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摘 要 根据我国现有深井开采的现状，在深部开采成为必然发展趋势的前提下，讨论了我国深井巷道支护的理论及技术，尤其是软岩巷道，综合地分析了多个工程实例在深井巷道中的应用。
关键词 深部开采；软岩巷道；支护技术
中图分类号 TD 文献标识码 A 文章编号 1673-9671-(2011)121-0181-01
根据目前资源开采状况,我国煤矿开采深度以每年8 m~12 m的速度增加，东部矿井正以100 m~250 m（10 a）的速度发展。据估计，未来20 a内，我国大部分矿井将进入1 000 m~1 500 m的深部开采。
据统计，目前我国已有数十对矿井开采深度超过1 000 m，如沈阳矿务局彩屯煤矿（1 197 m）、新汶矿务局孙村煤矿（1 055 m）、北票矿务局冠山煤矿（1 059 m）和徐州矿务局张小楼煤矿（1 100 m）等。
进入深部开采以后，大多数巷道要承受采空区引起的强烈支承压力作用。从而使在浅部表现为较坚硬的岩石在深部则表现软岩的特性，即岩石由脆性表现为塑性。为了要保持深部巷道围岩的稳定，需解决好深部巷道的支护问题，尤其是软岩巷道的支护。本文旨在探讨深井软岩巷道支护技术及其在实践中应用。
1 深井矿压研究现状
在判断围岩稳定性研究方面，开滦集团赵各庄矿建立了以“松动圈”为标准评价深井巷道类别的标准；淮南九龙岗矿判断巷道稳定性的指标则是以巷道掘出后10 d时两帮相对移近的平均速度；陆士良等人则提出了深表比的概念，即是巷道岩体深处任意一点的径向位移与周边位移的比值，通过深表比的大小来判断巷道的稳定性。
原西德学者则认为底板岩石的力学性质决定了巷道的稳定性，并给出了经验判断公式：Hmax=138，该公式适用于不受采动影响的巷道，其中：Hmax代表巷道失稳的极限深度；σc代表底板岩石的单轴抗压强度。原苏联则是通过研究工作面前方支承压力影响带内巷道的顶、底板移近量与巷道围岩强度及采深存在的关系，提出了以γH/σc来评价深井巷道的围岩稳定性。认为γH/σc小于0.25时属中等稳定巷道；在0.4~0.65时属不稳定巷道。
在围岩控制技术方面，主要以支护为主。经过研究认为刚性支护适用范围逐渐缩小，巷道支护设计时要预留尽可能大的变形量，这要求支护结构要有很大可缩量。并建议：1）采用结构复杂的全封闭支护系统。2）采用锚喷网联合支护系统。3）采用特种钢和加大型钢质量（≥44 kg/m）。4）采用硬石膏、水泥砂浆、聚氨酯或其它建筑材料壁后充填。
除此之外，利用围岩加固技术和巷道卸压技术，提高围岩自承
能力。
2 深井软岩支护技术
2.1 支护理论研究
弹塑性支护理论认为塑性区的形成和移动是产生地压的原因，用支架阻止塑性区的发展是控制地压的措施，而且它又把成熟的弹塑性理论用于地压研究，为地压问题建立数学、力学模型并求解，因而影响
较广。
陈宗基、孙钧、朱维申等众多学者采用物理模拟和数值模拟方法从岩石弹塑粘性（流变学）角度来分析解释巷道围岩破坏失稳的原因，认为巷道围岩应力是流变变形地压；孙广忠等则研究岩体节理、裂隙的结构变形效应；谢和平等则从岩石损伤角度解释、分析了巷道大变形的
机理。
非连续变形分析方法是近年发展的能分析裂隙岩体的一种较好的计算方法，它用一種不同于有限元的块体元来模拟被裂隙切割成具体形状的块体系统，在这个系统中块体是通过裂隙结构面的接触连成整体的，这种方法的计算网络与岩体的物理网络相一致，每一个计算网络覆盖一块被裂隙切割的块体，各块体相互独立，计算上是不连续的，但块体之间在力学上的连续体则取决于裂隙的变形条件：当裂隙滑动（剪切破坏）或开裂（拉力破坏）时为不连续；当裂隙不错位及闭合时为连续。因此，用这种方法来模拟岩体可以反映岩体的连续或不连续的具体
部位。
2.2 深井软岩支护技术
我国深井开拓巷道支护目前仍以锚喷（锚-网-喷）支护、钢筋混凝土、料石砌碹三种支护形式为主，在部分工程地质条件不良地段使用U型钢封闭可缩性金属支架,钢筋混凝土支护和锚-喷-网-支等各种联合支护。目前的问题是在一些深矿井巷道中，锚喷支护参数选择不当，锚喷巷道易开裂破坏。除采用锚杆与锚索支护之外，还应对底角，底板进行加固。
