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摘要：本文通过对矿井深部软岩工程性质的认识和对软岩破坏机理以及巷道支护原理的研究，从而对深部开采在不同的地质条件下提出相应的支护方式。
关键词：深部开采 软岩 巷道支护 支护方案
Mine pit depth portion mined the soft crag tunnel supports and protections way to study
Shan Zhonggang Yan Yubiao
Abstract: This article through to mine pit depth portion soft crag project nature understanding and to soft crag destruction mechanism as well as tunnel supports and protections principle research,thus proposes the corresponding supports and protections way to depth portion mining under the different geological condition.
Keywords: Depth portion mining Soft cragTunnel supports and protectionsSupports and protections plan
【中图分类号】F403.6【文献标识码】C 【文章编号】1009-9646(2008)10-0067-03
深部开采出现了一系列新问题和新特点，其中岩石压力大，巷道位移量显著增大，支架损坏严重，巷道维护异常困难。其围石性质表现出软岩的巷道围岩性质，所以煤炭生产建设形势迫切要求对深部开采软岩巷道问题进行深入研究，这一问题已引起世界各国采矿界的高度重视。
1.软岩的工程特性
1.1 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。
1.2 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。
1.3 软岩的临界深度。
与软化临界荷载相对应，岩石亦存在着一个软化临界深度。对给定矿区，软化临界深度也是一个客观量。当地下工程埋深大于软化临界深度时，围岩出现大变形，大地压和难支护现象；当地下工程埋深小于该临界深度时，则围岩的大变形，大地压现象消失，巷道支护容易。
软化临界荷载和软化临界深度可以相互推求，在无构造残余应力的地区，其关系为
Hcr=100·σcrγ
在构造应力较大的地区，其关系为Hcr=100·σcr-Δσhcγ
式中，Hcr——软化临界深度，m；σcr——软化临界荷载，MPa；△σhc——残余构造应力，MPa；γ——工程岩体容重，t/m3。
2.软岩巷道的支护原理
软岩巷道和硬岩巷道支护原理截然不同，这是它们的本构关系不同决定的。硬岩巷道支护不允许硬岩进入塑性，因为进入塑性的硬岩将丧失承载能力。而软岩巷道支护必须允许软岩进入塑性状态，而且以达到其最大塑性承载能力为最佳，软岩巷道支护的另一个独特之处是，其巨大的塑性能（如膨胀变形能等）必须以某种形式释放出来。因此，软岩巷道支护原理可以表示为：
PT=PD+PR+PS（2-1）
式中PT—挖掉巷道岩体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—以变形的形式软化的工程力，可以包括：①弹塑性转化（与时间无关）；②粘弹塑性转化（与时间有关）；③膨胀力的转化（与时间有关）。对于软岩来讲，主要是塑性能以变形的方式释放；
PR—围岩自撑力，即围岩本身具有一定强度，可承担部分或全部荷载；
