1、专题部分采动影响下软岩巷道破坏的原因及防治方法【摘 要】：针对洼里矿区煤系地层软岩强度低，变形快等特点，结合国内其他煤矿在防治软岩巷道破坏变形方面的经验，提出了软岩巷道破坏的主要原因、规律和治理方法。【关键词】：软岩 治理 原因 规律 联合支护0 引言 煤炭是我国煤炭是我国的主体能源，2008年其占一次能源消耗结构比重的70.2%预计到2050年还将占50%以上。随着社会经济的迅速发展，对煤炭的需求也越来越大。由于煤层赋存条件的复杂性和多变性，直接影响着煤炭企业的经济效益。我国大多矿区都存在近距离煤层群开采的问题。煤层开采后不仅使采场周围煤体(柱)上应力集中，同时也将引起底板岩层应力重新分布。
2、掌握近距离煤层开采相互影响，寻求其应力分布规律，对于底板巷道的合理布置与维护有指导意义。近距离煤层群开采，底板软岩巷道会经受多次采动影响，造成软岩巷道变形迅速加大，普遍的变形形式为巷道全断面收缩、顶板下沉、两帮内挤、底臌等现象严重。近距离煤层群开采底板软岩巷道围岩控制问题实质上是采动影响下高应力软岩巷道支护问题，软岩巷道支护问题一直是困扰我国煤矿生产和建设的难题之一。以其大变形、高地压、难支护的特点一直受到岩石力学及地下工程界的普遍关注。从20世纪50年代末，我国煤矿软岩问题在部分矿区开始出现。目前，全国约三分之一的可采煤层开采时涉及到软岩问题，随着开采深度的增加，软岩矿井的数量还在增多。据不
3、完全统计，目前我国煤矿每年巷道掘进大约6000km，其中软岩巷道约占600km，大约有100km/年的软岩巷道需要翻修。软岩巷道由于其分类和变形破坏原因的复杂性和多样性，导致软岩巷道的支护问题很难解决。随着我国煤炭资源的日益减少，大中型矿井的开发逐渐向深层及海域发展，而随着开采深度及广度的增加，处于成岩松软、强度低、易风化、潮解遇水膨胀的软岩巷道，在高应力地压的作用下，不能抵抗围岩的变形力，巷道易受到不同程度的破坏。对于水平构造应力影响严重地段，则巷道两帮内挤，巷顶尖拱，对于竖直应力大区域则主要表现为巷道顶板下沉，底板臌起。另一方面，随着矿井开采深度的增加，地质条件越来越复杂，地压越来越大，煤
4、矿井下巷道变形事故越来越多。给安全生产带来了前所未有的严峻考验，使煤炭开采成本不断增加，严重阻碍了我国煤矿工业的生产建设和发展，传统的锚网喷+U型钢棚联合支护对软岩巷道、顶板破碎带及动压影响地段的支护已不能满足安全生产要求，例如国内比铰突出的软岩矿区，如淮北、淮南和平顶山等都不同程度的遇到软岩和极软岩，由于软岩巷道不能为锚杆提供可靠的着力基础，软岩巷道的可锚性很差，经常造成锚杆锚固力低和失效，原支护方式不能可靠、有效的解决问题，且支护费用高，因此对支护方式进行改革是十分必要的。1 国内外现状研究1.1软岩巷道流变特性概述自1929年美国流变学会成立以来，1939年荷兰皇家科学院成立了以M.Bu
5、rgers为首的流变研究组，同年Griggs提出砂岩和粉砂岩蠕变试验中当荷载达到破坏荷载12.5%80%时就发生蠕变的观点。1940年英国出现了流变学家学会，1950年之后，人们将流变理论引入到岩石力学。1968年S.h.lz认为脆性岩石的蠕变现象主要是受时间效应的岩石微破裂过程。Burton系统研究了结晶岩石的扩散蠕变。1979年Dragon.A和1987年Cruden.D.M分别对常温下脆性岩石的蠕变特征进行分析，认为蠕变主要是时间效应的岩石微破裂过程。1991年Okubo.S等利用自制试验机和计算机辅助测量系统，得出了三种不同岩石和砂浆材料的蠕变全过程资料，得到的岩石三阶段蠕变资料可用来
6、预测岩体工程的破坏时间。近年来，在岩石的流变试验方面得到了一些新的成果。李永盛等52-53通过对粉砂岩、大理岩、红砂岩和泥岩4种岩石进行的单轴压缩蠕变和松弛试验，得到岩石的松弛曲线具有连续型和阶梯型的变化规律。J.Sun和Y.Y.Hu通过劈裂拉伸蠕变试验指出蠕变拉伸强度与加载速率有关。陈卫忠等通过泥岩现场大型真三轴蠕变试验，分析蠕变变形随时间的变化规律，提出泥岩非线性经验幂函数型蠕变模型，真实地反映了深部软岩不同应力水平下的流变特征。崔希海，付志亮利用自制的重力驱动偏心轮式杠杆扩力加载式流变仪对红砂岩的蠕变特性进行单轴压缩蠕变试验，分析岩石横向蠕变规律与轴向蠕变规律的差异性。张向东等采用自制的
