下载文档原格式
1工程概况经坊煤矿运输巷道大巷为经坊煤矿的永久大巷。
从运输大巷开挖情况来看，所经地质条件较为复杂。
巷道设计采用直墙半圆拱形，宽×高=4400mm×3500mm，原有支护设计采用锚网喷支护，巷道开挖后，出现了大范围的变形破坏，其中，顶板大面积下沉，低底板鼓起明显，两帮收敛剧烈，巷道整个支护体系失效严重，同时，巷道顶板与两帮的喷层大面积剥（a）巷道两帮片帮明显（b）巷道顶板离层严重（c）巷道整体大范围变形破坏严重图1巷道变形破坏现场图落，锚杆扭曲严重，所形成的网兜较多，导致运输大巷不能正常使用。
现场变形破坏图如图1所示。
2运输大巷变形破坏机理分析2.1数值模拟模型的建立为更为深入的分析运输巷道大巷出现严重变形破坏的具体原因，选择使用FLAC3D对巷道围岩变形进行数值模拟，设计模型为长×宽×高=60m×60m×60m，共包含有21600个单元，数值模拟模型如图2所示。
图2巷道变形破坏数值模拟模型2.2大巷塑性区分析通过数值模拟得到了巷道围岩在采用原有锚网喷支护后，得到了如图3所示的塑性区范围。
分析图3可知，在原支护条件下，运输大巷出现的塑性区范围多数集中在两帮的周边，特别是在拐角的位置出现了明显的应力集中，整个塑性区的范围呈深部软岩巷道变形破坏机理及稳定性控制对策分析李凯亭（山西省长治经坊煤业有限公司，山西长治047100）摘要：深部巷道围岩支护是制约深部煤炭资源开采的瓶颈性问题之一。
本文以经坊煤矿运输大巷出现的变形破坏为研究对象，使用FLAC3D对运输大巷变形破坏机理进行了分析，并结合深部巷道支护特点，设计采用了“二次锚网索注支护”方案，从现场返修情况来看，实现了对巷道围岩的稳定控制，对类似巷道的支护有一定借鉴意义。
关键词：深部；软岩巷道；变形破坏机理；稳定性控制中图分类号：TD353文献标识码：A文章编号：1009-0797（2019）05-0068-03Deformation failure mechanism and stability control countermeasuresof deep soft rock roadwayLI Kaiting（Shanxi Governor Jingfang Coal Industry Co.,Ltd.,Shanxi Changzhi047100）Abstract:the surrounding rock support of deep roadway is one of the bottleneck problems that restrict the mining of deep coal resources.In this paper,the deformation and damage mechanism of transportation lanes in Jingfang coal mine transportation are studied,and FLAC3D is used to analyze the deformation and damage mechanism of transportation lanes.From the point of view of site restoration,the stability control of roadway surrounding rock is realized,and it has some reference significance to support similar roadway.Key words:deep;soft rock roadway;deformation and failure mechanism;stabilitycontrol 68··现出放射状。
深部巷道变形特征及支护对策杨海萍;汤国禹;朱新民;伍中建;龚建强【摘要】Abstraet: According to the large deformation problem of high - stress deep roadway, this paper makes a field investigation on deformation and failure characteristics. Analysis on supporting measures and key technology, etc are done based on specific mine. Results show that main forms of deformation and failure in deep roadway are that roof subsidence is great, side shows extrusion, anchor net support failure is serious, and the floor heave destruction is serious, etc. For severely deformed deep rework roadway, strengthening support form must be taken, the technology of forming a thick high - strength bearing shell as soon