PS—工程支护力；式（2-1）和图2-1表示如下意义：
2.1 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，而是由三部分共同分担。PT首先由软岩的弹塑性能以变形的方式释放一部分，亦即PT的一部分转化为岩体形变。其次，PT的一部分由岩体本身自承力承担。如果岩体强度很高，PR>PT－PD，则巷道可以自稳。对于软岩，PR较小，一般PR 2.2 一个优化的巷道支护设计应该同时满足三个条件：①PD→Max；②PR→Max；③PS→Min。
3最佳支护时间和最佳支护时段
软岩巷道开挖后，巷道围岩变形会逐渐加大。按变形速度划分，可划分3个阶段：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，岩体本身结构改组，产生新裂纹，强度大大降低。解决此问题的关键是最佳支护时间概念的建立和最佳支护时段的确定。
最佳支护时间系指可以使（PR+PT）同时达到最大的支护时间。
图3-1表明，最佳支护时间就是（PR++PT）－t曲线峰值点所对应的时间TS。实践证明，该点与PD-t曲线和PR-t曲线的交点所对应的时间基本相同。最佳支护时间点的确定，在工程实践中很难掌握，所以提出了最佳支护时段的概念，最佳时段的意义如图3-2所示,图中所示的时段［TS1，TS2］即为最佳支护时段。只要在图中所示的TS时间附近时段［TS1，TS2］进行永久支护，基本上可以使PD、PR同时达到优化意义上的最大。此时也基本上满足：（PD+PR）→Max，Ps→Min。
最佳支护时间的物理意义：巷道开挖以后，巷道围岩应力将重新分布，切向应力在巷壁附近发生高度集中，导致该区域的岩层屈服进入塑性工作状态，从而形成塑性区。
4.关键部位耦合支护理论
据大多数的现场工程实践可知，软岩巷道的失稳和破坏是一个循序渐进的力学过程，是首先从一个或几个部位开始变形、损伤，进而导致整个支护系统的失稳破坏，这种首先破坏的部位，称为关键部位。
4.1 关键部位产生的力学机理。
关键部位的产生是由于支护体力学特性与围岩的力学特性出现不耦合造成的。按其变形力学机制不同，关键部位有4种类型，如图4-1示。
4.1.1 Ⅰ型关键部位是指支护体和围岩的强度不耦合，非均匀的荷载作用在等强的支护体上，形成局部过载，产生局部破坏，最终导致支护体的失稳。
4.1.2 Ⅱ型关键部位是指支护体和围岩的刚度正向不耦合，支护体刚度小于围岩刚度，围岩产生的过量变形得不到限制，致使围岩剧烈变形损伤，强度降低，从而将其本身所承担的荷载转移到支护体上，形成局部过载而产生破坏。
4.1.3 Ⅲ型关键部位是指支护体与围岩的刚度负向不耦合，支护体刚度大于围岩刚度，围岩膨胀能力不能充分转化为变形能而释放，造成局部能量积聚，使支护体局部过载而破坏。
4.1.4 Ⅳ型关键部位的支护体与围岩结构变形不耦合，支护体产生均匀的变形，围岩中的结构面（如软弱夹层、层理面、断层面、节理面等）产生差异性滑移变形，使支护体局部发生破坏。
4.2 关键部位的特征及其识别准则。
4.2.1 关键部位的变形特征：关键部位的变形特征均是不稳定的变形曲线，如图4-2所示。
4.2.2 关键部位的裂纹特征：工程裂纹的反分析理论，可用来确定需要耦合支护的关键部位。出现高应力腐蚀的部位就是需要二次耦合支护的关键部位。
4.3 关键部位耦合支护时间选择。
研究表明，变形力学状态进入图3-2A区域时，支护体多产生鳞状剥落；进入B区时，伴随着片状剥落；进入C区后，产生块状崩落和结构失稳。因此，最佳支护时间（时段）就是鳞、片状剥落的高应力腐蚀现象出现的时间。
现场研究表明，张性、张扭性裂纹宽度达到1～3mm时，即进入A区和B区，即为进入耦合支护时间；巷道表面各点变形量达到设计余量的60％时，即为进入耦合支护的时间。
现场具体施工中，可根据表面位移－时间（U-t）曲线进行判定，方法如图4-3所示。图中曲线拐点T0 附近可作为二次支护的最佳支护时间。
