深部大变形巷道围岩稳定性控制方法研究

㊀第41卷第12期煤㊀㊀炭㊀㊀学㊀㊀报Vol.41㊀No.12㊀㊀2016年12月JOURNAL OF CHINA COAL SOCIETYDec.㊀2016㊀编者按㊀巷道围岩大变形和冒顶灾害控制是煤矿深部开采中的难题,研究深部巷道围岩破坏与致灾机理及其有效控制方法,对保障煤矿深部安全和高效开采具有重要意义㊂本期前5篇论文是国家自然科学基金重点项目 深部大变形巷道围岩破坏与稳定性控制研究(51434006) 的专题学术论文,这些论文以高应力作用下巷道围岩塑性区的形成与扩展规律为主线展开研究,内容涉及深部巷道围岩塑性区的扩展规律㊁巷道冒顶及围岩稳定性控制方法㊁岩石蠕变损伤过程与围岩塑性区扩展之间的内在联系㊁高应力对岩石力学特性的影响等㊂希望专题学术论文能够起到抛砖引玉的作用,为从事该领域研究的学者提供参考和帮助㊂王卫军,袁超,余伟健,等.深部大变形巷道围岩稳定性控制方法研究[J].煤炭学报,2016,41(12):2921-2931.doi:10.13225/ki.jccs.2016.1115Wang Weijun,Yuan Chao,Yu Weijian,et al.Stability control method of surrounding rock in deep roadway with large deformation[J].Jour-nal of China Coal Society,2016,41(12):2921-2931.doi:10.13225/ki.jccs.2016.1115深部大变形巷道围岩稳定性控制方法研究王卫军1,2,3,袁㊀超1,2,余伟健2,吴㊀海1,3,彭文庆2,彭㊀刚2,柳小胜2,董恩远2(1．湖南科技大学煤矿安全开采技术湖南省重点实验室,湖南湘潭㊀411201;2．湖南科技大学资源环境与安全工程学院,湖南湘潭㊀411201;3．南方煤矿瓦斯与顶板灾害预防控制安全生产重点实验室,湖南湘潭㊀411201)摘㊀要:针对深部高应力巷道围岩大变形难以控制的问题,采用Kastner 等相关理论,研究了支护阻力对深部高应力巷道围岩变形的影响,揭示了其变形难以控制的力学本质,提出了巷道围岩稳定性控制新的支护理念㊂深部高应力巷道围岩大变形主要来自于两部分:①巷道周边浅部破碎围岩的扩容与剪胀等非连续性变形;②高应力致使巷道围岩产生的以塑性变形为主的连续性变形㊂研究表明:目前的支护水平对巷道围岩的连续性变形影响十分有限,总是存在一部分变形量无法控制,即深部巷道围岩存在 给定变形 ㊂为实现巷道围岩稳定控制,降低支护成本,巷道围岩支护理念应由变形控制向稳定控制转变,确保巷道围岩均匀㊁协调变形,消除冒顶与片帮等不安全隐患,增强巷道围岩整体性与稳定性㊂因此,对于深部高应力巷道围岩稳定性控制,可在巷道掘进时预留一定的变形空间以容纳围岩部分 给定变形 ,支护结构应具有一定的连续性变形能力,又能持续提供较高的支护阻力,以维持巷道围岩的完整性与稳定性,保障巷道围岩的均匀㊁协调变形㊂工程实践结果表明:考虑预留变形并采用 可接长锚杆+刚性长螺纹钢锚杆+锚网+W 钢带+喷射混凝土 综合控制技术为主,并辅以可接长锚杆强化顶板支护方案可较好控制巷道围岩的稳定性,保障了巷道服务期间的安全使用㊂关键词:高应力;稳定性控制;给定变形;支护阻力中图分类号:TD353㊀㊀㊀文献标志码:A㊀㊀㊀文章编号:0253-9993(2016)12-2921-11收稿日期:2016-08-04㊀㊀修回日期:2016-09-26㊀㊀责任编辑:常㊀琛㊀㊀基金项目:国家自然科学基金资助项目(51434006,51374105);湖南科技大学研究生创新基金资助项目(CX2015B431)㊀㊀作者简介:王卫军(1965 ),男,湖南涟源人,教授,博士生导师㊂E -mail:wjwang@hnust．