7、重力杠杆式岩石蠕变试验机，对泥岩进行了三轴蠕变试验，指出软弱岩石的三轴蠕变呈非线性关系，其蠕变变形量为瞬时变形量的3倍以上。李建林通过试验指出，当拉伸应力为岩石抗拉强度的30%时，流变变形可持续6个月以上。为了研究流变型软岩巷道的稳定性控制，许多学者对软岩巷道围岩进行了流变试验，得到了一些新成果。余伟健等针对金川三矿区深部岩体，在考虑不同深度巷道围岩变形特点的基础上，采用数值模拟分别对侧压系数为0.8，1.0，1.2和1.4这4种情况下的围岩14月的流变进行计算，获得不同侧压系数下的流变曲线。并应用流变力学方法建立金川已支护围岩的典型流变特征方程。彭苏萍等以显德汪矿“三软”煤层巷道（主输送大巷
8、）为研究对象，进行了岩石三轴压缩流变试验，用曲线拟合的最小二乘法获得了泥岩的流变参数，这为软岩巷道支护参数设计提供了科学依据。张耀平等采用分级增量循环加卸载方式，对金川有色金属公司矿区软弱矿岩进行流变试验，探讨了软弱矿岩的黏弹塑性变形特性，并建立了软岩的非线性蠕变模型。彭新辉应用实验与数值分析相结合的方法对软岩膨胀及蠕变特性进行研究，并建立了软岩蠕变模型，推导出了软岩巷道位移及应力的粘弹性解，并推导出了变应力作用下的围岩位移及位移速率解，这充分体现出了软岩蠕变效应对围岩位移的影响程度。张梅花等利用自行研制的重力加载流变仪，采用多级加载对4种典型矿岩开展了三点弯曲蠕变试验，获得了蠕变试验曲线，将
9、Burgers模型与Mohr-Coulomb准则相结合，形成改进的Burgers模型。并通过最小二乘法对均质混合岩进行蠕变参数拟合，获得了与蠕变试验曲线相吻合的蠕变理论曲线。杨峰依据软岩三轴压缩的分级加载蠕变试验曲线的规律与时效特征，提出了一种由经典Burgers粘弹性模型与应变软化塑性模型串联的软岩蠕变力学模型，并依据粘弹塑性力学的基本理论，推导了该模型的三维蠕变本构方程，进而借助非线性回归分析辨识了模型的7个参数。范庆忠等以工程实际中广泛应用的元件组合模型为基础，通过引入损伤变量和硬化变量，建立了一个软岩非线性蠕变模型。所建立的非线性蠕变模型可以用一个统一的方程描述软岩蠕变过程三个阶段的变
10、形特征。缪协兴指出采矿工程中岩体的稳定性研究焦点是破裂岩体的流变与控制技术。陈沅江等通过对四种不同尺寸砂质页岩试件的分级增量环加、卸载单轴压缩蠕变实验，揭示了该类软岩的流变可以用萨乌斯托维奇模型来描述，模型的三个本构参数EH(线弹性数)、EK(黏弹性参数)和K(黏性系数)值随软岩试件尺寸增大而不断减小并最终趋于一定值，用具有极值条件非线性回归方程来表达。王襄禹等采用弹-粘塑性模型分析了软岩巷道变形特点和影响因素，得出粘性系数与巷道周边位移成反比关系，提出控制流变的主要途径是提高软岩的粘性系数。李刚等利用带有压力密封仓的三轴蠕变仪进行了不同孔隙水压力条件下软岩蠕变试验，通过最小二乘回归分析对蠕变
11、方程进行了参数识别，得出孔隙水压力对软岩蠕变影响显著，主要体现在初始应变量和弹性参数的变化。万志军等认为岩石长期强度随时间呈负指数函数衰减，岩石流变随指数函数递增，以岩石的全应力应变曲线中的包络应变能为基础，并考虑了流变过程中能量耗散因素，建立了不同于弹塑粘性元件组合的独特的岩石非线性流变数学力学模型，以此为基础建立了巷道/隧道围岩流变数学力学模型。1.2 软岩巷道支护理论及技术概述早在19世纪，人们在解决地下巷道问题时就常采用试验研究方法，20世纪初人们开始用古典材料力学、结构力学理论来分析地下工程问题，这个时期形成了以海姆、朗肯和金尼论为代表的古典压力理论，但随着地下开采深度的增加，人们发