5.煤矿软岩巷道控制方案
5.1 U型钢可缩性金属支架支护方案。
采用煤矿软岩巷道封闭切护式U型钢金属可缩支架，适用于巷道围岩为陷落柱、断层等较大范围地质破碎带时的巷道段支护。软岩巷道封闭切护式U型钢金属可缩支架如下图所示，由顶拱U型钢1、侧帮U型钢2、3、底拱U型钢4、5、肋板8、直腿6、鞋板7、金属卡缆9构成；两侧帮U型钢上部为圆弧形，下部为直腿，直腿底部焊接鞋板；顶拱U型钢两端与两节侧帮U型钢上端的相互搭界处、两底拱U型钢下水平端的相互搭接处及其上垂直端与两侧帮U型钢的圆弧形和直腿交界处的相互搭接处均由两道金属卡缆固定，每节U型钢外部开口端焊有肋板，肋板可为角钢或钢板，角钢焊在每节U型钢外部开口处时，尖端朝外；钢板焊在每节U型钢外部开口处时，截面呈三角形。如图5-1所示。支架间距为0.5m。巷道掘进进尺为0.5m。
5.2 半圆拱型巷道锚喷、网（钢带）加锚索联合支护方案。
由于巷道地质条件和位置的不同，对支护要求存在差别，故给出两个利用锚喷网索（钢带）联合支护方案：
方案1：
如图5-2。顶板及巷道两帮采用螺纹钢等强锚杆及金属网（钢带）喷浆支护，锚杆间排距为0.8m，锚杆长度2.2m，在巷道中部打二排锚索，排距1.4m,锚深6.0m。
喷浆厚度大于50mm，以喷层覆盖网（带）为准。巷道掘进进尺为0.8m或1.6m。
钢带尺寸860×120×5mm，一端开圆形孔，另一端开异形孔，如图5-3。
方案2：
如图5－4所示，锚杆间排距为1m，增加锚索，锚索间排距1.2m，其他同方案1。
6.结论
综上所述，针对煤矿软岩围岩特点及其现实情况，但不同的地质状况围岩的性质可能表现出不同的工程特性，对于深部巷道的支护，要结合软岩支护理论和深部大应力的状况，根据具体矿井的实际进行全方位分析比较，最终确定合理的支护方案。
参考文献
［1］ 钱鸣高、刘听成.矿山压力及其控制,煤炭工业出版社
［2］ 谢和平、彭苏萍、何满朝.深部开采基础理论与工程实践,科技出版社
［3］ 孙晓明.煤矿软岩巷道耦合支护理论研究及其设计系统开发,北京：中国矿业大学
注：本文中所涉及到的图表、注解、公式等内容请以PDF格式阅读原文
关键词：深部开采 软岩 巷道支护 支护方案
Mine pit depth portion mined the soft crag tunnel supports and protections way to study
Shan Zhonggang Yan Yubiao
Abstract: This article through to mine pit depth portion soft crag project nature understanding and to soft crag destruction mechanism as well as tunnel supports and protections principle research,thus proposes the corresponding supports and protections way to depth portion mining under the different geological condition.
Keywords: Depth portion mining Soft cragTunnel supports and protectionsSupports and protections plan
【中图分类号】F403.6【文献标识码】C 【文章编号】1009-9646(2008)10-0067-03
深部开采出现了一系列新问题和新特点，其中岩石压力大，巷道位移量显著增大，支架损坏严重，巷道维护异常困难。其围石性质表现出软岩的巷道围岩性质，所以煤炭生产建设形势迫切要求对深部开采软岩巷道问题进行深入研究，这一问题已引起世界各国采矿界的高度重视。
1.软岩的工程特性