cnStability control method of surrounding rock in deep roadwaywith large deformation煤㊀㊀炭㊀㊀学㊀㊀报2016年第41卷WANG Wei-jun1,2,3,YUAN Chao1,2,YU Wei-jian2,WU Hai1,3,PENG Wen-qing2,PENG Gang2,LIU Xiao-sheng2,DONG En-yuan2(1.Hunan Provincial Key Laboratory of Safe Mining Techniques of Coal Mines,Hunan University of Science and Technology,Xiangtan㊀411201,China;2. School of Resource,Environment and Safety Engineering,Hunan University of Science and Technology,Xiangtan㊀411201,China;3.Work Safety Key Lab on Prevention and Control of Gas and Roof Disasters for Southern Coal Mines,Xiangtan㊀411201,China)Abstract:To investigate the surrounding rock control of deep roadway with large deformations,the theories,such as Kanstner theory,were applied to study the influence of supporting resistances on the surrounding rock deformation in roadways subjected to high in situ stress.The mechanical essences of the difficult control of these deformations were discovered,and the new supporting concepts of roadway stability were then proposed.The large roadway deformation mainly consists of discontinuous deformations that result from the shear dilation and dilation of shallow fractured sur-rounding rocks and the continuous deformations that mainly result from the stress-induced plastic deformations.Results indicate that the present supporting system exerts limited influences on the continuous deformation,a part of the de-formation cannot be successfully controlled,that means given deformations are encountered.To successfully control the roadway deformation and significantly reduce support cost,the support concept should be transferred from deforma-tion control to stability control.This transfer will