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1、深井、软岩岩巷二次支护原理,中国矿业大学 侯朝炯 柏建彪 李大伟 王襄禹,软岩巷道 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,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。 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等。显著塑性变形以塑性变形为主的变
2、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,1 概述,深井巷道极限深度,1 概述,该类巷道具有围岩破碎严重,塑性区、破碎区范围很大,蠕变严重。巷道围岩变形少则几百毫米,多达1.02.0m。巷道在服务期间需要进行不断的维护与返修,特别是它们的两类或三类的复合型,问题更为突出。 破坏方式:软岩巷道破坏是一个渐进的力学过程,总是从某一个或几个部位开始变形、损伤,进而导致整个系统失稳。 破坏过程:沿巷道断面各个方向的位移速度各不相同,总是从剧烈变形的部位发生裂纹,鳞状剥落,变形破坏区域逐渐扩大,最终导致整个支护系统的
3、失稳。,深井、软岩巷道变形特点,1 概述,断面形状、破岩方式 先让后抗、先柔后刚的二次支护 让、抗、柔、刚的程度、强度以及二次支护的原理未解决。 此项研究就是支护要解决以上问题。,我国煤矿每年以1012m的速度向深部发展(东部矿井1025m/y)。 深井、软岩巷道表现出高应力、大变形、强烈底鼓、持续流变的特点,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论,(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; (2)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; (3)处于峰后强度和残余强度的破碎岩体,锚杆支护能否
4、起作用?作用机理是什么?,传统锚杆支护理论存在的问题:,锚杆布置在破碎围岩中,9,2 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 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 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,锚固体C、C*、* 随锚杆支护强度t的增加而提高。,不同锚杆支护强度下锚固体破坏前的C、 值,2 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C*、*值,2 锚杆支护围岩强度强化理论,锚固体强度随锚杆支护强度t 的提高而得到 强
5、化,达到一定程度就 可保持围岩稳定。,图2.1 锚固体应力应变曲线图 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,合理一次支护的两种方法: (1)有限让压合理控制围岩技术 锚喷网、可缩性金属支架 (2)有控主动卸压技术,3.1 有限让压合理控制围岩技术,对于深部巷道的初期剧烈大变形,一次支护控制的对象就是围岩进入破裂状态时的碎胀大变形。影响围岩碎涨变形的因素主要有两种,即围岩的碎胀性和产生碎胀变形的范围,碎胀变形的产生主要是由进入峰后变形围岩引起的。因此,在围岩碎涨性一定的条件下,如果采用有效的一次支护,控制进入峰后变形的围岩范围(即塑性区范围)可在一定程度上
6、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,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。 塑性区:分应变软化区和破碎区;破碎区又分为锚固区内、锚固区外破碎区。(考虑到深井、软岩巷道围岩破碎区范围较大,以下计算都认为锚固端位于破碎区内)基本方程均为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,一次支护的巷道围岩应力状态(弹性区),由弹性力学轴
7、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:,径向应变:,位 移:,3.1 有限让压合理控制围岩技术,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,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 有限让压合理控制围岩技术,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,应变软化区(塑性区)半径,3.1 有限让压合理控制围岩技术,合理的一次支护强度