as possible and preventing floor heave actively and combining with initiative and passive support are put forward. However, for the supporting of new roadway, it pus forward some principles, such as strengthening primary support, increasing priestess, improving stiffness of support; it also should ensure their high strength of support, and so on. Finally, the supporting scheme and parameters on eastern section of west main roadway are provided, showing that the scheme can inhibit surrounding rock large deformation efficiently. Key words: deep roadway; deformation and failure; surrounding rock control; supporting measures%针对深部高应力巷道大变形问题，结合具体矿山（曲江煤矿），进行了变形与破坏特征的现场调查和支护对策与关键技术等分析．调查发现，深部巷道的变形与破坏的主要表现形式为顶板下沉量大、侧帮内挤、锚网支护失效严重、底鼓破坏严重等．对于深部变形严重巷道的返修必须采取强化支护形式，提出尽早形成厚层高强承载壳、主动防止底鼓和主被动联合支护的关键技术；而对于新掘进巷道支护，要遵循强化一次支护、增大预应力、提高支护刚度、保证支护材料的高强度等原则．最后，给出了曲江煤矿西大巷东段支护方案与参数，结果表明该方案能有效地抑制围岩大变形．【期刊名称】《矿业工程研究》【年(卷),期】2012(027)003【总页数】5页(P13-17)【关键词】深部巷道;变形与破坏;围岩控制;支护对策【作者】杨海萍;汤国禹;朱新民;伍中建;龚建强【作者单位】丰城曲江煤炭开发有限责任公司,江西丰城331136;丰城曲江煤炭开发有限责任公司,江西丰城331136;丰城曲江煤炭开发有限责任公司,江西丰城331136;丰城曲江煤炭开发有限责任公司,江西丰城331136;丰城曲江煤炭开发有限责任公司,江西丰城331136【正文语种】中文【中图分类】TD353巷道开挖以后，原来的三向应力状态被打破，围岩应力重新调整分布，切向应力不断增加，径向应力不断减小，在巷道硐壁处形成应力集中.当最大应力超过围岩强度时，将会导致围岩变形与破坏.由于深部巷道由于处于高地应力状态，巷道围岩破坏以后，围岩向巷道内挤入，导致巷道围岩出现顶板冒落、片帮、两帮收缩变形以及严重的底鼓等大变形现象，而这种变形后的巷道断面尺寸难以满足生产需要，返修工作量大，从而给正常生产和安全带来一系列问题.目前，有关于深部巷道变形机制及控制的研究成果较多，提出了包括耦合支护与设计原理、“内、外”承载圈理论、叠加压缩拱支护力学原理等[1－4]，控制技术大多以“锚杆+锚索”联合支护为主[5，6].本文结合具体矿山，针对深部巷道进行变形与破坏特征的现场调查，并分析变形机制，提出巷道返修的关键技术.为了分析深部巷道变形与破坏特征，专门针对曲江煤矿深部巷道进行了调查.曲江矿区作为典型的“三高”深部矿井，其巷道普遍表现为地应力水平较高、巷道岩体结构破碎，力学强度低、受采动影响大、渗透压力大和高温效应明显等特点，这些特点共同作用导致了深部巷道的大变形[7].目前，该矿原始支护形式为锚网喷支护，具体支护参数如下:均采用锚、网、索、梯形梁联合支护，顶板和两帮铺金属菱形网;巷道使用了Φ 18 mm，L 1 800 mm螺纹钢锚杆，配套使用蝶形托盘及防松螺母.顶、帮锚杆间排距均为700 mm×700 mm，每孔使用2块树脂药卷端头锚固，梯形梁由10 mm的钢筋加工而成;巷道喷射混凝土厚度为100 mm，强度为C20.但仍然不能控制住巷道变形，变形量大大超过巷道允许的范围要求，不能保证巷道在掘进期间和回采期间的正常使用，严重威胁到采区工作人员和机械设备的安全使用.该矿巷道主要变形与破坏的表现形式归纳起来有如下几种(巷道变形实物如图1所示).1)顶板下沉量大:巷道掘进过程中，巷道顶部因压顶而发生较大下沉，使锚杆、混凝土喷层部分或完全失效而破坏.同时，由于巷道埋深较大，在水平挤压力的作用下，引起局部巷道类似于尖顶变形现象.2)侧帮内挤:尤其是帮底有明显的收敛，不对称性比较明显，片帮多发生在侧墙中下部，尤以墙角处最为严重，并且北帮比南帮严重.轻微的片帮，仅在侧墙上出现贯通性纵向裂缝.严重片帮时，喷层与岩层出现离层，喷层与围岩之间形成空腔，钢筋网强烈扭曲、喷锚挂网扭曲或被拉断，围岩被挤出而外露.3)底鼓破坏范围大:所有巷道均出现底鼓现象，底鼓严重，几个月内便达到400～500 mm，卧底工作量大.受多次修复扰动的影响，巷道顶板和两帮围岩已丧失了原岩的完整性，大面积的松动破坏对控制巷道围岩变形带来不利的影响.