 处于 800m 左右深度的围岩 , 即使在自重应力的 作用下 , 其原岩应力也可达 20MPa 左右 。 而煤系地 层一般都经历过强烈的构造运动 , 褶皱 、 断裂和破碎 带的形成都是剧烈构造运动的产物 , 因而 , 在煤系地 层中一般都赋存了较高的构造应力 , 导致原岩应力普 遍高 于 自 重 应 力 。 国 内 外 的 地 应 力 观 测 结 果 表 明 [1], 水平地应力通常是垂直应力的 1. 25 2. 50倍 。 根据典型矿区 －720 －820m 水平的地应力测试结 果 , 水平方向的原岩应力最高达到 27. 81MPa , 垂直 应力最高达到 20. 1MPa 。 而根据 3种方法 基于岩 石力学试验结果和修正的 H －B 准则计算 、 基于现场 变形观测结果的围岩参数反分析计算以及工程类比 法 综合对照分析后得出的岩体最高单轴抗压强度 只有 15MPa [11]。 巷道开挖后 , 自由面一侧应力减为 零 , 围岩由开挖前的三向应力状态调整为二向应力状 态 , 如不及时采取有效的支护措施 , 由于洞周应力的 重分布造成应力集中 , 围岩受到的应力远远超过其强 度 一般为 4 5倍 , 在围岩体内形成塑性滑动面 , 围岩体经历 “ 损伤扩容 → 剪切滑移破坏 → 碎胀大变 形 ” 而失稳 。 2. 2高渗透压力作用下的变形破裂机理 根据 Terzighi 的有效应力原理 , 当围岩内部受到 835 第 4期 袁 亮等 煤矿深部岩巷围岩控制理论与支护技术 孔隙水压力 p 作用时 , 岩体颗粒骨架上受到的有效应 力 σ ij 与岩体单元体受到的总应力 σij 及孔隙水压力 p 的关系可由下式表示 , 即 σ ij σij －αp δij 其中 , α与围岩体的孔隙度和裂隙连通率有关 , δij 1 i j 时 或 0i ≠ j 时 。 巷道开挖前 , 围岩体处于很 高的水头压力作用下 , 孔隙水压力很高 中东部矿区 的地下水位一般在地表以下 1 3m , 地下 800m 处 的孔隙静水压力接近 8MPa , 因而 , 尽管总应力很 高 , 但围岩骨架受到的有效应力却很低 。 巷道开挖后 , 在裂隙发育且连通性好的地段 , 近 表围岩的孔隙水压力产生很大的落差 , p 值由开挖前 的几兆帕降为与大气压力相等 , 骨架的有效应力大大 增加 , 超过岩体的强度 , 导致围岩表面的裂隙向深处 扩展 。 如不采取及时有效的支护措施 , 裂隙会迅速向 深处扩展 , 一方面导致围岩的完整性受到破坏 , 降低 岩体强度 ; 另一方面 , 由于孔隙度和裂隙开度增加 , 水 的流速和流量增大 , 导致深处围岩的孔隙水压力进一 步降低 , 有效应力增大 , 使得围岩的破裂由表及里迅 速发展 [10－11]。 所以 , 在裂隙发育涌水量大的地段 , 应 在开挖前采取超前预注浆措施封堵围岩裂隙水 , 避免 巷道开挖后因孔隙水压力大大下降而导致有效应力 的明显升高 。 在围岩完整或裂隙闭合而连通性差的地段 , 由于 开挖和通风的影响 , 巷道自由面的围岩因干缩而产生 负孔隙水压力 , 围岩内的水分将向巷道空间迅速蒸 发 , 造成围岩失水 。 由于煤系地层多为泥质胶结 , 渗 水速度极低 , 深层水向表层渗流的速度远赶不上表层 的水分蒸发速度 , 因此 , 表层岩体将失水收缩而产生 拉应力 , 当拉应力大于表层岩体的抗拉强度时 , 将出 现拉伸破坏 [10], 即表层岩体结构受到细观尺度上的 破坏 。 随着表层水分的蒸发 , 一方面表层裂隙向深部 发展 , 另一方面破裂空间内因水气的出现而产生水蒸 气压且不断增加 , 即破裂空间负压减小 , 当破裂空间 中的水蒸气压增加到饱和状态时 , 将凝结成水附着在 破裂面上 , 使围岩软化 。 