8、、高延伸率保证锚杆支护作用连续性,选择不同锚杆间排距下锚固体对应的力学参数及原岩应力、岩体力学参数、巷道半径、锚固区半径值代入应变软化区(塑性区)半径的理论计算公式可知,随锚杆间排距减小,锚杆支护强度的增加,巷道围岩塑性区范围迅速减小;一定阶段后,塑性区减小趋缓,如下图。变化拐点的锚杆支护强度为0.25MPa,这就是经济合理的锚杆一次支护强度。,3.1 有限让压合理控制围岩技术,合理的一次支护强度,3.2 有控主动卸压技术,因此,提出了一种主动有控卸压的方法释放变形能,即巷道掘进时紧跟迎头打设顶板锚杆保证安全、架设棚式支架,当围岩变形挤压支架时,主动破碎一定厚度的围岩,使围岩与支架之间留有一定
9、的变形空间、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,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。,3.2 有控主动卸压技术,开挖前 开挖后,3.2 有控主动卸压技术,释放变形能前后垂直应力分布(MPa),3.2 有控主动卸压技术,卸压与围岩强度弱化的关系,(a)放矸
10、卸压前,(b)放矸卸压后,3.2 有控主动卸压技术,卸压与围岩强度弱化的关系,卸压1次,卸压4次,卸压5次,卸压6次,3.2 有控主动卸压技术,卸压与围岩强度弱化的关系,而相同区域内卸压5次时,粘聚力分别约为0.667和0.907MPa,相比没有卸压时的降低值分别达到了32.1%和40.2%左右,降低幅度十分明显,3.2 有控主动卸压技术,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),3.2 有控主动卸压技术,有控卸压的理论依据(变形压力),3.2 有控主动卸压技术,有控卸压的理论依据(变形压力),Kastner公式中塑性变形压力与塑性区半径成反比,塑性区半径增大
11、降低。应变软化的变化曲线呈凹形,塑性区发展的初始阶段,变形压力随塑性区半径增大而减小,一定阶段后,随塑性区半径的增大变形压力反而有增大的趋势,应变软化模量越大,粘聚力随塑性区发展的衰减速度越快,围岩承载能力的下降速度将会加剧。,3.2 有控主动卸压技术,4 二次支护时机,4 二次支护时机,一次支护后形成的塑性区具有显著的流变性质。 用弹粘塑性力学模型分析一次支护后塑性区的流变性质。 工程实践表明,二次支护过早将难以抗拒围岩的初期剧烈变形,二次支护过晚,围岩破坏加剧,自身承载能力又会急剧下降,即二次支护在时间上与围岩变形特性不能协调。,4 二次支护时机,变形速度/10-6ms-1,t/105s,
12、图4.1 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,应力/MPa,t/105s,图4.2 一次支护后巷道周边应力随时间变化曲线,对比图4.1、4.2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。,4 二次支护时机,图4.3 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600 h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。,4 二次支护时机,高应力软岩岩巷围岩产生大范围的破碎区、塑性区难以避免,一次支护控制高应力软岩巷道围岩大变形难以实现,应进行二次支护。二次支护时机是决定维护效果的关键因素。二次支护最佳时机是围岩应力、塑性区及
13、变形速度趋于稳定,此时围岩的膨胀变形能得到了充分释放而围岩自身承载能力又没有太多的损失。该时机的掌握可以通过对巷道表面位移监测,当巷道表面位移速度由快到趋于平缓的拐点附近为二次支护的最佳支护时机。,5 二次支护原则及计算,5 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, 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,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,,5 二次支护原则及计算,5.1 基本方程,二次支护后巷道围岩分为粘塑性破碎区、粘塑性应变软化区和粘弹性