因此，常规的围岩控制方式难以保证此类深井巷道围岩的控制，必须采取强化支护形式.传统的支护方式(如棚架、砌碹等)为滞后被动支护方式，具有承载差、增阻慢和强度低等缺点，难以控制深井巷道围岩变形;因此必须采取强化支护形式，强化支护形式主要表现在3个方面，即强化破裂围岩强度、强化锚杆(索)的承载能力和强化围岩承载结构.1)强化破裂围岩强度.提高围岩自身承载能力是稳定围岩强度的有效手段.矿井进入深部开采以后，巷道围岩较为破碎，造成巷道可锚性差.而锚网能够显著提高围岩强度，其主要有以下3个方面作用:其一，对于节理裂隙发育的地层，注浆可以改变围岩的松散结构，提高内聚力和内摩擦角，封闭裂隙，使其形成新的承载结构，承载力加强.其二，围岩注浆以后，为锚杆提供有力依托基础，结合锚杆的预紧力，可使锚杆锚固作用得到充分发挥，提高了锚杆的锚固力.其三，优化了浅部围岩应力环境，促使围岩由两向应力状态向三维应力状态转化，从而有效地阻止了巷道的变形与破坏，维持巷道长期稳定.2)强化锚杆(索)的承载性能.强化锚杆的承载性能主要包括3个方面:一是提高锚杆的预紧力;二是提供高强度的附件;三是提高材料的强度.通过提高锚杆的力学性能、改善锚杆的结构、提高锚杆的承载性能，便于施加高预紧力并改善锚杆的增荷特性，形成有效的初始支护强度，阻止围岩变形与破坏.3)强化围岩承载结构.围岩承载结构的强化在于首先保证巷道顶板的安全，具体实施表现在对巷道肩角、两帮和底角等关键部位的加强支护(如锚索支护).另外，通过巷道断面形状的优化可以适应和抵消部分地应力.在巷道施工及变形调整过程中，底板始终处于自由和开放状态，当两帮和顶板支护围岩结构趋于稳定后，处于自由状态的底板将会成为能量释放区，从而出现严重变形，并影响到帮部的稳定，巷道无法实现长期稳定.因此，必须对底板开展有效加固，并与两帮和顶板形成互相约束的统一承载结构.考虑到现场的可操作性，决定采用安设底角锚杆和注浆加固底板岩体形成承载圈来防治底鼓.针对巷道埋深大、地质条件复杂以及多次修复松动破坏范围大的特点，采取锚网+注浆+U29棚架联合修复加固技术.注浆在提高岩体强度的同时，可以使锚杆锚固力得到充分发挥.在锚网支护的基础上架设U型可缩性棚架，既发挥了锚杆主动调动围岩承载能力的特点，又可以使巷道在发生一定的让压变形之后发挥棚架的径向约束作用，并随围岩收缩而继续让压收缩，始终保持巷道承载结构的稳定性.由于巷道埋深大，原岩应力高，巷道开挖以后的卸荷作用，致使结构面扩容和开裂，岩体强度和模量降低，巷道周围大范围岩体进入塑性和破坏状态.因此，只有通过早期的高初始支护强度，才能有效控制围岩变形，保持围岩的完整性.为此，新掘进巷道必须遵循以下原则.1)一次支护原则:锚杆支护应尽量一次支护就能有效控制围岩变形，避免二次或多次支护.一方面，这是矿井实现高效、安全生产的要求.为采矿服务的巷道和硐室等工程需要保持长期稳定，不能经常维修;另一方面，这是锚杆支护本身的作用原理决定的.巷道开掘后，受掘进面支撑，变形很小.安装锚杆控制浅部离层滑动.安装越及时，预应力越大，锚固范围内岩层整体刚度越高，岩层处于压缩状态，不发生离层和弯曲等有害变形，完整性和整体强度得到保持.因此，巷道围岩一旦揭露，立即进行锚杆支护效果最佳，而在已发生离层、破坏的围岩中安装锚杆，支护效果会受到显著影响.2)高预应力原则:没有预应力或预应力较小时，只有当岩层产生一定变形时锚杆才有载荷，显然不能控制在这以前顶板岩层的离层和错动，导致顶板从浅部向深部逐渐离层、破坏，失去完整性与稳定性.因此，预应力是锚杆支护中的关键因素，是区别锚杆支护是被动支护还是主动支护的参数，只有高预应力的锚杆支护才是真正的主动支护，才能充分发挥锚杆支护的作用.3)高刚度原则:保持初始工作荷载主要依赖于护表材料的性能，锚杆荷载在围岩中的扩散和增荷速度依赖于护表构件的刚度，因此护网、托盘和钢带的抗变形能力必须要强.4)高强度原则:由于高地应力和回采动压的影响，高预应力锚杆荷载增加很大，因此杆体及配套螺母、托盘强度必须要高，以防止被拉断破坏，从而使支护失效.提高锚杆强度可以通过加大锚杆直径或提高杆体材料的强度来实现.根据以上支护原则，建议在新掘进巷道中采用锚喷带网索(锚喷网+W型钢带+锚索)高强度支护技术.锚杆作用是控制锚固区围岩离层、滑动、裂隙张开、新裂纹产生等扩容变形与破坏，尽量使围岩处于受压状态，抑制围岩弯曲变形、拉伸与剪切破坏，最大限度地保持锚固区围岩完整性，减小锚固区围岩整体强度的降低，在锚固区形成刚度大的次生承载结构;托板、钢带和金属网等构件可以实现锚杆预应力的扩散，使锚杆作用的集中点均布化，提高锚固体的整体刚度与完整性;锚索可以将锚杆形成的次生承载结构与深部围岩相连，同时挤紧和压密岩层层理节理，增加不连续面的抗剪力，提高围岩的整体强度.因此，该联合支护强度大，护表效果好，适应范围宽，安全可靠性高，能够有效控制围岩变形与破坏，避免巷道的多次返修. 而对于新掘进并且受回采动压影响的巷道，要提前进行注浆，即采用锚喷网带索注(锚喷网+W型钢带+锚索+注浆)联合支护形式;对于受断层影响和局部围岩破碎段建议采用锚喷网架索注(锚喷网+U29棚架+锚索+注浆)联合支护形式，以避免二次维修，影响生产和给安全带来隐患.根据以上分析，西大巷东段整体返修方案可确定为:全断面锚杆主动控制围岩(底板布设底角锚杆并注浆加固)→锚索→表面喷浆→注浆加固(快硬水泥).