所以 , 巷道开挖后应在最短 时间内封闭围岩 , 避免出现围岩失水干缩破裂 → 再湿 润软化的恶性循环出现 。 2. 3高温度梯度作用下的变形破裂机理 随着深度的增加 , 地温升高 , 巷道开挖后 , 由于通 风造成距巷道表面一定深度的围岩内部产生较大的 温度梯度 , 形成温度应力 , 也将对围岩稳定造成某种 程度上的不利影响 。 深度越大 , 不利影响越发加剧 。 冬季通风可造成近表与扰动区以外的围岩温差达到 几十度 如东北地区最大温差可达 60ħ 左右 , 黄淮 流域最大温差可达 40ħ 左右 。 温度梯度引起的附 加应力 、 附加变形及围岩离层对围岩稳定有不可忽视 的影响 。 特别是 , 随着季节性的温度变化 , 这种围岩 损伤和离层破坏将逐步累积 , 无法自愈 。 在进行巷道 支护设计时 , 必须考虑由此引起的作用于锚注支护结 构上的附加循环荷载 。 此外 , 需要研制高强高韧的注 浆材料抵抗温度应力引起的围岩损伤离层的累积效 应 。 3深部围岩稳定性控制原理 围岩的稳定性既取决于围岩体的强度和变形性 质 统称力学性质 , 又取决于其所受的应力状态 。 围岩体由完整岩石骨架和结构面组成 , 由于煤矿深部 围岩经受了 2 3亿年长期地质年代的高压作用 , 岩 石骨架致密而坚硬 , 岩体的强度和变形性质主要受结 构面控制 。 在围岩力学性质中 , 某些不受应力状态影 响 , 如黏结力 、 内摩擦角等 , 为固有属性 ; 而另一些力 学性质则受应力状态的影响 , 如拉压强度 、 变形模量 、 泊松比等 , 为非固有属性 。 控制围岩的稳定应从改善 围岩力学性质和应力状态两方面入手 。 由于围岩体 的非固有属性受应力状态影响 , 通过改善围岩应力状 态能够达到改善围岩非固有属性的目的 。 根据岩石 力学试验研究成果 , 任何岩石在三向应力状态下的强 度高于二向应力状态或单向应力状态下的强度 ; 当岩 石处于三向应力状态时 , 随着侧限压力 围压 增大 , 其峰值强度和残余强度都会得到提高 , 并且峰值以后 的应力 －应变曲线由应变软化逐渐向应变硬化过渡 , 岩石由脆性向延性转化 [1]图 1 。 岩体的强度与变 形性质与应力状态之间也有着类似的关系 。 图 1岩石强度及变形特性随围压的变化 Fig. 1Variation curves of rock strength and defor-mation characteristic against confining pressure 深部岩巷开挖前后围岩体由长期稳定状态转向 非稳定状态正是由于围岩所受的应力状态发生显著 改变的结果 。 巷道开挖前 , 尽管围岩受到很高的地应 力作用 , 但处于高围压状态 , 因而抗压强度很高 , 远大 于最大偏应力 , 所以围岩处于弹性状态 。 开挖卸荷导 935 540 煤 炭 学 报 2011 年第 36 卷 致一定范围内的围岩侧压降低， 近表围岩的侧压降为 零； 同时， 应力向巷道周向转移调整， 引起应力集中， 使得周向应力升高 2 3 倍。而对 800 m 左右深度的 巷道而言， 近表围岩的围压卸荷幅度达到 20 MPa 以 上， 巷道周向的应力将增加 40 60 MPa， 使得最大剪 （ － ） 60 80 MPa 。 应力 σ1 σ3 达到 二次应力场形成过 程中产生如此大的偏应力， 在浅部巷道开挖中是难以 想象的。