对于锚杆支护技术，据实践证明，单一地提高锚杆强度不能满足生产要求，我们应该通过围岩应力-变形关系找出最佳锚杆支护系统的最佳工况点，设计出合理的锚杆支护系统特性曲线。
3 深井支护技术的实践
3.1 平顶山天安煤业十二矿
平顶山天安煤业十二矿三水平埋藏深度870 m~1 000 m。三水平西翼回风下山布置在己15煤层中，设计为矩形断面，采用高强度，螺纹钢锚杆、金属网、钢筋梯、喷射混凝土和预应力锚索联合支护。可支护效果不好。
经测定，顶板围岩松动圈厚度为142 cm~170 cm,两帮煤层松动圈厚度为130 cm~165 cm。该巷道围岩介于Ⅲ类一般稳定围岩与Ⅳ类一般不稳定围岩（大松动圈）之间。根据分析；确定运用“控顶卸压”原理和配套的锚网、锚索和锚注组成的“三锚”支护技术。考虑巷道变形大，预留两帮围岩允变量各100 mm。
3.2 口孜东矿
口孜东矿采用二次支护的方式；因为采取以往单一的锚网索喷或架棚支护难以取得理想的效果，巷道一般在45 d内损坏到必须进行修护的地步。因而采用二次支护：一次支护为锚网索喷支护时，二次支护采用注浆加固或套架U型棚喷、注浆加固；一次支护为架U型棚喷支护时，二次支护采用注浆加固并在架间补打锚网索。二次支护滞后耙矸机均不得超过60 m。
4 结论
深井开采已经成为我国大部分东部矿井的必然发展方向，而对于其中的支护，尤其是软岩巷道，我们必须以实践为基点，借助现有的支护手段，对支护方法进行优化，才能根本解决支护的问题。同时，可以辅助现有的计算机手段，对支护方式进行预测、比较。
参考文献
[1]谢和平.矿山岩体力学及工程的研究进展与展望.中国工程科学,2003,5(3):31-38.
[2]王宏岩,王猛.深部矿井开采问题与发展前景研究[J].煤炭开采,2008.
[3]徐永圻.采矿学[M].徐州:中国矿业大学出版社,2003.
[4]陈炎光,陆士良,著.中国煤矿巷道围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社,1994.
关键词 深部开采；软岩巷道；支护技术
中图分类号 TD 文献标识码 A 文章编号 1673-9671-(2011)121-0181-01
根据目前资源开采状况,我国煤矿开采深度以每年8 m~12 m的速度增加，东部矿井正以100 m~250 m（10 a）的速度发展。据估计，未来20 a内，我国大部分矿井将进入1 000 m~1 500 m的深部开采。
据统计，目前我国已有数十对矿井开采深度超过1 000 m，如沈阳矿务局彩屯煤矿（1 197 m）、新汶矿务局孙村煤矿（1 055 m）、北票矿务局冠山煤矿（1 059 m）和徐州矿务局张小楼煤矿（1 100 m）等。
进入深部开采以后，大多数巷道要承受采空区引起的强烈支承压力作用。从而使在浅部表现为较坚硬的岩石在深部则表现软岩的特性，即岩石由脆性表现为塑性。为了要保持深部巷道围岩的稳定，需解决好深部巷道的支护问题，尤其是软岩巷道的支护。本文旨在探讨深井软岩巷道支护技术及其在实践中应用。
1 深井矿压研究现状
在判断围岩稳定性研究方面，开滦集团赵各庄矿建立了以“松动圈”为标准评价深井巷道类别的标准；淮南九龙岗矿判断巷道稳定性的指标则是以巷道掘出后10 d时两帮相对移近的平均速度；陆士良等人则提出了深表比的概念，即是巷道岩体深处任意一点的径向位移与周边位移的比值，通过深表比的大小来判断巷道的稳定性。
原西德学者则认为底板岩石的力学性质决定了巷道的稳定性，并给出了经验判断公式：Hmax=138，该公式适用于不受采动影响的巷道，其中：Hmax代表巷道失稳的极限深度；σc代表底板岩石的单轴抗压强度。原苏联则是通过研究工作面前方支承压力影响带内巷道的顶、底板移近量与巷道围岩强度及采深存在的关系，提出了以γH/σc来评价深井巷道的围岩稳定性。认为γH/σc小于0.25时属中等稳定巷道；在0.4~0.65时属不稳定巷道。