ensure the even distributions of in-situ stress,coordinated deforma-tions and the eliminations of roof falling and wall caving.Thus,the integrity and stability of surrounding rocks will be further enhanced.In the excavation process of roadways,the enlarged roadway sections that can tolerate the given de-formations and the support system that can continuously deform will provide higher support resistances.Therefore,the integrity and stability of roadway are ensured.Even and coordinated deformations of roadway will be successfully ful-filled.The practice results show that the support mainly by the integrated control technology of reserved deformation and addable lengthen bolts+stiffness thread steel lengthening bolts+bolting net+W steel belt+sprayed concrete and supplemented by the scheme of addable lengthen bolts strengthen roadway roof can control the stability of roadway sur-rounding rock effectively,and ensure the safety of roadway during its service.Key words:high stress;stability control;given deformation;support resistance㊀㊀与浅部巷道相比,深部巷道围岩力学环境更为复杂,深部高应力巷道围岩呈现出非连续性㊁非协调性大变形㊁大范围失稳破坏等一系列工程响应问题[1-7]㊂为此,国内外专家学者对此进行了大量的研究并取得了较大的进展,提出了一系列巷道围岩控制新技术㊁新理论,一定程度上改善了深部巷道围岩的维护状况㊂然而,深部巷道围岩控制问题并没有得到很好的解决,仍然是深部矿井开采的主要技术瓶颈之一㊂长期以来,变形控制一直是巷道围岩控制的目标,并且围绕变形控制开发了多种支护技术,从工程实践来看,这些技术对深部巷道围岩大变形的控制效果并不十分显著㊂国内深部高应力巷道一般采用高强度㊁大刚度㊁高预应力支护技术,很多巷道通过二次支护甚至多次支护仍然不能有效控制围岩大变形,特别是对于深部松软破碎巷道㊁动压巷道等,通常表现为锚杆(索)被拉断㊁围岩支护系统失效从而导致冒顶㊁片帮和底臌等一系列剧烈的矿压显现现象,与此同时巷道支护成本与维护费用成倍增加[8-12]㊂在这一工程背景条件下, 深部大变形巷道围岩破坏与稳定性控制研究 重点项目研究逐步展开,笔者与马念杰科研团队基于塑性区理论对深部大变形巷道围岩变形机理进行了深入研究,目前已取得了阶段性成果[13-17]㊂如何进行深部巷道的围岩控制?其大变形的力学本质是什么?一味强调变形控制是否可行?目前的支护技术能否实现变形控制的目标?