14、区。 粘弹性区岩体的流变力学模型为HK体三元件粘弹性模型。,粘塑性区围岩体满足莫尔库仑强度准则,受长时间应力作用影响,粘结力C(t)、C*(t)、内摩擦角 (t)为时间t的函数变量,不考虑内摩擦角 (t)的应变软化。,5.1 基本方程,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。,5.1 基本方程,粘塑性区,分粘塑性应变软化区、粘塑性破碎区;其基本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:, 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
15、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。,5.1 基本方程,粘塑性区,粘塑性破碎区库仑准则:,粘塑性应变软化区粘结力,为时间t的函数变量; 粘塑性破碎区粘结力,为时间t的函数变量; 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。,5.2 计算结果分析,粘弹性区,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:, 岩体的长期弹性模量,5.2 计算结果分析,粘塑性应变软化区,应变软化区内边界在r=Rt处,处于稳定状态时的粘塑性应变软化区径向应力:, 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
16、粘结力;, 岩体长期强度的内摩擦角。,5.2 计算结果分析,破碎区内非锚固区,破碎区内锚固区边界r=Rm处,处于稳定状态时的粘塑性破碎区径向应力:, 岩体残余强度阶段的长期强度粘结力;,5.2 计算结果分析,二次支护提供的径向平衡应力,二次支护后其应力也由静力平衡方程和摩尔库仑准则求得,当rRm在锚固区外边界位置处,岩体处于流变停止、稳定状态时,促进深部围岩体稳定的径向应力为:, 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内摩擦角。,5.2 计算结果分析,巷道稳定条件,二次支护在锚固区外边界位置rRm处提供的径向稳定应力大于或等于非锚固区内在rRm处所需的
17、径向应力值时,巷道可处于长期稳定状态即:,5.2 计算结果分析,巷道稳定条件,6 应用实例,6.1 某矿1的应用实例,某矿1的-850m二采轨道下山为-850m水平二采区辅助运输下山,位于砂质页岩和中砂岩互层中。砂质页岩灰色、性脆、具贝壳状断口;中砂岩灰白色,钙质胶结,成分以石英长石为主,含较多暗色矿物,围岩抗压强度小。埋深9981065m,为深部巷道;现场巷道变形特征也表明二采轨道下山长期流变、大变形、维护困难,显现出深井、软岩岩巷围岩的变形破碎特征。为了保持巷道围岩的稳定,实践证明二次支护是行之有效的方法。为了有效地应用二次支护,必须研究二次支护的基本理论及合理确定其主要参数。,6.1 某
18、矿1的应用实例,一次支护锚杆间排距为800800mm,锚杆为直径22mm、长度2.4m的全螺纹等强锚杆,23%。,二次支护采用锚杆支护与注浆加固,二次支护锚杆布置与一次锚杆布置呈五花型,间排距为800800mm,锚杆为直径22mm、长度2.4m的左旋高强度螺纹钢锚杆。注浆材料采用ZKD高水速凝材料 ,注浆孔深2.5m。,6.1 某矿1的应用实例,二次支护理论计算分析,该矿850m水平地应力测量结果表明,最大主应力值为39.77MPa,理论计算中按原岩应力P0=40MPa进行分析。目前煤矿巷道中应用的锚杆规格主要为L=20002400mm长度的锚杆,由于地应力高,围岩松动圈较大,锚杆支护的锚固区
19、通常位于巷道围岩破碎区内,井下实测锚杆的工作阻力为130kN。,6.1 某矿1的应用实例,二次支护理论计算分析,原岩应力下岩体力学性质参数为:,一次锚杆支护后,围岩力学性质得到强化,其力学参数如下:,二次锚杆及注浆加固后,加固区对应围岩体稳定状态时的力学参数为:,6.1 某矿1的应用实例,二次支护理论计算分析,二次支护后巷道围岩体稳定时,锚固区边界rRm处岩体的径向应力参照5.2节计算公式可得:,二次锚杆、注浆加固后,锚杆及注浆加固区处于长期稳定状态时锚固区边界rRm处,提供的径向平衡应力由5.2节计算公式可得:,6.1 某矿1的应用实例,二次支护理论计算分析,径向平衡应力可达到5.37MPa
