软岩巷道破坏机理及支护方法研究

Dec.2009

软岩巷道破坏机理及支护方法研究11

何，姜凡均，盛

12

佳，

*

（1.长沙矿山研究院，湖南长沙410012；2.汇友矿业设计院，哈密市839000）

摘

要：镜儿泉铜镍矿的地质构造情况特殊，开挖的巷

道必须穿越软弱破碎带。分析了软岩巷道破坏的原因及软弱结构破坏失稳性的机理，结合软岩巷道的支护特点与支护原则，以及现阶段矿山巷道施工的特点，提出了该类矿山软岩破碎带巷道的支护方案。

关键词：软岩巷道；断裂构造；破坏机理；超前支护；锚杆支护中图分类号：TD353

文献标识码：A

文章编号：1005－2763（2009）06－0028－04

StudyonFailureMechanismandSupportMethod

ofSoftRockRoadway

HeYuanfu1，JiangFanjun1，ShengJia1，ZhangXiaoping2（1.ChangshaInstituteofMiningResearch，Changsha，Hunan

410012，China；2XinjiangHuiyouMiningDesign

Institute，Hami，Xinjiang839000，China）

Abstract：ThegeologicalstructureofJingerquancopper－nickeldepositinXinjiangisspecial，roadwayexcavationmustbreakthroughweakandbrokenlayer.Inthispaper，thecausesofsoftrockroadwaydamageandthefailuremechanismofweakandun-stablestructureareanalyzed，then，combiningwiththesupportfeaturesforsoftrockroadwayanditssupportprinciple，aswellasthecharacteristicsofroadwayconstructioninthemineatthepresentstage，somesupportschemesofroadwayinweakandbro-kenzonearepresented.

KeyWords：Softrockroadway，Faultedstructure，Failuremech-anism，Advancesupporting，Boltsupport

坏作用。区内含矿岩体，受压性、压扭性构造的控制，比较稳定，但张性支干断裂的稳定性较差，特别是处于压性、压扭性主干断裂的交汇地段，往往形成构造破碎带。在采矿过程中，运输巷道必须穿过破碎带。在施工过程中，巷道成型十分困难，围岩自稳时间较短，随掘随冒，以至施工进度缓慢，严重影响工期。

2

2.1

软岩巷道破坏机理分析

巷道围岩弱结构分类

工程围岩复合结构中存在弱结构是极为普遍的，可将其分为岩性弱结构性（既顶板、两帮或底板某一部位含有软弱岩层的单一岩性弱结构型和两个部位含有软弱岩层的混合岩性弱结构型）、侧帮为矿岩柱的几何弱结构型以及工程应力弱结构型3大

［1］

类型。根据弱结构体在巷道围岩弱结构中的不可将岩性弱结构分为如图1所示的6种类同位置，

型，其中Ⅰ～Ⅲ型为单一岩性弱结构，Ⅳ～Ⅵ型为混合岩性弱结构。

1矿区地质工程概况

图1

巷道岩性弱结构分类

镜儿泉铜镍矿矿区处在中石炭世末地槽开

始回返褶皱，相当于天山运动第三幕。地槽回返初期，该区受南北向作用力挤压，形成NE－NEE向一系列褶皱和断裂（镜儿泉－咸水泉断裂、闪长玢岩容岩断裂等），区内构造线以北东向为主，断层以高角度逆断层为主，受此区域构造格局的控制和影响，矿区内动力变质作用强烈，对岩体起成岩和构造破

2.2

岩性弱结构体的力学特性

工程调查表明，岩性弱结构中的弱结构体（软弱岩层）对巷道围岩的整体稳定性具有重要影响，甚至控制着巷道围岩的整体稳定性。因此，分析软弱岩层的力学性质，对巷道围岩控制具有十分重要