只有准确回答了这些问题,才能更新深部巷道的围岩控制理念,开发更有效的支护技术㊂为此,本文基于相关理论与现场试验,研究了支护阻力对巷道围岩变形与应力场的影响,认为深部高应力巷道围岩控制应由变形控制向稳定性控制转变,在为巷道预留适当变形空间的条件下,允许围岩有较大的变形,并通过合理的支护方式实现巷道服务期间的均匀㊁协调变形,消除巷道冒顶与片帮等不安全隐患,减少巷道维修量,降低支护成本㊂最后,以赵固二矿I盘区胶带运输大巷支护为工程实例,在巷道掘进设计时,拱顶部预留变形510mm,帮部预留变形530mm,采用 可接长锚杆+刚性长螺纹钢锚杆+锚网+W钢带+喷射混凝土 综合控制技术为主,并辅以可接长锚杆强化顶板围岩支护方案,现场后期监测结果表明,该巷道围岩稳定性控制良好㊂2292第12期王卫军等:深部大变形巷道围岩稳定性控制方法研究1　支护对巷道围岩变形理论随着巷道的开挖,围岩所处的三向应力平衡状态就会被破坏,围岩应力场出现重新分布㊂当巷道周边围岩应力状态超过岩体弹性极限而进入塑性应力状态时,巷道围岩自临空面向外依次出现四区:即破裂区㊁塑性软化区㊁塑性硬化区以及弹性区㊂深部巷道周边围岩四区力学行为与岩石全应力-应变曲线关系中的4个阶段是相对应的[18],如图1所示㊂目前,国内外关于支护阻力与巷道围岩各区应力变形分析通常采用Kastner 公式与修正的Fenner 公式,符华兴[19]通过莫尔强度理论对两者的内涵进行了转换和推导,证明了两者计算结果的一致性㊂因此,本文以著名的Kastner 公式为理论依据,分析支护阻力对巷道围岩变形的影响㊂图1㊀巷道力学分析模型简图Fig．1㊀Mechanics models of plastic zone stress在图1与式(1)~(4)中,u 0为巷道周边位移,mm;R h 为塑性硬化区半径,m;R s 为塑性软化区半径,m;R f 为破裂区半径,m;R 0为巷道半径,m;σs 为屈服强度,MPa;σpk 为峰值强度,MPa;σc 为残余强度,MPa;p 0为原岩应力,MPa;p 为支护阻力,MPa;G 为围岩剪切模量,MPa;φ为围岩内摩擦角,(ʎ);c 为未施加锚杆围岩黏聚力,MPa;cᶄ为锚固体围岩黏聚力,MPa;τ为锚杆抗剪强度,MPa;d 为锚杆直径,mm;n 为锚杆布置密度,(根/m 2);p i 为单根锚杆所能提供的支护阻力,MPa㊂u 0=sin φ2Gr 0(p 0+cᶄcot φ)R 2s(1)R s =r 0(p 0+cᶄcot φ)(1-sin φ)p +cᶄcot φéëùû1-sin φ2sin φ(2)cᶄ=c +nτπ(d /2)21000000(3)p =np i(4)㊀㊀目前,锚杆支护技术已成为煤矿巷道首选的主要支护方式,我国国有大中型矿井的锚杆支护率达到60%以上,有些矿区甚至达到100%[11]㊂锚杆对巷道围岩的强度强化作用主要体现在2个方面[20-21]:①通过轴向受力改善巷道浅部围岩的应力状态,使临空面附近区域的围岩体由双向应力状态转变为三向应力状态;②锚杆通过与围岩体的横向联接,提高锚固区围岩的c ,φ值,进而增强锚固区围岩的承载能力㊂因此,锚杆对巷道围岩变形理论计算分析必须充分考虑支护对围岩的上述2个作用㊂在现有技术水平条件下,锚杆支护阻力范围为0．05~0．80MPa,约为高地应力大小的百分之几[22-24]㊂锚杆对锚固体的c 值影响较大,而对φ值影响不明显,即锚固体的内摩擦角仍近似等于锚固前围岩体的内摩擦角[20-21,25]㊂计算模型锚杆采用ϕ2mm 左旋无纵筋螺纹钢,取τ=266MPa,p i =0．1MPa,r 0=2m,c =1．50MPa,φ=30ʎ,G =0．136GPa㊂由式(3),(4)计算可知,锚杆n =10时的支护阻力为1．0MPa,故取n =10㊂依据式(1)~(4),并借助Matlab 软件计算并绘制出锚杆支护对巷道围岩变形关系曲线如图2所示㊂图2㊀支护阻力与巷道周边位移Fig．