这两个方向应力的一降一升产生了围岩的 必然导致围岩开挖 高应力与低强度之间的突出矛盾 ， 后的快速劣化， 裂隙由表及里快速萌生与扩展， 很快 导致一定范围内的围岩破坏失稳进入峰后或残余强 度阶段， 超出围岩强度的应力向深部转移 （ 图 2 ） ， 导 致开挖扰动引起的二次应力影响区 （ Excavation Disturbed Zone） 和围岩破裂损伤区 （ Excavation Damage ＆ Failure Zone） 的范围远远超过浅部巷道， 根据淮南 矿业集团顾北煤矿南翼回风大巷的深部位移和顾桥 煤矿地应力场的测试结果， 破裂区和开挖扰动区的厚 度可以达到巷道跨度的 4 3 ） ［3 － 10］。 5 倍和 5 7 倍（ 表 3 和图 图4 Fig. 4 开挖支护前后围岩应力状态与强度的改变 Variation of stress state and strength of surrounding rock before and after excavation and supporting 度包络线 L1 ， 围岩处于稳定状态。 开挖后， 巷道表面 1 1 周向应力增大为 σ t （ 2 法向应力降为 σ n 0 ， 0 t 1 t 1 n 3倍 σ ）， 莫尔圆直径 （ σ － σ ） 大大增加， 莫尔圆突破了 围岩强度包络线 L1 ， 因而围岩破裂失稳。 因此， 要维 护巷道的稳定， 首先必须在巷道开挖后尽快恢复和改 将巷道开挖后因二次应力场形成 善围岩的应力状态， 出现的近表围岩二向应力状态恢复到三向应力状态 ， 2 1 将法向应力恢复到 σ n （ 由于难以完全恢复， 所以 σ n 0 0 ＜ σ2 n ＜ σ n ） 。 改善和恢复应力状态的措施越及 时， 围岩破裂扩展的程度越轻， 围岩的完整性保持得 越好， 变形越小， 围岩越稳定； 巷道自由面上的压应力 恢复得越高， 围岩强度越高， 自承载能力越高， 围岩越 稳定。这就要求巷道开挖后必须立即支护 ， 而且支护 对围岩表面施加的应力必须达到足够的量值 。 但就 图2 Fig. 2 巷道开挖后围岩应力峰值向深部转移过程 Process of peak stress of surrounding rock 目前的技术水平和经济因素考虑 ， 单纯依靠支护手段 2 能够给围岩表面施加的应力 σ n ， 与深部岩巷原岩应 0 2 其量值还是很小的（ 一般 σ n ＜ 1 MPa ） ， 这 力 σ n 相比， 2 2 时的莫尔圆直径（ σ t － σ n ） 虽然比开挖未支护时有所 缩小， 但由于围岩的固有强度并未提高， 莫尔圆仍然 transferring to the deep rock after excavation 超出围岩强度包络线 L1 ， 所以这样的侧压应力恢复 量值远远达不到维护围岩稳定所需的水平 。 这就是 传统的被动支护方式为何在深部岩巷中难以奏效的 原因所在。因此， 还需要通过支护加固手段改变围岩 的固有属性。即除了改善围岩的应力状态外， 还需通 过支护加固手段提高围岩的固有强度 （ 黏结力和内 图3 淮南顾桥煤矿南翼轨道大巷深部位移监测曲线 Fig. 3 Deep displacement curves of south railway laneway in Guqiao Coal Mine 巷道毛跨 5. 2 m； 水平测孔， 孔深 25 m 摩擦角） ， 增强围岩的自承载能力， 这就是主动支护 。 的理念 由于围岩固有强度属于抗剪性质 ， 这就要求 支护加固体本身必须具备足够高的抗剪强度 ， 而且由 于围岩体的脆性， 只要经历很小的剪切变形黏结力即 失效， 所以支护结构在具备足够高的抗剪强度的同时 还必须具备足够的韧性， 即变形能力， 才能确保围岩 体的固有强度得到显著提高。由图 4 可以看出， 通过 主动支护增强围岩后， 围岩的固有强度 C 、 φ 值得到 提高（ 由支护加固前的 C 、 φ 提高到支护加固后的 C 、 围岩开挖前后应力状态的改变对围岩稳定的影 响可以用图 4 来说明。 