具体返修参数如下所述，见图2和图3.1)初喷:巷道扩削至设计尺寸后，敲帮问顶后即进行初喷，及时喷射混凝土封闭围岩，水泥采用硫铝酸盐快硬水泥，水灰比控制在 0.4～0.5，喷层厚度为50～70 mm.2)锚杆:锚杆采用Φ 22 mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，长2 400 mm，间排距为690 mm×700 mm，起拱线以上布置11根，两侧帮部各1根，底角锚杆各1根.锚固剂采用K2350型树脂药卷2卷，锚杆的安装预紧力矩应不小于250 N·m，锚杆预紧力不小于6 t.锚杆垂直于岩面施工，巷道帮部最下面2根斜向下15°角度施工钻眼安装.底角锚杆斜45°角度施工安装.3)锚杆托盘:高强度拱形托盘，托盘尺寸为150 mm×150 mm×10 mm，配合高强扭矩螺母.1)顶帮锚索:从顶板正中位置开始依次向两侧布置锚索支护，锚索采用高强度低松弛钢绞线，规格采用为Φ 17.8，长度为 6.4 m，眼深 6.1 m.锚索间排距为1 380 mm×2 100 mm.网片采用Φ 6钢筋焊接加工而成，网孔尺寸为80 mm×80 mm，搭接长度为100 mm，逐扣连接.锚索托盘采用10 mm钢板制成，规格为200 mm×200 mm×10 mm.每孔采用3支Z2380树脂药卷加长锚固，以保证锚固效果.锚索初始预紧力不小于8 t，锚固力不低于20 t，锚索垂直岩面施工安装.2)巷帮最下面2根斜向下的锚索以不小于15°施工钻眼安装.1)锚索施工10～20 m后，集中进行注浆工作.2)喷浆:水泥采用硫铝酸盐快硬水泥，水灰比控制在0.4～0.5，喷层厚度为 100～150 mm，并将 U29棚架喷盖严实，避免跑浆漏浆.3)注浆:采用标号525硫铝酸盐快硬水泥，水灰比为0.8～1.0.4)深孔注浆锚杆长度为3.5 m，注浆间排距为1 380 mm×2 800 mm，锚杆长度1.5 m后十字错开钻孔，孔径由大变小，前端孔径Φ=8 mm，后端孔径Φ=4 mm;封孔可采用空心水泥卷或树脂药卷密实，封孔深度为1.5 m.注浆最大压力控制在2.5 MPa左右.浅孔注浆为1.5 m，浅孔注浆间排距为1 380 mm×1 400 mm，注浆锚杆长度300 mm后十字错开钻孔，孔径Φ=6 mm，主要进行浅部破碎围岩胶结和U29棚架壁后充填密实.应用后采用两帮收敛变形监测，结果表明，两帮的相对收敛量较原来减少50%，而且在监测后期变形趋于平稳，速度小于2 mm/d，底鼓量减少40%.经过2年的使用和跟踪，该技术的应用大大减少了巷道返修次数，为矿井的生产不但提供了安全保障，而且为加快矿井机械化和高产高效奠定了基础.1)深部巷道的主要变形与破坏表现为掘进过程中顶板下沉量大，形成尖顶现象;侧帮内挤，帮部收缩量大;锚网支护失效严重，出现螺母掉落、托盘严重弯曲变形、钢筋网与托盘连接处多处被撕裂、钢筋网失去作用，等现象;底鼓破坏范围大，几个月内可达到400～500 mm.2)对于返修巷道，必须进行强化支护形式，如可采取加强锚固，形成厚层高强承载壳、主动防止底鼓和主被动联合支护，以便保持巷道承载结构的稳定性;而对于新掘进巷道支护，要遵循强化一次支护、增大预应力、提高支护刚度、并保证支护材料的高强度.3)根据所提出的支护对策，确定西大巷东段支护方案为:全断面锚杆主动控制围岩(底板布设底角锚杆并注浆加固)→锚索→表面喷浆→注浆加固(快硬水泥)，并给出了具体支护参数，结果表明施工效果显著，能在一定范围内有效地抑制围岩的大变形.【相关文献】[1]孙晓明，何满潮，杨晓杰.深部软岩巷道锚网索耦合支护非线性设计方法研究[J].岩土力学，2006，27(7):1061 －1065.SUN Xiaoming，HE Manchao，YANG Xiaojie.Research on nonlinear mechanics design method of bolt－net－anchor coupling support for deep soft rock tunnel[J].Rock and Soil Mechanics，2006，27(7):1061－1065.[2]孙晓明，何满潮.深部开采软岩巷道耦合支护数值模拟研究[J].中国矿业大学学报，2005，34(2):166 －169.SUN Xiaoming， HE Manchao. Numerical simulation research on coupling support theory of roadway within soft rock at depth[J].Journal of China University of Mining and Technology，2005，34(2):166－169.[3]王卫军，李树清，欧阳广斌.深井煤层巷道围岩控制技术及试验研究[J].岩石力学与工程学报，2006，25(10):2102 －2107.WANG Weijun，LI Shuqing，OUYANG Guangbin.Study on technique and test of surrounding rock control of deep shaft coal roadway[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering，2006，25(10):2102－2107.