2㊀Supporting resistance and displacement ofsurrounding of roadway由图2可知,在巷道围应力环境一定时,巷道围岩位移量随锚杆支护密度的增加而呈曲线递减关系,并且这种递减程度随着锚杆密度的增加而有所降低㊂从图2不难发现,随着锚杆密度的不断增加,围岩变形减少量极为有限,存在一部分始终无法控制的围岩变形,即 给定变形 ㊂以巷道所处原岩应力21MPa 为例,支护阻力0(不支护)时的围岩位移为394．006mm,当支护阻力达到1．0MPa 时的围岩位移减少至284．139mm,减少量仅为109．867mm,因此可以认为284．139mm 的围岩变形为巷道围岩控制时所应考虑的 给定变形 ,从图3可以看出这种 给定变形 随着原岩应力的增加而增大㊂3292煤㊀㊀炭㊀㊀学㊀㊀报2016年第41卷图3㊀原岩应力与给定变形Fig．3㊀Rock stress and given deformation2㊀锚杆支护对围岩变形的影响2．1㊀锚杆支护对围岩应力场的影响在地下工程中,各种支护形式与巷道围岩相互作用,均会在巷道周边围岩中形成由支护而产生的应力场㊂为了清晰反映预应力锚杆对巷道围岩支护效果的影响,在不考虑原岩应力条件下,采用有限差分数值计算软件FLAC 3D 分析锚杆支护在围岩中形成的应力场分布特征㊂数值计算模型巷道宽与高均为3．6m,其它物理力学参数分别为:体积模量11．11GPa,剪切模量7．14GPa,黏聚力2．5MPa,抗拉强度1．25MPa,内摩擦角30ʎ,泊松比0．3㊂锚杆采用Cable 单元模拟,锚杆直径22mm,长度2．1m,破断荷载310kN,预应力120kN,锚固长度0．5m,锚杆间距与排距均为0．7m ˑ0．7m,并垂直于顶板布置㊂锚杆支护围岩应力场分布如图4所示㊂图4㊀不考虑原岩应力的锚杆支护应力场分布Fig．4㊀Regardless of the original rock stress of bolts supportstress field distribution由图4可知,锚杆尾部附近区域出现明显的压应力集中区,最大压应力值达0．1MPa,其压应力值随着深入巷道顶板远离锚杆尾部区域而逐点减小,至锚杆长度1/5处的压应力值减小至0㊂锚杆锚固端区域出现拉应力集中现象,但拉应力集中程度和范围都相对比较小,最大拉应力值为0．04MPa㊂在不考虑原岩应力条件下,锚杆支护应力场主要表现以下特征:①就锚杆支护围岩应力场整体分布而言,锚杆尾部附近形成范围相对较大的压应力区,锚杆锚固端形成范围相对较小的拉应力区;②锚杆之间的有效应力区相互叠加,基本可以覆盖巷道顶板围岩的整个区域;③深部围岩应力场未受到锚杆支护的影响,既锚杆支护影响范围有限;④增加锚杆长度有利于形成范围较大的压应力区,有助于提高巷道围岩的稳定性㊂为分析在原岩应力场条件下,预应力锚杆支护产生的巷道围岩应力场分布特征,在上述计算模型的基础上,考虑巷道埋深800m,其它参数保持不变,计算结果如图5,6所示㊂根据图4锚杆支护应力场的分布特征,沿垂直于巷道顶板锚杆支护方向分别设置4个监测点,记录其位移量的大小,监测点布置情况如图7所示,监测数据整理如图8~10所示㊂图5㊀原岩应力场分布Fig．5㊀Original rock stressdistribution图6㊀考虑原岩应力的锚杆支护应力场分布Fig．6㊀Consider the original rock stress of bolts supportstress field distribution图7㊀监测点布置Fig．7㊀Points of monitoring arrangement4292第12期王卫军等:深部大变形巷道围岩稳定性控制方法研究图8㊀监测位移曲线Fig．8㊀Displacement curve of monitoring point图9㊀各个监测点的变形量Fig．9㊀Deformation of each monitoring point图10㊀各个监测点的变形减少量Fig．