深部巷道围岩蠕变对支护应力场影响的定性分析

刘超儒

（煤炭科学研究总院开采设计研究分院，北京 100013）

深部巷道围岩蠕变对支护应力场影响的定性分析

刘超儒

（煤炭科学研究总院开采设计研究分院，北京 100013）

当煤矿开采进入到深部以后，在深部高地应力环境里，由于煤岩体的蠕变性质引起的巷道围岩变形越来越大，巷道在服务期间将受到长期蠕变的影响。通过考虑时间因素分析深部巷道的变形特点，得出深部巷道的大变形可由两部分组成，其一是巷道在开挖瞬时产生的大变形，其二是巷道在后期的蠕变大变形。深部高地应力是产生上述大变形的主要原因，深部锚杆支护系统设计与实施必须对这两种变形均进行考虑才能有效控制深部巷道的大变形。通过数值模拟分析巷道开挖初期和之后的支护应力场的变化情况，支护应力场在蠕变第1阶段略有增强，在蠕变第2阶段和第3阶段随蠕变的发展持续减弱，得出锚固体在围岩中形成的支护应力场的减弱是深部大变形得不到控制的一个关键原因。

深部;蠕变;支护应力场;大变形;锚杆支护

岩石有3种基本变形性质，即弹性、塑性、黏性，前两种弹性和塑性不考虑时间因素，只研究材料的瞬时变形，黏性在变形速率中考虑了时间因素。大部分岩石都具有这3种性质，只不过在特定的条件下，一种性质表现显著，其他性质不明显。例如在煤矿开采的浅部，由于地应力较低，垂直应力和最大水平应力一般不超过20MPa，岩石在此地应力环境中多表现出弹塑性，因此，用不考虑时间因素的弹塑性就可以准确的描述大部分岩体的力学性质，以此为基础建立的巷道锚杆锚索支护体系能很好地工作，绝大多数巷道变形能得到较好地控制［1］。但随着煤矿开采向深部转移，岩石所处的应力由低转高，岩石的脆延转换现象愈发显著，岩石的黏性表现得越来越突出，蠕变现象越来越明显。这种具有时间效应不易停止的持续的黏性变形的突出显现造成几乎所有巷道的支护难度变得越来越大，巷道的初期大变形和之后的持续变形得不到有效控制，巷道前掘后修，甚至多次返修也不能满足矿井的生产要求，前述广泛应用于浅部的忽略时间因素的支护体系应用于深部巷道支护时受到了不小的挑战。目前对于深部流变巷道完全控制的例子难以寻觅，但有众多的学者正为此付出艰辛和不懈的努力。煤科院康红普，以高预紧力、强力锚杆锚索支护成套技术应用于新汶、淮南等深部矿井［2］，一次支护即可降低巷道的大变形量，保障了生产的需要。同时，姜耀东［3］在开滦矿区，柏建彪［4］在平顶山矿区，刘泉生［5］、张农［6］在淮南矿区以及何满潮［7］等，在深部矿井的支护实践中取得了经验与进展，解决了不少深部软岩工程支护问题。在实验研究方面，韦四江［8］通过相似材料模拟试验对软岩巷道锚固体的蠕变特性进行了研究。

众多研究锚杆支护的文献中，多以巷道围岩为中心开展，即支护是客体，围岩是主体。本文以锚杆支护在围岩中产生的支护应力场［9］为主体，研究围岩这个客体是如何影响支护应力场的，这是本文的主要研究方法。

1 蠕变对深部煤岩体影响作用分析

岩石的流变性不同于膨胀性，膨胀性是有水参与的情况下岩石体积增大的性质，也不同于岩石的碎胀性，碎胀性是岩石破碎后体积增大的现象。流变却是指岩石的应力、应变在力作用下的随时间不断变化的现象，岩石流变破坏现象普遍存在。在岩石的流变性 （蠕变、松弛、弹性后效，黏性流动）当中，主要研究岩石的蠕变特性，在工程实践中，往往并非岩体的强度不够，而是蠕变使岩体产生了过量变形，进而使岩石产生破坏。岩石的蠕变特性其一取决于岩体本身的物理力学性质，一般情况下硬岩蠕变很小，可忽略不计，软岩蠕变很大，必须予以考虑;其二取决于岩石所处的应力、温度及水等环境，其中应力环境是一个很重要的影响因素。