*

收稿日期：2008－11－07

Email：csuhyf@yahoo.com.cn。作者简介：何（1979－），男，云南昭通人，硕士研究生，主要从事采矿工艺及采矿系统工程的研究，

何，等：软岩巷道破坏机理及支护方法研究

29

明，当支护阻力从0增加至0.3MPa时，非弹性变形

区尺寸仅减少3%。由此可见，即使支护能做到绝对及时和密贴，支护对松动圈影响也是较少的。从工程角度出发，支护对松动圈的影响可以忽略不计。（3）爆破对松动圈的影响。一般光面爆破所造成的破裂范围比较小，在100～350mm之间；装药其炮震裂隙也不超过500～600量稍大的周边眼，mm。

（4）水对松动圈影响分析。首先，水会使围岩强度降低，从而使岩体的强度值降低；其次，对于吸水膨胀性较强的围岩，水的侵入使围岩强度大幅度降低，松动圈扩大。（5）断面形状对松动圈的影响。巷道断面形状

［5］

的不同，围岩应力中应力集中程度差别较大，如矩形巷道角部位置的应力集中系数可达6～8，而圆形巷道的应力集中系数最小时为2，但这只会在弹性状态下发生先被破坏。

［5］

的意义。巷道围岩弱结构中普遍存在着奇异形态的

巷道地压显现是峰后破裂岩体的力学表现。破碎带，2.2.1

岩石峰后区岩石特性

（1）全应力应变曲线类型及分区。全应力应变曲线反映了岩石试件在破坏前后全过程的应力应变

关系。巷道周围围岩是破碎岩体，全过程曲线峰后区的研究更接近矿山岩体工程状态。Wawersik和Fairhurst在刚性试验机上做了大量的单轴压缩试验发现岩石全过程应力应变曲线可分为两类，即所后，

［2］

谓的Ⅰ类破坏和Ⅱ类破坏，如图2所示，Ⅰ类破坏其变形过程是稳定的、当岩石受载超过峰值强度后，可控制的、欲使试件进一步破坏，必须对它进一步做功；Ⅱ类破坏在超过峰值后，其变形过程是非稳定

变形破坏无法控制，其破坏不需要外力做功，试的，

件积存的应变能突然释放而使其自身破坏。（2）峰后区特性，据大量数据的研究资料，岩石而是许在峰后区的应力应变关系不再是光滑曲线，

“循环”。每当一个“循环”多大小不等的出现之后，，“循环”试件承载力就有所降低的不断出现，导致

试件强度不断降低，最后几乎丧失承载能力。

。围岩应力集中系数较大部位首

3巷道围岩岩性弱结构破坏失稳分析

当巷道围岩的应力小于围岩的强度，则围岩处

于自行稳定状态，当巷道围岩应力大于围岩强度，围岩则发生破坏，甚至处于不稳定状态或失稳状［6］

态。镜儿泉铜镍矿巷道必须穿越破碎带，现阶段矿山施工具有如下特点。

（1）围岩松散、破碎、层理、节理和裂隙发育，易

图2

岩石两类变形行为

风化、水解、膨胀和软化，岩体与岩块的强度均很低，自稳时间短，属于典型的松散破碎膨胀型软岩巷道。（2）巷道掘进时钻眼爆破参数和施工工艺不合理，造成大范围的巷道超挖，巷道断面成型质量差，给后续的锚杆支护带来不利影响，一次掘进长度过大，导致破碎带内巷道根本没有来得及支护就大量冒落，为支护和掘进带来很大麻烦。

（3）锚杆支护参数和支护施工工艺不合理。

2.2.2岩石峰后区蠕变特性

巷道围岩巷道开挖后在重分布应力的作用下，

中普遍存在一定的破裂范围，即松动圈或破碎带。巷道一经掘出，破裂区域即已形成；此后，随时间的推移，巷道继续变形，支护压力不断增大。据试验研究，岩石破裂后仍然具有显著的蠕变特性

［3］

，典型

的峰后蠕变曲线由等速稳态蠕变和加速蠕变两阶段组成。2.2.3

围岩松动圈影响因素分析（1）松动圈厚度与岩体强度、原岩应力的关系。

4软岩巷道支护特点与支护原则

（1）当巷道埋深不大、构造应力较小、地应力不

大时，巷道压力主要来自于围岩的破碎变形压力，对于这种情况，应采用合理的支护方式和足够的支护强度，一次支护到位，及时给围岩提供足够的支护抗力，以减少碎胀压力，保持巷道稳定。