[4]余伟健，高谦，朱川曲.深部软弱围岩叠加拱承载体强度理论及应用研究[J].岩石力学与工程学报，2010，29(10):2134 －2142.YU Weijian，GAO Qian，ZHU Chuanqu.Study of strength theory and application of overlap arch bearing body for deep soft surroundingrock[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering，2010，29(10):2134－2142. [5]余伟健，高谦.高应力巷道围岩综合控制技术及应用研究[J].煤炭科学技术，2010，38(2):1 －5.YU Weijian，GAO Qian.Surrounding rock comprehensive control technology and application to mine high stress roadway[J].Coal Science and Technology，2010，38(2):1－5.[6]伍中建，汤国禹，朱新民，等.深部高应力软弱围岩支护方案评价及优化[J].矿业工程研究，2011，26(2):1 －6.WU Zhongjian，TANG Guoyu，ZHU Xinmin，et al.Onsupporting technologyfor deep soft rock under high stress and scheme optimization[J].Mineral Engineering Research，2011，26(2):1 －6.[7]余伟健，王卫军，文国华，等.深井复合顶板煤巷变形机理及控制对策[J].岩土工程学报，2012，34(8):1501 －1508.YU Weijian，WANG Weijun， WEN Guohua， et al. Deformation mechanism and control technology of coal roadway under deep well and compoundroof[J].Chinese Journal of Geotechnical Engineering，2012，34(8):1501－1508.。
深部沿空巷道侧向顶板围岩失稳因素研究
解成成
【期刊名称】《山东煤炭科技》
【年(卷),期】2024(42)5
【摘要】深部沿空巷道顶板围岩破坏失稳的影响因素繁多,围岩体应力环境和破坏失稳机理十分复杂。
为了研究深部沿空巷道侧向顶板围岩失稳因素,以孙村煤矿为背景,采用理论分析和数值模拟的方法得到了深部沿空巷道顶板失稳因素。
研究结果表明:基于沿空巷道围岩结构体受力结构,揭示了侧向顶板围岩失稳主要与基本顶厚度、巷旁支护阻力、埋深以及顶板岩性有关;利用数值模拟得到了基本顶厚度在30~38 m时对顶板和煤帮的结构失稳影响最大,顶板岩性的改变与围岩最大应力集中成正相关,与围岩应力集中影响范围成负相关;埋深越大,顶板变形越大,破断风险越高;巷旁支护阻力的大小对顶板和煤帮失稳几乎没有影响。
【总页数】5页(P15-19)
【作者】解成成
【作者单位】山东科技大学能源与矿业工程学院
【正文语种】中文
【中图分类】TD353
【相关文献】
1.巷道顶板离层力学模型与围岩失稳判断研究
2.深部巷道开挖加卸荷诱发围岩失稳的模拟研究
3.深部巷道围岩锚固结构失稳破坏全过程试验研究
4.深部开采软岩巷道围岩失稳控制技术研究
因版权原因，仅展示原文概要，查看原文内容请购买。
矿山深部开采巷道支护工程中钢拱架巷道失稳破坏的分析首先由如下几幅图明确巷道支护工程布局图5工程布置区及矿体平面模型（带网格近视）图6工程布置区及矿体平面模型工程布置区局部放大图7工程布置区开挖巷道剖面示意图图8现场巷道变形照片我们从图7可以看到巷道支护工程是由钢拱架直腿部分和半圆拱顶部分构成的。
图8显示了巷道的失稳变形。
我们对巷道支护工程中钢拱架建模(以向上为x正向，向右为y正向）如下图：图9将钢拱架直腿(长度为L ）部分简化为一端铰支（竖直方向有微小位移）一端固支且外侧受均布载荷的压杆。
钢拱架直腿部分由于受到外侧围岩的挤压，我们可以把这种挤压视为大小为q 的均布荷载，同时由于钢拱架直腿还要受到半圆拱的压力，我们把这种压力看做大小为F 的轴向力，所以压杆任意截面的弯矩可以写作：2q 21)x (x F M -=ω代入挠曲线微分方程 )(EI x M -=''ω得：221qx F EI =+''ωω通过化简可以得到： 22q EI F x EI •=•+''ωω ①为了使后续计算简便，可以令EI F F =* EI q 2q *=则上式化为2**q F x •=+''ωω ② 此方程为非齐次微分方程，要求解这类方程需要先求出其对应齐次方程的通解然后再找出一个满足方程的特解，相加即为非齐次微分方程的通解，而其所对应的齐次方程就是将非齐次方程的非齐次项改为零，所以其对应的齐次微分方程为： 0F *=+''ωω ③对于这种类型的齐次微分方程，我们常常使用常数变易法令x λωe =x λλωe 2='' 代入③式得：0*2=•+x x e F e λλλ，求解齐次微分方程，往往先求出其对应的特征方程的特征解，该齐次微分方程对应的特征方程为：0F *2=+λ ④ *2F -=λ 解得两个特征根为：*2,1F i ±=λ挠曲线用正根，所以有 x F C x F os *2*1sin c C +=ω ⑤ 接着求方程 ①的一个特解，特解的形式未知，我们可以将其设出设C Bx Ax ++=2*ω为了方便代入原方程，可继续求其一阶导数为： B Ax +='2*ω 相应的二阶导数为： A 2*="ω 将求出的2阶导数全部代入其原方程得：2**2*A A 2x q C F Bx F x F *•=+++ ⑥要让上式成立，即让两边相等，则有：常数项0C F A *=+2对应系数相等*q A F *=• 0*=•B F易解得：F q F q A 2/**== ;0=B ; 22**2F EIq F q C -=-=所以得到原方程的一个特解 22*2F EIq x F q -•=ω ⑦故原方程通解为 22*212F EIq x Fq x F sin C x F cos C *-•++=ω ⑧钢拱架直腿下端被地面限制，可视其为固定端，因此由固定端边界条件（位移为零，绕固定端的转角为零）即：0)0(==x ω和0)0(=='x ω易解得： 21F EIq C = 02=C 代入原方程，故原方程通解为：222F EIq x F q x EI F cos F EIq 2-•+=ω ⑨ 求得了钢拱架直腿在挤压作用下的挠曲线，为了进一步说明其破坏原理，我们要进一步求其临界荷载，假定钢拱架直腿外围的均布荷载为定值，看其轴向力的大小，这时候由于钢拱架直腿挠曲线满足另一端边界条件，另一端可视为铰支端，铰支端位移为零。
深部巷道蠕变大变形失稳机理与控制技术研究
深部巷道蠕变大、变形失稳是煤矿和金属矿山等深部开采中广泛存在的一种地质灾害，严重威胁着矿山工作面的安全、生产的正常运行和人员的生命安全。
因此，对深部巷道蠕变大、变形失稳机理进行深入研究，并开发出有效的控制技术，具有重要的理论和实践意义。
深部巷道蠕变大、变形失稳的机理主要与地质条件、采场布置、支护方式、采动方式等因素有关。
其中，地质条件是影响深部巷道蠕变大、变形失稳的决定性因素。
煤矿和金属矿山等深部开采地质条件复杂，存在许多断层、节理、软岩等地质构造和地质体，这些地质构造和地质体容易发生滑动、倾覆、断裂等现象，进而导致深部巷道的变形失稳。
控制深部巷道蠕变大、变形失稳的技术主要包括采场布置、支护方式、加强巷道支护等方面。
采场布置应根据地质条件、采动方式、安全要求等因素进行科学合理的设计，以达到提高采场稳定性、减少巷道变形的目的。
支护方式应选用有效的支护材料和支护设计方案，提高深部巷道支护稳定性和安全性。
加强巷道支护主要包括加强初期支护、加强补充支护、加强巷道锚杆等方面。
总之，深部巷道蠕变大、变形失稳机理与控制技术的研究是煤矿和金属矿山等深部开采中必不可少的一项工作，只有深入研究其机理、掌握有效的控制技术，才能更好地保障矿山生产的安全和正常运行。
深部采区巷道变形机理与治理技术研究发布时间：2021-07-26T15:26:38.377Z 来源：《工程建设标准化》2021年4月8期作者：林具雷[导读] 徐庄煤矿东九采区下山巷道变形量大，表现为全断面来压，尤其以帮部的变形较为严重。
林具雷身份证号码：32032219801006**** 江苏省徐州市 221611 摘要：徐庄煤矿东九采区下山巷道变形量大，表现为全断面来压，尤其以帮部的变形较为严重。
通过分析巷道变形机理了解巷道破坏诱因和规律，为采取针对性治理方案提供理论支持。
治理该方案以“全断面协同承载”为核心控制理念，形成顶区“护”，提高整体性，保安全：帮部“限”，控制两帮位移，提高支护效能：巷道底板“控”，约束帮部挤压变形向底板传递：防止薄弱环节（留的底煤）受顶板垂直压力发生横向碎胀导致底板发生水平挤压剪涨鼓起，切断帮底角部位的水平向内推移。
研究取得的创新性成果对矿区内其它矿井复杂动压叠加巷道设计和修复具有示范作用和推广价值。
关键词：巷道；变形机理；治理技术；支护优化 1导言徐庄煤矿地质条件复杂，断层发育，开采应力水平较高，由于受7#、8#煤层工作面采动影响，造成三条下山及相关联络巷等巷道顶板下沉，两帮喷层多处开裂、片帮，巷道底鼓变形，影响行车行人安全，虽多次修复，上述问题仍重复出现。
徐庄矿东九三条下山坡度为17度，斜长约为2100米，2014年共修复2291米，占到全年修复量的50%，其中因东九猴车道整条巷道是在煤层中，损坏最为严重，局部重复多次修复，另外各甩道均有修复。
从东九猴车道上口到下口，巷道顶板整体下沉，工字钢变形严重；两帮喷层多处开裂，护表金属网撕裂，片帮严重；巷道底鼓变形，已不能满足猴车正常运行要求，导致局部生产系统瘫痪，给矿井的安全生产和行人的生命安全带来了很大的威胁。
2巷道变形诱因及破坏机理研究 2.1孤岛区域致使静压力集中徐庄矿东九采区行人、轨道、皮带三条下山位于一个长条形煤柱中，随着两侧工作面交替开采逐渐形成孤岛区域，在巷道的服务期间受多次工作面推移过程中的超前支承应力影响，采动影响较大，造成巷道维护困难。
收稿日期:2005-05-13基金项目:国家自然科学基金(50490272,50490274);国家“十五”科技攻关项目(2003BA612A ∃10∃2);中南大学博士学位论文创新工程项目(040109)作者简介:闫长斌(1980—),男,河南濮阳人,博士研究生,研究方向为岩土工程和地下工程。