1.1 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。
1.2 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。
1.3 软岩的临界深度。
与软化临界荷载相对应，岩石亦存在着一个软化临界深度。对给定矿区，软化临界深度也是一个客观量。当地下工程埋深大于软化临界深度时，围岩出现大变形，大地压和难支护现象；当地下工程埋深小于该临界深度时，则围岩的大变形，大地压现象消失，巷道支护容易。
软化临界荷载和软化临界深度可以相互推求，在无构造残余应力的地区，其关系为
Hcr=100·σcrγ
在构造应力较大的地区，其关系为Hcr=100·σcr-Δσhcγ
式中，Hcr——软化临界深度，m；σcr——软化临界荷载，MPa；△σhc——残余构造应力，MPa；γ——工程岩体容重，t/m3。
2.软岩巷道的支护原理
软岩巷道和硬岩巷道支护原理截然不同，这是它们的本构关系不同决定的。硬岩巷道支护不允许硬岩进入塑性，因为进入塑性的硬岩将丧失承载能力。而软岩巷道支护必须允许软岩进入塑性状态，而且以达到其最大塑性承载能力为最佳，软岩巷道支护的另一个独特之处是，其巨大的塑性能（如膨胀变形能等）必须以某种形式释放出来。因此，软岩巷道支护原理可以表示为：
PT=PD+PR+PS（2-1）
式中PT—挖掉巷道岩体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—以变形的形式软化的工程力，可以包括：①弹塑性转化（与时间无关）；②粘弹塑性转化（与时间有关）；③膨胀力的转化（与时间有关）。对于软岩来讲，主要是塑性能以变形的方式释放；
PR—围岩自撑力，即围岩本身具有一定强度，可承担部分或全部荷载；
PS—工程支护力；式（2-1）和图2-1表示如下意义：
2.1 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，而是由三部分共同分担。PT首先由软岩的弹塑性能以变形的方式释放一部分，亦即PT的一部分转化为岩体形变。其次，PT的一部分由岩体本身自承力承担。如果岩体强度很高，PR>PT－PD，则巷道可以自稳。对于软岩，PR较小，一般PR
3最佳支护时间和最佳支护时段
软岩巷道开挖后，巷道围岩变形会逐渐加大。按变形速度划分，可划分3个阶段：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，岩体本身结构改组，产生新裂纹，强度大大降低。解决此问题的关键是最佳支护时间概念的建立和最佳支护时段的确定。
最佳支护时间系指可以使（PR+PT）同时达到最大的支护时间。
图3-1表明，最佳支护时间就是（PR++PT）－t曲线峰值点所对应的时间TS。实践证明，该点与PD-t曲线和PR-t曲线的交点所对应的时间基本相同。最佳支护时间点的确定，在工程实践中很难掌握，所以提出了最佳支护时段的概念，最佳时段的意义如图3-2所示,图中所示的时段［TS1，TS2］即为最佳支护时段。只要在图中所示的TS时间附近时段［TS1，TS2］进行永久支护，基本上可以使PD、PR同时达到优化意义上的最大。此时也基本上满足：（PD+PR）→Max，Ps→Min。
最佳支护时间的物理意义：巷道开挖以后，巷道围岩应力将重新分布，切向应力在巷壁附近发生高度集中，导致该区域的岩层屈服进入塑性工作状态，从而形成塑性区。
4.关键部位耦合支护理论
据大多数的现场工程实践可知，软岩巷道的失稳和破坏是一个循序渐进的力学过程，是首先从一个或几个部位开始变形、损伤，进而导致整个支护系统的失稳破坏，这种首先破坏的部位，称为关键部位。
4.1 关键部位产生的力学机理。
关键部位的产生是由于支护体力学特性与围岩的力学特性出现不耦合造成的。按其变形力学机制不同，关键部位有4种类型，如图4-1示。