随着开采向深部的转移，在深部高地应力环境下，除本质软岩外，即使硬岩也表现出软岩的性质。文献［10］提到了深部矿井的最大水平应力量高达42.1MPa，垂直应力达30MPa，在如此高量值的地应力作用下，由于此应力的释放引起的巷道瞬时变形量较大，即巷道开挖初期巷道围岩便有大变形。同时由于该巷道一直处于高应力环境中，其流变性显著增强，在随后的服务期限内，巷道围岩的流变变形将累计增长，很多深部监测资料表明这种流变变形在深部巷道全部变形中占很大的比重，即巷道的长期变形较大。这两种变形叠加起来，导致大多数深部巷道很难进入到稳定状态之中，变形持续不断，巷道常年需要反复返修。

巷道的长期蠕变使岩石的应力－应变关系一直处于变化调整之中，这种动态调整如同对岩石进行反复加卸载一样，对岩石造成反复损伤。由于初期在高地应力作用下，巷道围岩开挖时的损伤量很大，如果不能得到有效控制，巷道围岩的初始损伤将在后期的长时流变中进一步损伤，同时，巷道长期蠕变将对巷道围岩再损伤。这两种损伤共同作用将导致深部巷道的最终破坏，因此，对于深部巷道锚杆支护系统来说应同时考虑这两种损伤，才能有效地控制深部巷道的大变形。

完整岩块的典型蠕变曲线如图1所示的3个区域组成，OA段为加载和产生的瞬时应变，AB段为随时间增长的初期蠕变，其应变速率逐渐递减;BC段为稳态蠕变阶段，蠕变速率为定值的等速蠕变阶段，这个区段历时的长短主要取决于应力水平;CD段为达到破坏前应变速率成加速增长的蠕变阶段，即破坏前的加速蠕变阶段。由于岩石的自身属性、应力状态及环境条件不同，该曲线的形状是不同的［11－12］，对于现场应用应以该矿实际岩体蠕变实验获得。

图1 恒定应力作用下的理想蠕变曲线

2 蠕变对支护应力场影响的数值模拟分析

支护应力场是指各种形式的支护体在围岩中产生的应力场及在支护体内部产生的应力场。支护应力场是近年来在煤巷锚杆支护实践与研究中提出来的一个新概念，可形象直观的描述锚杆、锚索等支护体在围岩中产生的附加力场，支护体对围岩的控制作用主要是通过这些支护应力场完成的，借鉴这一概念对于认识锚杆加固机理及分析支护体支护性能有很好的帮助。由于支护体内部产生的应力场不是本文的论述重点，因此，本文讨论的支护应力场是特指支护体在围岩中形成的附加应力场，以下所提到的这一概念均代表此含义。

本文数值模拟使用FLAC3D，蠕变模型使用传统的viscoelastic模型，不施加原岩应力场，模型为单一煤介质，参数如表1所示。

表1 模型力学参数

巷道开挖后，及时、主动地支护能提早控制围岩，有效地防止围岩进一步恶化。对于只进行弹塑性变形的围岩介质来说，现有的锚杆支护体系可有效地控制其变形发展。围岩－支护系统很容易进入一个平衡状态，巷道围岩变形可以得到有效控制，对于弹塑性岩石，预应力锚杆在其内部形成的支护应力场，在围岩－支护相互作用稳定后，尽管由于实际环境等各种因素会引起其变化，但可近似认为该支护应力场是个稳定的应力场，正是这种稳定性使围岩物理力学性质不致劣化，维持了围岩的自承能力，图2是以弹塑性模型计算的稳定后的预应力锚杆形成的支护应力场，支护应力场在围岩中产生的最大压应力为0.29MPa。

图2 弹塑性模型计算

当围岩介质表现更多的流变性质时，围岩－支护系统不易进入到一个平衡状态，即应力－应变一直处于动态调整之中。由于蠕变，应力松弛，支护应力场处于不停的弱化之中，设计的支护应力场逐渐丧失，对巷道围岩的约束能力逐渐减弱，这导致巷道围岩介质的力学性质恶化和强度减损，反过来，强度减损的围岩又进一步减弱了支护应力场，正是二者之间的这种逐渐相互折损导致了巷道的变形逐渐发展，直至破坏。

蠕变对巷道开挖的瞬时影响较小，对支护应力场刚建立的初期几乎没有影响，但随着蠕变随时间的发展，开始对支护应力场产生影响。图3为蠕变第1阶段支护应力场的变化情况，岩石变形增大导致了支护应力场的增大，支护应力场中产生的最大压应力增大到0.30MPa，增大的量值和时间均不显著，达到峰值支护应力场后支护应力场即开始逐步减弱。当围岩进入到第2阶段稳定蠕变后，随时间以稳定速率弱化，此阶段如图4所示。当围岩进入到第3阶段蠕变后，如5所示，围岩加速蠕变，围岩中变形发展较快，围岩接近破坏程度，支护应力场亦是如此高速率减损，支护应力场中产生的最大压应力减小到0.08MPa，并很快失效，失去了对围岩的约束作用。当采用不同预紧力进行蠕变试验时，发现适当增大预紧力可减慢及减小支护应力场的减损速度和减损量，增大预紧力有利于蠕变岩石中的支护应力场强度的保持。