文章编号:1003-5923(2005)03-0009-03深部巷道失稳的突变理论分析闫长斌,徐国元(中南大学资源与安全工程学院,湖南长沙410083)摘 要:在考虑围岩力学指标弱化的基础上,运用突变理论探讨了深部巷道失稳破坏的机理;基于势能原理,建立了尖点突变模型,导出了失稳的力学判据条件。
结果表明:深部巷道的失稳不仅受岩体特性及所受载荷的影响,而且与围岩中承载区和松动区的刚度比有关;围岩力学指标弱化程度越高,松动区范围越大,系统失稳的可能性就越大。
结合工程实例进行分析,分析结果与实际经验一致,可为预防深部巷道失稳破坏、采取合理措施提供参考依据。
关键词:围岩;力学指标;弱化;尖点突变模型;失稳;相对刚度中图分类号:TD324.2 文献标识码:A 1 前言地下开采是获取多种能源与矿产资源的重要途径。
地下开采陆续转入深部。
据不完全统计,国外开采深度超过1000m 的金属矿山有80余座,其中以南非最具代表性,其开采深度已达3800m [1]。
我国一些金属矿山也已相继进入深部开采阶段[2],如铜陵狮子山铜矿采深已达1100m ,湘西金矿超过850m 。
深部采掘环境恶劣,工程灾害更加突出,例如深部巷道变形失稳剧烈,岩爆与冲击地压骤增等。
深部巷道失稳破坏问题已成为深部开采重大灾害之一。
实际上,深部巷道围岩失稳是一种突发破坏现象,具有明显的非线性和不连续性质。
R.Thom (1972)创立的突变理论是研究不连续性现象的有效工具[3]。
本文在考虑围岩力学指标弱化的基础上,运用突变理论探讨了深部巷道失稳破坏的机理;对进一步揭示深部巷道失稳机制,预防失稳灾害发生,有一定意义。
2 巷道围岩力学模型深部巷道开挖前,岩体处于三向应力状态,即静水压力状态。
开挖以后将在围岩范围内形成一定厚度的松动区(软化区)、承载区(弹性区)和原岩区。
由于受开挖爆破扰动的影响,巷道周边围岩产生损伤累积,岩体内裂隙分布扩大、贯通,力学指标(包括强度和刚度指标)下降,呈现出明显的弱化性质,围岩的坍塌失稳与这个性质有密切关系。
开挖后围岩中出现应力集中,当集中应力大于岩体强度时,松动区岩体首先破坏,并逐渐向深部扩展,直至重新达到三向平衡状态。
假定巷道断面为圆形,无支护,Talber.J 和Kast rer.H 等给出了弹塑性围岩中的应力图[4](图1)。
图1 巷道围岩体受力与分区图1-松动区;2-承载区;3-原岩应力区由图1可知,当围岩塑性区的切向应力σθ等于围岩应力值时,围岩塑性区半径即为松动区半径。
据此可推导出巷道围岩的松动区半径R =aelnP+C ctgΦC ctgΦ(1+sin Φ1-sinΦ)2sinΦ1-sinΦ(1)・9・矿山压力与顶板管理 2005.№3 式中,R 为松动区半径;a 为隧道开挖半径;P 为围岩压力;Φ为松动区内围岩体的内摩擦角;C 为松动区内围岩体的粘聚力。
围岩承载区内的岩体所受扰动和损伤程度较小,还具有相当程度的承载能力,尚处于弹性变形阶段,其本构关系呈现出线弹性特征;而松动区范围内,由于岩体松动破碎,变形已超过弹性极限,岩体抵抗变形的能力随变形增加而降低,出现应变软化现象,其本构关系呈现出明显的非线性特征。
这种由尚未处于指标弱化阶段的承载区岩体和已经处于指标弱化阶段的松动区岩体组成的变形系统,构成了巷道围岩系统发生灾变的必要条件。
3 突变理论分析3.1 尖点突变模型对应于突变理论的概念,选取巷道周边径向位移u 作为状态变量。
规定压应力、压应变和收敛位移为正。
在松动区内,假设体积不可压缩,则系统的总势能为Π=U E =U S (2)式中 U E 为系统承载区的应变能;U S 为松动区的应变能。
U E =∫2π0∫∞R 12σr εr +12σθεθr d r d θ=πE 1+μa 2u 20R 2(3)U S =∫2π0∫R aw r d r d θ(4)式中 u 0———r 等于a 时的径向位移;w ———松动区岩体的应变比。
其值为:w =σc ∫ε00{A [(εεc )3-1]+B [(εεc )2-1]}dε=A σc 4a 4ε3c μ40+B σc 3a 3ε2cu 30+(1-A -B )σc a u 0(5)式中 ε0———r 等于a 时的径向应变。
将式(5)代入式(4),可得,U S =A πσc (R 2-a 2)4a 4ε3c u 40+B πσc (R2-a 2)3a 3ε2cu 30+(1-A -B )(R 2-a 2)πσc u 0(6)将(4)、(6)代入(2),可得系统的总势能,Π=A 1u 40+B 1u 30+C 1u 20+D 1u 0(7)式中 A 1=A πσc (R 2-a 2)4a 4ε3cB 1=B πσc (R 2-a 2)3a 3ε2cC 1=πE 1+μa 2R 2D 1=(1-A -B )(R 2-a 2)πσc对Π求导,得到平衡曲面M 的方程,Π′=4A 1u 30+3B 1u 20+2C 1u 0+D 1(8) 进一步根据平衡曲面的光滑性质,可求得尖点。
在尖点处有Π =0,即u 0=u g =-B 14A 1=am εc(9) 根据一维情况下刚度的物理意义,定义刚度:k =d 2Πd u 20(10) 承载区刚度:k e =d 2U E d u 20=2πE 1+μR 2a 2(11) 可见,承载区刚度始终大于零,且弹性模量E 越大,承载区刚度越大;松动区半径R 越大,承载区刚度越小。