4.1.1 Ⅰ型关键部位是指支护体和围岩的强度不耦合，非均匀的荷载作用在等强的支护体上，形成局部过载，产生局部破坏，最终导致支护体的失稳。
4.1.2 Ⅱ型关键部位是指支护体和围岩的刚度正向不耦合，支护体刚度小于围岩刚度，围岩产生的过量变形得不到限制，致使围岩剧烈变形损伤，强度降低，从而将其本身所承担的荷载转移到支护体上，形成局部过载而产生破坏。
4.1.3 Ⅲ型关键部位是指支护体与围岩的刚度负向不耦合，支护体刚度大于围岩刚度，围岩膨胀能力不能充分转化为变形能而释放，造成局部能量积聚，使支护体局部过载而破坏。
4.1.4 Ⅳ型关键部位的支护体与围岩结构变形不耦合，支护体产生均匀的变形，围岩中的结构面（如软弱夹层、层理面、断层面、节理面等）产生差异性滑移变形，使支护体局部发生破坏。
4.2 关键部位的特征及其识别准则。
4.2.1 关键部位的变形特征：关键部位的变形特征均是不稳定的变形曲线，如图4-2所示。
4.2.2 关键部位的裂纹特征：工程裂纹的反分析理论，可用来确定需要耦合支护的关键部位。出现高应力腐蚀的部位就是需要二次耦合支护的关键部位。
4.3 关键部位耦合支护时间选择。
研究表明，变形力学状态进入图3-2A区域时，支护体多产生鳞状剥落；进入B区时，伴随着片状剥落；进入C区后，产生块状崩落和结构失稳。因此，最佳支护时间（时段）就是鳞、片状剥落的高应力腐蚀现象出现的时间。
现场研究表明，张性、张扭性裂纹宽度达到1～3mm时，即进入A区和B区，即为进入耦合支护时间；巷道表面各点变形量达到设计余量的60％时，即为进入耦合支护的时间。
现场具体施工中，可根据表面位移－时间（U-t）曲线进行判定，方法如图4-3所示。图中曲线拐点T0 附近可作为二次支护的最佳支护时间。
5.煤矿软岩巷道控制方案
5.1 U型钢可缩性金属支架支护方案。
采用煤矿软岩巷道封闭切护式U型钢金属可缩支架，适用于巷道围岩为陷落柱、断层等较大范围地质破碎带时的巷道段支护。软岩巷道封闭切护式U型钢金属可缩支架如下图所示，由顶拱U型钢1、侧帮U型钢2、3、底拱U型钢4、5、肋板8、直腿6、鞋板7、金属卡缆9构成；两侧帮U型钢上部为圆弧形，下部为直腿，直腿底部焊接鞋板；顶拱U型钢两端与两节侧帮U型钢上端的相互搭界处、两底拱U型钢下水平端的相互搭接处及其上垂直端与两侧帮U型钢的圆弧形和直腿交界处的相互搭接处均由两道金属卡缆固定，每节U型钢外部开口端焊有肋板，肋板可为角钢或钢板，角钢焊在每节U型钢外部开口处时，尖端朝外；钢板焊在每节U型钢外部开口处时，截面呈三角形。如图5-1所示。支架间距为0.5m。巷道掘进进尺为0.5m。
5.2 半圆拱型巷道锚喷、网（钢带）加锚索联合支护方案。
由于巷道地质条件和位置的不同，对支护要求存在差别，故给出两个利用锚喷网索（钢带）联合支护方案：
方案1：
如图5-2。顶板及巷道两帮采用螺纹钢等强锚杆及金属网（钢带）喷浆支护，锚杆间排距为0.8m，锚杆长度2.2m，在巷道中部打二排锚索，排距1.4m,锚深6.0m。
喷浆厚度大于50mm，以喷层覆盖网（带）为准。巷道掘进进尺为0.8m或1.6m。
钢带尺寸860×120×5mm，一端开圆形孔，另一端开异形孔，如图5-3。
方案2：
如图5－4所示，锚杆间排距为1m，增加锚索，锚索间排距1.2m，其他同方案1。
6.结论
综上所述，针对煤矿软岩围岩特点及其现实情况，但不同的地质状况围岩的性质可能表现出不同的工程特性，对于深部巷道的支护，要结合软岩支护理论和深部大应力的状况，根据具体矿井的实际进行全方位分析比较，最终确定合理的支护方案。
参考文献
［1］ 钱鸣高、刘听成.矿山压力及其控制,煤炭工业出版社
［2］ 谢和平、彭苏萍、何满朝.深部开采基础理论与工程实践,科技出版社
［3］ 孙晓明.煤矿软岩巷道耦合支护理论研究及其设计系统开发,北京：中国矿业大学
注：本文中所涉及到的图表、注解、公式等内容请以PDF格式阅读原文