20、,大于深部围岩体稳定时所需要的径向应力值4.81MPa,保证了巷道处于长期的稳定状态。,6.2 某矿2的应用实例,某矿2井底车场巷道群埋深520m,所处地层为二叠系石盒子组下部,位于泥岩、砂质泥岩和粉砂岩互层中,被落差45110m 3条大断层切割,围岩呈碎裂结构,层理紊乱,节理发育,粉砂岩节理的平均间距小于、等于0.2m。围岩抗压强度小,泥岩中黏土矿物含量75%78%,遇水易膨胀泥化。受围岩松软低强度和埋深及地质构造应力大的双重作用影响,巷道变形初期来压快、变形量大;稳定后围岩仍以一定速度长时间持续流变、大变形,巷道围岩变形强烈。,6.2 某矿2的应用实例,试验巷道二次支护工作阻力计算,根据某
21、矿2井下条件,进行了一次锚杆支护、二次大刚度高强度支护工作阻力计算。巷道围岩岩性泥岩,考虑岩体与岩石力学性质的差别,原岩应力及岩体的有关参数为: P0=13MPa、C=1.2MPa、C*=0.25 MPa、Mc=160 MPa、 =30 v=0.3、E=2000MPa、=2、 C (t) =0.884MPa C*(t)=0.162 MPa、Mc (t)=122 MPa、 (t)=20、E=1400MPa 按圆形巷道计算,巷道半径R0=2.4m。一次锚杆支护工作阻力q0.304MPa,锚固长度Lm2.5m。,6.2 某矿2的应用实例,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
22、入二次支护最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形。,刚性料石碹的理论承载能力,6.2 某矿2的应用实例,根据弹性力学轴对称问题的厚壁圆筒应力解:,刚性料石碹的理论承载能力,巷道周边rR0,料石碹极限承载能力状态时,rR0, ,碹体对围岩支护强度为(料石碹在圆形巷道受均布载荷情况):,由计算结果可知,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。,6.2 某矿2的应用实例,现场试验结果,支护方式:一次支护:锚网喷,二次支护:锚网喷索,6
23、.2 某矿2的应用实例,现场试验结果,支护方式:一次支护:锚网喷、混凝土底拱 ,二次支护:锚网喷索,6.2 某矿2的应用实例,现场试验结果,支护方式:一次支护:锚网喷,二次支护:全断面半刚性料石碹(单层),6.2 某矿2的应用实例,现场试验结果,支护方式:一次支护:锚网喷 扩刷 ,二次支护:全断面半刚性料石碹(双层),6.2 某矿2的应用实例,现场试验结果,二次支护后稳定期巷道变形速度,6.3 某矿3的应用实例,某矿3西大巷埋深545m,位于泥岩和砂质泥岩互层中,构造复杂。水平应力22.0MPa,是垂直应力的2.0倍左右。水平应力与泥岩抗压强度之比为1.57,水平应力与砂质泥岩抗压强度之比为1
24、.14。 泥岩中粘土矿物含量为7589,其中伊蒙层含量为2533,伊利石含量为24,高岭土含量为1433,绿泥石含量2532,强吸水、遇水急剧膨胀泥化,风化;层理破碎,层理节理裂隙十分发育。节理组3,节理数平均为1232条/m3,平均间距0.2m。西大巷为典型的深井、软岩岩巷。,6.3 某矿3的应用实例,6.3 某矿3的应用实例,6.3 某矿3的应用实例,西大巷支护遵循原则应为:,1、采用“先让后抗、先柔后刚”的原则,即围岩卸压与加固相结合的原则。 2、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强度。 提出: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
25、动破碎一定厚度的围岩)。 二次支护采用锚杆注浆加固技术。,6.3 某矿3的应用实例,二次支护参数设计:,采用FLAC数值软件中的指数蠕变模型,6.3 某矿3的应用实例,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,6.3 某矿3的应用实例,1,完成一次支护后,当围岩变形过大挤压支架、挤压力达到1MPa时,主动破碎一定厚度的围岩,周而复始,直至围岩变形速度稳定;,2,3,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;,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。,施工步骤,6.3 某矿3的应用实例,6.3 某矿3的应用实例,一次支护后巷道围岩变形速度与时间的关系,由图可知,一次支护后变形速度稳定时间大约在38天左右,因此西大巷二次支护时间为变形速度趋于平缓的时间即38天左右。,6.3 某矿3的应用实例,二次支护后巷道围岩变形量与时间的关系,6.3 某矿3的应用实例,6.3 某矿3的应用实例,一次支护后巷道维护情况,6.3 某矿3的应用实例,二次支护后巷道维护情况,谢 谢,
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