3 结论

深部巷道的大变形由两部分组成，其一，开挖卸载后瞬时大变形，其原因，在相同条件下，开挖瞬时在地应力较高时的损伤区将明显大于地应力低的情况，这是造成初期大变形的主要原因。其二是开挖稳定后由流变引起的持续累计大变形。

支护应力场的时间效应必须给予足够重视，蠕变会使支护应力场折损，预紧力的增加会降低这种折损。不同预紧力进行蠕变试验时，发现适当增大预紧力可减慢及减小支护应力场的减损速度和减损量，增大预紧力有利于蠕变岩石中的支护应力场强度的保持。

目前现有锚杆支护体系能很好地控制第一类变形的进一步发展，即由弹塑性引起的变形。对于第二极端流变引起的变形也有一定的控制，但未完全控制。针对深部巷道大变形特点，开发新一代超高强力锚杆锚索一次支护系统控制势在必行。

图3 蠕变第1阶段

图4 蠕变第2阶段

图5 蠕变第3阶段

［1］康红普，王金华，林 健.煤矿巷道锚杆支护应用实例分析［J］.岩石力学与工程学报，2010（4）:649－664.

［2］林 健.高强度高刚度强力锚固支护体系在深部高应力软岩巷道中的应用研究［J］.煤矿开采，2006，11（6）:59－62.

［3］姜耀东，刘文岗，赵毅鑫，等.开滦矿区深部开采中巷道围岩稳定性研究［J］.岩石力学与工程学报，2005（11）.

［4］柏建彪，侯朝炯.深部巷道围岩控制原理与应用研究［J］.中国矿业大学学报，2006（2）:145－148.

［5］林 涛，刘泉声，张 华.煤矿深部岩巷围岩稳定与支护对策［J］.岩石力学与工程学报，2004（21）.

［6］张 农，王 成，高明仕，等.淮南矿区深部煤巷支护难度分级及控制对策［J］.岩石力学与工程学报，2009（12）.

［7］何满潮，齐 干，程 骋，等.深部复合顶板煤巷变形破坏机制及耦合支护设计 ［J］.岩石力学与工程学报，2007 （5）:987－993.

［8］韦四江，马建宏，孙光中.软岩巷道锚固体蠕变特性研究［J］.河南理工大学学报 （自然科学版），2008（5）.

［9］康红普.煤矿井下应力场类型及相互作用分析［J］.煤炭学报，2008（12）.

［10］康红普，林 健，张 晓.深部矿井地应力测量方法研究与应用［J］.岩石力学与工程学报，2007（5）:929－933.

［11］林育梁.软岩工程力学若干理论问题的探讨［J］.岩石力学与工程学报，1999（6）.

［12］严 鹏，卢文波，陈 明，等.深部岩体开挖方式对损伤区影响的试验研究［J］.岩石力学与工程学报，2011（6）.

Qualitative Analysis of influence of Surrounding Rock Creep Deformation on Supporting Stress Field in Deep Roadway

LIU Chao-ru

（Coal Mining＆Designing Branch，China Coal Research Institute，Beijing 100013，China）

In deep high geo-stress environment，coal and rock creepmake roadway deformation larger and roadway will influenced by long-time creep.Large deformation of deep roadway is composed of two parts:one is the deformation occur at excavationmoment and the other is later creep deformation.Deep high geo-stress is themain cause of large deformation，so deep anchored bolt supporting design and constructionmust take the 2 kinds of deformation into account to effectively control large deformation of deep roadway.Numerical simulation was applied to analyzing supporting stress filed variation at roadway excavation phrase and later phrase.Results showed that supporting stress filed strengthened at the first phrase of creep and continuously weakened at2nd and 3rd phrase of creep.It obtained that supporting stress field weakening was a key factor that large deformation could not be controlled in deep roadway.

deep;creep;supporting stress field;large deformation;anchored bolt supporting

TD322.4

A

1006-6225（2011）06-0051-03

2011－09－05

国家高技术研究发展计划 （863）项目:高地压围岩控制技术与装备 （2008AA062102）

刘超儒 （1978－），男，辽宁新民人，博士，主要从事矿山压力、地应力及煤矿巷道锚杆支护工作。

［责任编辑:王兴库］

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