在围岩控制技术方面，主要以支护为主。经过研究认为刚性支护适用范围逐渐缩小，巷道支护设计时要预留尽可能大的变形量，这要求支护结构要有很大可缩量。并建议：1）采用结构复杂的全封闭支护系统。2）采用锚喷网联合支护系统。3）采用特种钢和加大型钢质量（≥44 kg/m）。4）采用硬石膏、水泥砂浆、聚氨酯或其它建筑材料壁后充填。
除此之外，利用围岩加固技术和巷道卸压技术，提高围岩自承
能力。
2 深井软岩支护技术
2.1 支护理论研究
弹塑性支护理论认为塑性区的形成和移动是产生地压的原因，用支架阻止塑性区的发展是控制地压的措施，而且它又把成熟的弹塑性理论用于地压研究，为地压问题建立数学、力学模型并求解，因而影响
较广。
陈宗基、孙钧、朱维申等众多学者采用物理模拟和数值模拟方法从岩石弹塑粘性（流变学）角度来分析解释巷道围岩破坏失稳的原因，认为巷道围岩应力是流变变形地压；孙广忠等则研究岩体节理、裂隙的结构变形效应；谢和平等则从岩石损伤角度解释、分析了巷道大变形的
机理。
非连续变形分析方法是近年发展的能分析裂隙岩体的一种较好的计算方法，它用一種不同于有限元的块体元来模拟被裂隙切割成具体形状的块体系统，在这个系统中块体是通过裂隙结构面的接触连成整体的，这种方法的计算网络与岩体的物理网络相一致，每一个计算网络覆盖一块被裂隙切割的块体，各块体相互独立，计算上是不连续的，但块体之间在力学上的连续体则取决于裂隙的变形条件：当裂隙滑动（剪切破坏）或开裂（拉力破坏）时为不连续；当裂隙不错位及闭合时为连续。因此，用这种方法来模拟岩体可以反映岩体的连续或不连续的具体
部位。
2.2 深井软岩支护技术
我国深井开拓巷道支护目前仍以锚喷（锚-网-喷）支护、钢筋混凝土、料石砌碹三种支护形式为主，在部分工程地质条件不良地段使用U型钢封闭可缩性金属支架,钢筋混凝土支护和锚-喷-网-支等各种联合支护。目前的问题是在一些深矿井巷道中，锚喷支护参数选择不当，锚喷巷道易开裂破坏。除采用锚杆与锚索支护之外，还应对底角，底板进行加固。
对于锚杆支护技术，据实践证明，单一地提高锚杆强度不能满足生产要求，我们应该通过围岩应力-变形关系找出最佳锚杆支护系统的最佳工况点，设计出合理的锚杆支护系统特性曲线。
3 深井支护技术的实践
3.1 平顶山天安煤业十二矿
平顶山天安煤业十二矿三水平埋藏深度870 m~1 000 m。三水平西翼回风下山布置在己15煤层中，设计为矩形断面，采用高强度，螺纹钢锚杆、金属网、钢筋梯、喷射混凝土和预应力锚索联合支护。可支护效果不好。
经测定，顶板围岩松动圈厚度为142 cm~170 cm,两帮煤层松动圈厚度为130 cm~165 cm。该巷道围岩介于Ⅲ类一般稳定围岩与Ⅳ类一般不稳定围岩（大松动圈）之间。根据分析；确定运用“控顶卸压”原理和配套的锚网、锚索和锚注组成的“三锚”支护技术。考虑巷道变形大，预留两帮围岩允变量各100 mm。
3.2 口孜东矿
口孜东矿采用二次支护的方式；因为采取以往单一的锚网索喷或架棚支护难以取得理想的效果，巷道一般在45 d内损坏到必须进行修护的地步。因而采用二次支护：一次支护为锚网索喷支护时，二次支护采用注浆加固或套架U型棚喷、注浆加固；一次支护为架U型棚喷支护时，二次支护采用注浆加固并在架间补打锚网索。二次支护滞后耙矸机均不得超过60 m。
4 结论
深井开采已经成为我国大部分东部矿井的必然发展方向，而对于其中的支护，尤其是软岩巷道，我们必须以实践为基点，借助现有的支护手段，对支护方法进行优化，才能根本解决支护的问题。同时，可以辅助现有的计算机手段，对支护方式进行预测、比较。
参考文献
[1]谢和平.矿山岩体力学及工程的研究进展与展望.中国工程科学,2003,5(3):31-38.
[2]王宏岩,王猛.深部矿井开采问题与发展前景研究[J].煤炭开采,2008.
[3]徐永圻.采矿学[M].徐州:中国矿业大学出版社,2003.
[4]陈炎光,陆士良,著.中国煤矿巷道围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社,1994.