开挖前巷道表面处的法向应力 σ n 和周向应力 σ t 0 相差不大， 因而代表应力状态的莫尔 圆 直 径 （ σ n － 0 0 0 σ t ） 很小（ 此处假定 σ n ＞ σ t ） ， 莫尔圆远离围岩的强 0 0 第4 期 袁 亮等 煤矿深部岩巷围岩控制理论与支护技术 541 2 φ ） ， 使得强度包络线上移， 倾角增大， 超出了由 σ n 和 σ 组成的莫尔圆， 所以围岩能够维持稳定。 巷道开挖扰动引起的高渗透压降和运行通风引 起的温度梯度对围岩破裂失稳的作用都可以归结为 应力的等效作用， 使得围岩高应力与低强度的矛盾更 加突出。高渗透压降使得近表围岩所受的有效应力 特别是在裂隙发育、 破碎围岩、 地质异常断 显著提高， 裂带等地段， 其影响是非常显著的， 应进行超前注浆 ， 封堵裂隙水 防止巷道开挖后出现显著的水头压降。 温度梯度的作用使得近表围岩承受附加的温度应力 ， 产生损伤离层， 而且随季节性的温度变化逐步累积。 克服温度应力的影响， 除了在支护加固设计时需要考 虑一定的安全储备外， 还需采用高强高韧的围岩加固 材料， 使得加固体能够适应围岩裂隙的变形 。通常在 由于韧性不够， 当 巷道支护加固中采用的水泥浆液， 围岩受温度应力产生损伤离层时 ， 注浆体很容易破裂 ［3 ， 10 ］ 。 失效 在以上分析的基础上， 提出如下关于深部岩巷围 ［11 ］ 岩稳定控制的理论 （ 1 ） 巷道开挖后要在最短的时间内最大限度地 改善因巷道开挖导致 恢复巷道自由面上的法向应力， 劣化的近表围岩的应力状态， 从而提高围岩的非固有 ， 强度和变形模量 限制围岩沿巷道自由面法向和结构 “应力恢复” 。 面法向的张开变形， 简称为 （ 2 ） 采用高强支护加固措施增强围岩， 提高围岩 固有抗剪强度， 严格限制围岩沿原生裂隙和次生破裂 滑移面的剪切变形， 有效提高围岩抵抗高应力作用下 “围岩增强” 。 的剪切破裂的能力， 简称为 （ 3 ） 对破裂区围岩进行固结， 对损伤区围岩进行 修复， 恢复 提 高 围 岩 的 完 整 性 和 整 体 强 度， 简称为 “固结修复” 。 （ 4 ） 将靠近巷道浅表一定范围内的高应力峰值 向围岩深处转移 （ 应力转移 ） ， 将锚注增强加固区与 深层稳定岩体联结成一体， 将整个围岩形成三明治结 ， 构 实现 围 岩 承 载 圈 范 围 的 扩 大， 简 称 为“转 移 扩 。 大” 以上 4 项对策是有机结合的四位一体， 不能完全 割裂开来应用， 在落实到具体的支护加固措施时， 需 要考虑到几种措施的相互作用和影响 ， 既要实现围岩 稳定的有效控制， 又要实现开挖支护的安全高效施 工， 力求达到围岩稳定与施工安全两方面的有效控 制。如高预应力超强锚杆支护既能实现围岩应力状 态的恢复改善又能有效地增强围岩 ； 预应力锚索既能 恢复改善围岩应力状态、 增强围岩， 又能实现承载圈 的扩大； 注浆时机如果选择得合理， 既能实现应力的 2 t 又能有效地固结修复破 有效转移和应力峰值的减弱， 裂损伤的围岩。在具体应用时， 应根据不同的围岩类 别采取不同的对策措施。针对不同类别的围岩， 应将 以上 4 项措施灵活运用。对深部岩巷Ⅰ级围岩， 采用 应力状态恢复和围岩增强 2 项对策即能控制其稳定； 对Ⅱ级围岩， 需要采用应力状态恢复、 围岩增强、 破裂 固结与损伤修复 3 项对策； 对 Ⅲ 级围岩， 需要在 Ⅱ 级 围岩的对策基础上辅助以巷道断面形状的优化 ， 并采 取措施使巷道表面应力状态得到更大程度的恢复与 改善、 围岩承载圈得到扩大。而对Ⅳ、 Ⅴ级围岩， 还需 在Ⅲ级围岩的对策基础上， 采取超前支护措施对围岩 进行预固结和预增强，