10㊀Deformation reduction of individual monitoring-station由图4与图6对比可知,考虑原岩应力场条件下的锚杆支护未能形成较为明显的拉㊁压应力区,由于锚杆所能提供的支护力与原岩应力不在同一数量级,致使锚杆支护所形成的应力场被原岩应力场所覆盖㊂开挖后的巷道周边浅部围岩处于卸荷状态,破裂区围岩以拉剪破坏为主,图5中的最大主应力0MPa 曲线至临空面之间的围岩处于受拉状态,此区域极易形成图1中的破裂区㊂由图5与图6对比分析可知,施加预应力锚杆之后的最大主应力-1MPa 曲线至顶板围岩深处各个应力曲线范围的大小几乎没有变化,但浅部围岩的0MPa 曲线区域明显消失,即该区域围岩由拉应力状态转变为压应力状态㊂因此,认为预应力锚杆支护对改善巷道顶板深部围岩应力场的作用是有限的,但对于改善巷道浅部拉应力状态区域的围岩应力场效果较为显著㊂由图8,9分析可知,是否施加预应力锚杆对巷道顶板浅部区域围岩变形影响相对较大,而对顶板深部围岩变形影响相对较小㊂如不支护条件下的顶板围岩监测点1的下沉量高达258．23mm,而监测点2,3,4的变形量依次分别为133．90,66．95,28．69mm,施加预应力锚杆支护后的下沉量依次分别为172．15,81．29,47．82,20．08mm,即由临空面至巷道围岩深处的变形量依次呈现曲线递减关系;相对于裸巷不支护情况而言,锚杆支护后的4个监测点变形减少量依次分别为86．08,52．61,19．13,8．61mm,由此可以发现,预应力锚杆支护对控制巷道顶板浅部区域围岩变形效果相对较为显著,并且这种变形控制效果随着深入巷道顶板远离锚杆尾部区域而逐点减弱,如图10所示㊂由上述分析可知,预应力锚杆支护不能完全控制住围岩大变形,上述的172．15mm 即为巷道顶板围岩控制时所应考虑的 给定变形 ㊂2．2㊀巷道围岩变形分析影响巷道围岩变形的因素较多[26-27],深部高应力巷道围岩大变形主要包括两部分:①在高应力作用下的围岩峰值强度之前,弹性区完整岩体变形㊁锚固区整体变形,均属于连续性变形;②围岩峰值强度之后,破裂区的破裂岩体变形,属于非连续性变形,其主要包括围岩结构面离层㊁滑动㊁裂隙张开㊁新裂纹产生的扩容与剪胀变形㊂锚杆等支护结构对巷道围岩弹性区的连续性变形控制作用不明显,巷道维护的主要对象是控制峰值强度之后破裂区围岩的非连续性变形,围岩与支护结构相互作用主要发生在巷道围岩破裂区范围内[11,28-31]㊂另外,从巷道围岩变形时空演化关系来看,围岩大变形先后主要经历2个时段:第1时段是在巷道开挖卸荷初期的短时间内,围岩体中储存的大量弹塑性应变能得以释放,巷道周边围岩产生大量微裂隙,并较为均匀分布于巷道周边,围岩整体呈现近似均匀㊁协调大变形,此时段的围岩变形以弹塑性连续变形为主;第2时段是随着围岩卸荷程度的减弱,此后的围岩变形则主要受高地应力与高偏应力(如采动)等的影响,塑性区与破裂区范围不断增大,围岩整体呈现不均匀㊁不协调等大变形,此时段的围岩变形以非连续性变形为主㊂在工程实践中,支护结构难以抗拒围岩卸荷期间的连续性变形,通常需要主动释放围岩弹塑性变形能,允许围岩有控制地变形,之后通过二次支护影响浅部围岩应力场的分布,抑制巷道围岩的不对称㊁不协调等不连续性大变形[32-34]㊂在地下工程中,相对于巷道围岩的连续性变形,非连续性变形对矿井安全高效生产的危害性更大,大5292煤㊀㊀炭㊀㊀学㊀㊀报2016年第41卷范围的非连续性变形增加了巷道冒顶与片帮等不安全隐患,往往需要对巷道围岩进行扩底与刷帮等工作,增加巷道维护费用的同时,也增加了翻修工作期间的不安全等因素㊂2．