12、现古典压力理论许多方面都有不符合实际之处，以太沙基理论和普氏理论为代表的坍落拱理论应运而生。从20世纪30年代开始，学者们又将弹性力学及塑性力学引入了地下工程岩石力学研究中，解决了许多地下工程问题，其中R.Fenner和H.schmidt等研究者的巷道围岩弹塑性应力分布和围岩与支架的相互作用理论最为典型的代表之一。1946年太沙基从现场研究出发，研究了松动圈并提出了冒落拱理论。50年代开始用弹塑性力学来解决巷道支护问题，最著名的是Fenner公式和Kastner公式。1952年路易斯阿帕内科(Louis APanek)等发表了悬吊理论，同年Jacobio等发表了组合梁作用理论。由TALang和
13、Pender通过光弹试验提出了组合拱理论。到60年代，随着刚性试验机的出现和应用，岩石变形破坏特性和弹塑性断裂破坏理论得到证实。Rabcewicz，Ladislaus V等在总结前人经验的基础上，提出了一种新的隧道施工方法新奥法。新奥法的核心是利用围岩的自承作用使围岩成为支护结构的一部分，使其与支护体共同形成支承环。同期，日本学者山地宏和婴井春辅又提出了围岩支护的应变控制理论，认为，通过加强支护结构可较容易地将围岩的应变控制在许用应变范围内。到了70年代，M.D Salamon等人又提出了能量支护理论，主张利用支护结构来使其自动调节围岩释放的能量和支护体吸收的能量，使其相互调节平衡作用。197
14、4年池田和彦等人用现代声测技术测试了围岩松动圈厚度，并与实验室试验结合，建立了根据岩体波速和岩石波速来确定松动圈厚度的经验公式。1978年L.Mttller(米勒)教授比较全面地论述了新奥法的基本指导思想和主要原则。1982年A.K.Dube等从弹塑性力学分析出发，利用图示法分析“破碎区”的半径。1989年E.I.Shemyakin等人提出“不连续区”的概念，给出了不连续厚度计算的经验公式，工程应用时，表现为二次成巷，没有对支护机理(对象)作深入研究。1992年瑞典利用导水率试验，对影响松动圈大小的因素进行了分析。目前，英、美、日、加等国，利用声发射技术，对巷周裂隙密度和裂隙发育时间性作了研究
15、，但不成熟。在煤矿软岩工程设计研究上，也取得了较大的进展。20世纪60年代和70年代，软岩工程支护设计基本上沿用工程类比；到80年代，出现了松动圈支护荷载设计、位移反馈设计、弹塑性力学数值法设计；到90年代，又出现了锚网耦合支护设计和关键部位二次耦合支护设计。90年代末期，我国软岩工程支护设计与施工初步形成了一套比较成熟的将类比定性、定量计算和施工位移反馈相结合的动态综合设计程序。我国在软岩巷道的支护设计等方面的研究工作起始于1958年，但是直到80年代才取得较大的发展。在软岩巷道围岩变形力学机制、软岩岩性分析及工程地质条件、软岩巷道围岩控制基础理论、软岩巷道围岩控制、软岩巷道支护设计与工艺及
16、施工和监测方面进行了试验研究，取得多方面的科研成果；在软岩巷道掘进、支护施工机具研制方面也做了卓有成效的工作。孙广义等研究以护顶护帮为主，采用高强度锚杆锚索及金属网组合支护，且锚索滞后锚杆支护，围岩压力有一定的释放时间。并加大巷道关键部位的支护，可有效控制巷道围岩破裂程度。应用巷道留设弧形底角可使深部巷道的稳定性显著增强。王贵虎研究了复杂条件下综放回采巷道支护技术，采用力学理论分析、计算机数值模拟、现场实测等综合研究方法，分析了采动影响前后巷道上覆岩层运动、掘巷前后巷道顶底板的岩层及煤柱稳定性。提出了采用高强锚杆限制围岩变形，保持围岩稳定，阻止复合顶板离层破坏，主动支护围岩，采用预应力锚索加强顶板支护，将不稳定的复合顶板悬吊到顶板深部稳定岩层中。丁鹏运用反演理论研究了深部巷道支护优化方案。赵干针对谢一矿4222(3)采煤工作面的上、下风巷和辅助上山受采动影响情况，分析了回采工作面上、下风巷内单体支柱工作阻力及巷道围岩变形等变化规律，“高阻可缩”的支护形式是有效控制对动压及支护阻力反映