（2）深部软岩巷道地压大、来压快、变形大、变形持续时间长，因而软岩巷道的支护形式必须适应

由模型实验得出松动圈的厚度Lp与岩体强度P0和原岩应力Rc的实验函数式为：

Lp=57.80（P0/Rc）－51.56

（2）支护阻力与松动圈的关系。原苏联学者对

［4］

深度为600m的巷道的非弹性变形区计算结果表

30

矿业研究与开发2009，29（6）

这些特点，可采用先柔后刚或二次支护甚至多次支

护的原则，因此支护形式上应该首先有一定的让压作用，即柔性支护或可缩性支护，后期要有足够的刚性，以防止软岩无的变形，致使巷道断面缩小到不能使用的地步。

（3）由于软岩具有易风化、遇水膨胀等特性，因软岩巷道开挖后，要避免环境因素的影响，应及此，

时封闭围岩，尽量保持围岩的原始特点，一般应及时喷射混凝土，防止围岩风化、吸潮，同时提供一定的初撑力，以防止围岩松动。（4）软岩巷道的地压特性是四周来压，往往会出现一定量的底鼓，因此，对于软岩巷道，不仅要加还要加强对巷道底板的支护，强顶板和两帮的支护，防止底鼓。

（5）软岩巷道围岩自承能力低，而大部分上覆岩层的压力要由巷道围岩来承受，只有一小部分由支护体系承担，因而，必须加强软岩自身的承载能力，可通过岩体注浆加固或锚喷支护等来实现。对围岩松动范围极大，承载能力极于多次修复的巷道，

尤其应提高围岩岩体强度，提高其自身承载低，能力。

综上所述，在进行软岩巷道支护方案设计时，应充分考虑软岩的特点，从而保证支护方案的可行性和有效性。

在较破碎处，一般不超次推进进尺减少为1m左右，

过0.6m，通过喷锚网支护后即可处理。改进爆破参数和爆破工艺，使用光面爆破，减少对周边围岩的扰动。

（2）利用喷射混凝土支护，防止个别危岩的滑

［8］

保持岩块间的联锁咬合作用，大大加移和坠落，

强平衡拱的稳定性。

（3）利用超前探梁超前支护破碎围岩。如果围岩极其破碎，需采用前探梁进行支护。前探梁一般为2～2.5m，施工中，掘进1～1.5m时候，架设排前探梁。这样，第一排的前探梁一头放置到支设好的钢棚上，另一头支在还没有开挖的上部岩石［9］上。

（4）对已掘区域尽快形成牢固可靠的永久支护，放完炮后，尽快清理巷道，迅速喷射高强度混凝最大程度地维护围岩自身的镶嵌、联锁、咬合作土，

使其保持一定的自稳能力。用，

6效果分析

镜儿泉铜镍矿穿过破碎带的巷道在施工中采用超前探梁超前支护破碎围岩、让压支护、滞后锚注的技术进行围岩加固和支护，巷道围岩变形量显

基本消除了著降低。由于有超前探梁的超前支护，

随掘随冒的现象。减少了除渣量，同时加快了施工7～28d内两帮移进度。已掘巷道在锚注加固后，

近速度明显减少，平均为0.74mm/d；而在28d以

后平均减少1.25mm/d。最后两帮移近速度基本都在0.35mm/d以下，围岩锚注后，底臌速度也得到了一定程度的控制，平均底臌降为1.1～2.8mm/d，平均1.7mm/d。在28d以后仅仅为0.9mm/d。围岩变形得到有效控制，满足了安全生产的需要。镜儿泉铜镍矿穿越破碎带的巷道尽管因采用的超前探梁而提高支护费，但是，减少了大量冒顶的清渣费用，而且提高了施工进度，同时，大大降低了以后的巷道维护费用。

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5软岩巷道支护方法确定

根据对软岩的基本概念、力学属性、分类及其变

形力学机制的研究，发现了软岩巷道之所以具有大变形、大地压、难支护的特点，是因为软岩巷道围岩并非具有单一的变形力学机制，而是同时具有多种———复合型变形力学机制的“并发症”和“综合症”力学机制，复合型变形力学机制是软岩变形的基本原因。因此，要对软岩巷道实施成功支护必须运用