3㊀锚杆支护对峰后岩体非连续性变形作用巷道周边围岩弹性区㊁塑性区范围内的连续性变形与破裂区范围内的非连续性变形是一个与时间有关的力学过程,现有支护结构对连续性变形区域内的围岩蠕变影响很小,支护结构的主要作用是提供较大围压以改善峰后岩体非连续性变形区域内的围岩蠕变特性,延长自稳时间[35-36]㊂巷道破裂区围岩蠕变变形主要包括2个方面:①软弱围岩体的离层与新裂纹的产生,蠕变变形来自两者的扩容变形;②具有一定结构的破裂块体沿破裂面的摩擦滑移与垂直于破裂面的张开,蠕变变形来自破裂面随时间的滑移量以及张开量,蠕变过程中的破裂块体产生显著的剪胀现象㊂破裂岩体峰后蠕变变形的结构效应如图11所示㊂Δ1=ΔsinθΔ2=Δcosθ{(5)ε1=2Δ2/L=2Δcosθ/Lε3=2Δ1/D=2Δsinθ/D{(6)ν=ε3/ε1=(L/D)tanθ(7)式中,Δ为岩体试件沿破裂面的滑移量,mm;Δ1为径向滑移量,mm;Δ2为轴向滑移量,mm;θ为破裂角,(ʎ);D为圆形试件的直径,mm;L为试件高度,mm;ε1为轴向应变;ε3为径向应变;ν为应变比㊂图11㊀剪切面滑动模型Fig．11㊀Model of shearing and sliding处于峰后工作状态的破裂岩体均属于不稳定蠕变类型,随时间而持续变形,直至失稳破坏㊂围压大小对岩体的峰后蠕变特性和自稳时间影响较为显著,围压的少许降低,可以带来峰后蠕变形态的急剧恶化,自稳时间大为缩短㊂反之,增大围压将大大改善峰后岩体蠕变特性,延长自稳时间㊂对于巷道周边浅部破裂围岩体,围压等价于锚杆提供的支护阻力,可通过提高锚杆支护阻力,抑制破裂围岩体的张开与滑动(图12),进而增强巷道围岩整体性与稳定性,延长稳定性时间㊂图12㊀非连续性变形锚杆支护模型Fig．12㊀Discontinuous deformation of bolts support model 2．4㊀巷道围岩预留变形分析一般而言,巷道开挖后应立即及时主动支护,然而在实际工程中,巷道开挖与支护在时间上并不同步,支护往往需要经过出渣等工序之后才能进行,至少需要几个小时的时间间隔㊂巷道开挖后,支护结构支护之前的短时间内,浅部围岩中的变形能得以释放,围岩会不可避免地向开挖空间移动,产生一定的内移量,其主要包括弹性变形㊁塑性变形以及破裂区的非连续性变形,处于此时段的巷道围岩变形时间较短,不妨暂且称之为瞬时变形㊂支护阶段的巷道围岩变形则主要来自于破裂区的非连续性蠕变变形与塑性区边界蠕变扩张期间的连续性变形,两者的变形均与时间密切相关,暂且称之为蠕变变形㊂支护结构能够所控制的大部分巷道围岩变形以破裂区的非连续性蠕变变形为主,而不能完全阻止巷道围岩的内移[23]㊂深部高应力巷道围岩总是存在 给定变形 ,并且这种 给定变形 主要包括巷道围岩的瞬时变形以及部分蠕变变形(以塑性区边界蠕变扩张期间的连续性变形为主)㊂为降低巷道维护与翻修费用,避免维护与翻修对巷道正常使用的影响,可以考虑在巷道断面尺寸掘进设计时就为巷道围岩大变形预留适当的变形空间以容纳围岩的部分 给定变形 ㊂预留变形空间的大小应根据巷道围岩的 给定变形 量而定,但在实际工程中,各个矿井的开采地质条件与围岩应力环境等较为复杂,各个矿井巷道围岩的 给定变形 量从理论方面目前是无法预测的㊂预留变形空间大小应为采取合理的支护结构后,其服务期间的变形量应满足巷道的正常使用为原则㊂预留合理的围岩变形空间对大变形巷道围岩控制非常重要,预留变形量过大时会增加巷道掘进费用与不安全隐患因素等,过小时又起不到预留变形的作用,增加巷道围岩的维护与翻修费6292第12期王卫军等:深部大变形巷道围岩稳定性控制方法研究用㊂一般情况下,可通过对同一矿区类似巷道服务期间的围岩变形进行监测,其服务期间的变形量可为巷道断面尺寸设计与支护设计所应考虑的预留变形空间大小提供一定的借鉴㊂3㊀巷道围岩稳定性控制与关键技术3．