松动区刚度:k s =d 2U s d u 2=12A 1u 20+6B 1u 0(12) 可见,松动区刚度与径向位移u 0有关。
将(11)式在尖点u g 处进行Taylor 级数展开,并截取至三次项,可化为标准形式x 3+px +q =0(13)式中 x =(u 0-u g )/u gp =3(k ′-1)q =3k ′-2+3ξk ′=21+μEλ1ra2(r a)2-1ξ=E mλ(1-A -B )a其中参数k ′是巷道围岩体内承载区岩体刚度与松动区岩体刚度之比,简称为刚度比;由上式可见,系统的控制变量p 和q 由刚度比及参数E/λ所决定。
由突变理论可知,系统发生失稳的充分条件是分叉集方程,即4p 3+27q 2=0(14) 而且,只有当p ≤0时,系统才能突跳至非平衡状态,即系统发生失稳的必要条件为p ≤0。
则系统发生失稳的充要条件为:4k ′3-3k ′2+9ξ2+18k ′ξ-6ξ=0k ′<1(15)3.2 分析与讨论由于爆破掘进对围岩体损伤和扰动以及地下水的作用,巷道周边必然产生松动区,岩体力学指・01・ 2005.№3 矿山压力与顶板管理标弱化。
从(13)式可看出,刚度比k ′取决于两个因素,一个是岩体的常数μ、E 和λ,另一个是松动范围的相对大小R/a 。
图2给出了不同岩性参数2E/[(1+μ)]值时,刚度比k ′与松动区相对大小R/a 的关系。
从图中可知,随着R/a 的增大,即松动区范围的增大,刚度比k ′逐渐减小,当k ′≤1成立时,巷道围岩就有可能发生失稳。
当R/a 不变时,随岩性参数2E/[(1+μ)]的增加,刚度比k ′也随之增加,巷道围岩发生失稳的可能性减小。
而且,当岩性参数2E/[(1+μ)]取0.48时,即使R/a 取1.2,刚度比k ′的值也小于1。
根据失稳条件k ′≤1,从图中还可看出,随岩性参数2E/[(1+μ)]的增加,巷道围岩失稳时所允许的松动区范围也增大。
图2 刚度比k ′与R/a 的关系图3 R/a 与2E/[(1+μ)]的关系图3给出了不同刚度比k ′值时,松动区相对大小R/a 与岩性参数2E/[(1+μ)]的关系。
从图中可看出,随着2E/[(1+μ)]的增加,R/a 逐渐增大。
即当k ′一定时,2E/[(1+μ)]越大,允许松动区范围越大,巷道围岩不易失稳。
当2E/[(1+μ)]不变时,随刚度比k ′的减小,R/a 随之增加,巷道围岩发生失稳的可能性增加。
当k ′取0.6时,松动范围较大,R/a 总大于1.0。
4 工程实例某深部巷道半径为2.18m ,围岩是强度较高的黑云母石英岩地层,属Ⅲ类围岩。
经现场声波测试,得到松动区半径为3.45m ,围岩体的其他物理力学参数见表1。
表1 有关参数E /GPaμm nσc /MPaεc36.80.211.80.8190.32×10-3 由以上参数,可得到刚度比k ′的值为0.76。
显然,k ′<1,说明巷道围岩有发生失稳破坏的可能性。
现场观测结果表明,巷道曾出现局部片帮、掉块和底鼓等现象,围岩失稳的趋势较明显,应采取有效措施进行防护,如锚注、钢圈等。
掘进过程中,应严格遵循“新奥法”的思想,按照“短进尺、弱爆破、小扰动”的原则进行爆破设计与开挖,尽量减少对围岩的扰动和损伤,减小松动区范围,使刚度比k ′大于1。
同时,应做好对地下水的处理[7]。
5 结论(1)突变理论是研究深部巷道失稳问题的一种有效方法。
本文在考虑围岩力学指标弱化的基础上,基于势能原理,建立了尖点突变模型,导出了失稳的力学判据条件。
为进一步认识深部巷道失稳破坏的机理提供了新的思路。
(2)深部巷道的失稳不仅受岩体特性及所受载荷的影响,且与围岩中承载区和松动区的刚度比有关;围岩力学指标弱化程度越高,松动区范围越大,系统失稳的可能性就越大。
(3)工程实例分析表明,分析结果与实际经验一致,可为预防深部巷道失稳破坏、采取合理措施提供参考依据。
参考文献:[1] 何满潮,吕晓俭,景海河.深部工程围岩特性及非线性动态力学设计理念[J ].岩石力学与工程学报,2002,21(8):1215-1224.[2] 谢和平.矿山岩体力学及工程的研究进展与展望[J ].中国工程科学,2003,5(3):31-38.[3] Saunders P.T.突变理论入门[M ].凌复华,译.上海:上海科学技术和文献出版社,1983.[4] 刘贵应,刘新喜,魏新颜.隧道塌方的尖点灾变模型及应用[J ].地质灾害与环境保护,2002,13(2):59-62.[5] 潘一山,章梦涛,李国臻.洞室岩爆的尖角型突变模型[J ].应用数学和力学,1994,15(10):893-900.[6] S.Qin ,J.J.Jiao ,S.Wang.A Cusp Catastrophe Model ofInstability of Slip -buckling Slope [J ].Rock Mechanics and Rock Engineering ,2001,34(2):119-134.[7] 刘学增,朱保华,翟德元.深部隧道失稳的尖点灾变模型[J ].山东科技大学学报(自然科学版),2000,19(1):38-40.・11・矿山压力与顶板管理 2005.№3 。