7］

3个技术关键［：正确地确定软岩变形力学机制的复合型；有效地将复合型变型力学机制转化为单一型；合理地运用复合型变形力学的转化技术。通过对矿山围岩弱性结构分析，可确定如下施工支护方案。

（1）缩小推进度，利用自然平衡拱减少冒顶范围。在断层破碎带范围内，岩块间的镶嵌、连锁、咬合作用依然存在，而且在原始地压下，这种作用力还非常强，在掘进通过破碎带时，尽可能地利用岩块间这种自稳能力。在实践中，遇到地质破碎带时，将一

（下转第84页）

84

矿业研究与开发2009，29（6）

瓦斯矿井，瓦斯压力往往高达数十个大气压，这就成

为注水的主要影响因素之一。瓦斯煤层在进行开采前，煤层内的孔、裂隙基本上被瓦斯气体所占据并呈停滞状态，此时煤体的透气性差。由于瓦斯气体对煤层而言为非湿润相，水对煤层而言是湿润相，此时如果进行注水，注入水必须克服瓦斯压力这一阻力，必然导致注水困难，难以取得理想效果。瓦斯抽放对煤层注水的影响过程如图2所示，高瓦斯煤层实行顺层抽放后，可使煤体内的瓦斯得到释放，煤体中有效孔、裂隙增加，渗透性增强，煤层瓦斯压力减小，使得注水时水驱压力减小，因而更易取得理想注水效果。因此一般先对煤体进行瓦斯抽放，待达到抽再利用钻孔进行煤层注水。在我国许多放效果后，矿井中，煤层透气性差，瓦斯压力大，如果先进行瓦斯抽放，降低瓦斯压力，提高煤层透气性，然后再进行煤层注水，注水效果将明显提高。

1151（3）上风巷在抽放后进行考察结果表明，

动压注水，其峰值注水压力为3.5～4.0MPa，峰值注水流量为9～13L/min，煤体水分增量为3.9%。1213（3）轨顺在未抽放情况下进行注水，由于液体在饱含高压瓦斯的煤层中运动时，液体受到较大阻力，使得峰值注水压力增大到4.5～5.0MPa，注水流量减小至7～8.5L/min。与1213（3）运顺在抽放后静压注水相比，轨顺注水的压力偏高，而注水流量基本相同。前人所做的实验对比结果说明，在高瓦斯煤层，先对煤层进行瓦斯抽放，可起到增加煤层的透气性、减少水驱瓦斯阻力的双重作用，然后再用瓦斯抽放孔进行煤层注水，这样用较低的注水压力就可以达到同样的注水效果。

3结论

在高瓦斯矿井中，利用瓦斯抽放钻孔进行煤层注水可行。相关理论和现场实验结果分析表明，瓦斯抽放之后，再用瓦斯抽放孔进行煤层注水，由于瓦

同时减少了水驱瓦斯的斯抽放增加煤层的透气性，

不仅可较大幅度提高注水的效果，而且还能减阻力，

少打孔工作量，是一种高效的注水方法。

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力，孟德光.煤层中水－气两相流体渗透性影响

2.2瓦斯抽放对煤层注水影响的考察

淮南矿业集团和煤炭科学研究总院重庆分院在

对瓦斯抽放淮南矿区某矿两个工作面进行了试验，

［6］

对煤层注水参数及效果的影响进行了考察。1213（3）工作面轨道顺槽注水区域由于一直未进行顺层

抽放，在钻孔施工完成之后即进行封孔和注水，考察结果如表1所示。

表1

钻孔位置

瓦斯抽放对煤层注水参数及效果的影响

抽放情况

注水高峰期注水高峰期注水流水分增方式压力（MPa）量（L/min）量（%）

4.5～5.03.5～4.03.5～4.0

7～8.57～～13

1.51.53.9

1213（3）轨顺未抽放动压

1213（3）运顺抽放静压1151（3）上风巷抽放静压

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