1㊀巷道围岩稳定性控制支护理念现有关于巷道围岩控制理论与工程应用均是以控制巷道围岩变形为目标,不允许巷道围岩产生较大变形,在巷道支护过程中,大多采用二次支护或多次支护㊂但目前很多巷道经过二次支护甚至多次翻修支护后仍然不能有效控制围岩大变形㊂能否通过有效的技术途径在减少支护次数的同时,又能避免巷道围岩因变形量过大而影响到矿井的正常安全生产㊂鉴于此,笔者认为巷道围岩控制应由变形控制向稳定性控制转变,在为巷道预留适当变形空间的条件下,允许围岩有较大的变形㊂深部高应力巷道围岩稳定性控制支护理念主要基于以下2个方面内容:首先,以现有的支护水平对高应力巷道围岩大变形控制作用极为有限,仅仅依靠提高支护强度㊁增加支护密度与改善围岩力学性能已无法实现巷道围岩大变形控制目标,高应力巷道围岩一直处于 前掘后修 的恶性循环之中,围岩支护成本与翻修费用成倍增加;其次,对于地下工程中的巷道或硐室而言,在掘出后就需要安装管道与机械设备,给后续的翻修工作带来很大的困难,增加了翻修工作过程中的不安全因素,影响矿井的正常安全生产㊂基于上述分析,深部高应力巷道围岩稳定性控制主要包括以下内容:①遏制巷道围岩破碎区的扩大,固定围岩松动破碎岩块,确保巷道围岩均匀㊁协调变形,消除冒顶与片帮等不安全隐患,增强巷道围岩的整体性与稳定性;②避免巷道翻修,减少巷道维修量,降低支护成本㊂3．2㊀巷道围岩稳定性控制原理高地应力是造成深部巷道围岩产生大变形与失稳破坏的根本原因,依靠现有支护水平难以改变高地应力带给巷道围岩的 给定变形 ㊂巷道围岩是支护结构支护的主体,与高地应力相比,现有支护结构的支护阻力很小,锚杆锚索等支护结构的支护本质旨在对围岩提供约束力,通过保持围岩的完整性,使其承载能力不降或少降低㊂在考虑巷道围岩预留变形空间的条件下,基于现有支护结构的实际支护水平,深部高应力巷道围岩稳定性控制原理可以从以下3方面开展:①及时主动支护㊂巷道围岩一旦开挖后,应立即积极进行主动支护,及时抑制锚固区内外巷道围岩的离层㊁滑动㊁裂隙张开㊁新裂纹等非连续扩容现象的产生,将这种不连续性变形降低到最小程度,防止巷道围岩的冒顶与片帮,保持围岩的完整性㊁连续性与稳定性,使巷道浅部围岩处于压应力状态,抑制围岩拉剪变形破坏的产生,减少其强度损失;②设计合理的支护结构与支护参数㊂锚杆锚索支护会在岩体峰值强度之后的围岩中形成支护应力场,该应力场在一定程度上可以改善巷道浅部围岩应力分布状态,有效扩散支护范围,降低应力集中系数,减少差应力,从而保障巷道围岩呈现均匀㊁协调变形;③支护结构应具有既能持续提供较高的支护阻力,又具有足够的延伸率,能够适应深部高应力巷道围岩大变形的特点㊂3．3㊀巷道围岩稳定性控制技术针对深部高应力巷道围岩变形大,支护结构易失效的特点,巷道围岩稳定性控制原理要求支护结构应满足以下3方面协调支护原则:①支护结构与围岩变形协调:支护结构需要具有较大延伸量,在高地应力和采动应力影响作用下,能够允许围岩具有一定的变形,能够适应巷道围岩大变形的特点;②支护结构与围岩强度协调:在能够满足围岩大变形要求的前提下,支护结构应具有能够持续提供较高的支护阻力,同时又能够确保本身不出现断裂失效;③支护结构各个构件相互协调:支护结构各个组合构件的长度㊁强度㊁预应力㊁延伸量等参数之间要相互匹配,均衡各个构件受力,合理发挥各个构件自身工作性能,相互增强,提高支护结构整体工作性能,保障巷道围岩的整体能够均匀㊁协调变形㊂3．4㊀关键技术高应力致使巷道周边围岩的塑性区与破裂区范围增大,一般锚杆的延伸性能虽好,但长度延伸不到巷道围岩的弹性区,锚索的长度较大,但延伸性能差,不能适应巷道围岩大变形,工程现场经常出现锚索断裂失效的现象,进而导致冒顶与片帮等不安全事故的发生㊂因此,对于大变形巷道围岩的稳定性控制应摒弃使用锚索等高刚性支护限制变形的方法,转变为使用柔性支护以适应围岩大变形的特点㊂基于巷道围岩稳定性控制原理与支护技术,马念杰,刘洪涛等研发了具有高延伸量的可接长锚杆新技术[15,37-38]㊂与锚索㊁普通锚杆相比,可接长锚杆具有以下两方面的显著优点:①可接长锚杆是一种经过特殊形式加工制造的杆体,锚杆的直径与长度可以根据现场实际支护需要进行设计,并且能够适应于任何空间环境,安装时不受巷道断面的限制;②可接长锚杆消除了锚索延伸率不足,抗冲击性能差的缺陷,克服了普通锚7292。