开挖卸荷扰动下的深部巷道支护及其效果评价

doi:10.11872/j.issn.1005-2518.2022.03.128

开挖卸荷扰动下的深部巷道支护及其效果评价

陈立强^,, 赵国彦^,, 李洋, 毛文杰, 党成凯, 方博扬

中南大学资源与安全工程学院，湖南长沙 410083

Deep Roadway Support and Its Effect Evaluation Under Excavation Unloading Disturbance

CHEN Liqiang^,, ZHAO Guoyan^,, LI Yang, MAO Wenjie, DANG Chengkai, FANG Boyang

School of Resources and Safety Engineering，Central South University，Changsha 410083，Hunan，China

通讯作者: 赵国彦（1963-），男，湖南沅江人，教授，博士生导师，从事采矿、安全与岩石力学研究工作。gy.zhao@263.net

收稿日期: 2021-09-16 修回日期: 2021-12-30

基金资助:

“十三五”国家重点研发计划课题“深部金属矿绿色开采关键技术研发与示范”. 2018YFC0604606

Received: 2021-09-16 Revised: 2021-12-30

作者简介 About authors

陈立强（1996-），男，湖北十堰人，硕士研究生，从事地压智能监测及灾害控制研究工作1976596117@qq.com , E-mail：1976596117@qq.com

摘要

为了解决某金矿深部巷道存在的围岩灾变损伤严重、支护结构濒临失效的问题，开展了有关深部巷道开挖卸荷和采动影响耦合作用下的开挖损伤研究，并针对性地提出围岩变形控制方案。运用FLAC^3D软件从应力集中—迁移演化、位移场和塑性区分布3个方面对该支护方案的支护效果进行深入探讨，并结合现场工程试验监测所获得的实时原位数据进行分析对比。研究结果表明：深部破碎化巷道在开挖扰动下塑性区扩展趋势明显，两帮肩部及侧墙底角处应力集中程度较高，底板所受破裂损伤压力最大，高应力向巷道深部迁移，最终巷道开挖影响区停留在半径的2~4倍。同时，验证了针对这种工程环境所施加的喷—锚—网联合支护替代传统的U型钢架、锚杆支护做补强支护这一围岩控制方案能够更好地发挥破碎化围岩的自承载能力，有效抵御巷道的变形破坏，具有良好的支护效果，能够为类似工程环境的矿山深部巷道围岩变形控制和支护设计提供合理化建议。

关键词： 深部开采 ; 数值模拟 ; 时效支护 ; 评价效果 ; 应力监测 ; 巷道稳定性

Abstract

Roadway support work is very important to ensure the safety and sustainable development of enterprise production，reasonable support can not only ensure the stability of the roadway to the greatest extent，but also greatly save the cost of support.Especially in recent years，with the increase of mining depth，there is a high stress environment caused by excavation unloading and mining impact the deep roadway，which greatly increases the probability of safety hazards such as roof caving，gangstay or even collapse，so it is more necessary to optimize governance and time-effective support.In order to solve the serious catastrophic damage of the surrounding rock and the near failure of the supporting structure in the deep roadway of a gold mine， the excavation damage of deep roadway under the coupling effect of excavation and mining unloading was studied，and the deformation control scheme of surrounding rock was proposed.FLAC^3D was used to conduct an in-depth discussion on the support effect of the supporting scheme from three aspects of stress concentration-migration evolution，displacement field and plastic zone distribution characteristics，and the real-time in-situ data obtained from field engineering experiment monitoring were analyzed and compared.The results show that under the disturbance of excavation in the deep fractured roadway，the plastic zone is obviously expanded，the stress con-centration degree at both shoulders and the bottom corner of the side wall is high，the fracture damage pressure on the floor is the largest，and the high stress migrates to the deep part of the roadway.Finally，the influence of roadway excavation stays at about 2~4 times the radius.At the same time，according to the measured data，the stress of the surrounding rock of the roadway increases continuously during the unloading disturbance process of the roadway excavation，which indicates that the excavation disturbance in the adjacent stope will have a grea-ter impact on the stability of the roadway.Before and after the support is applied，the average growth rate of the roadway surrounding rock stress decreases from 0.096 to 0.008.At this time，as the amount of ore continues to increase，the stress in the surrounding rock remains relatively stable.It is verified that the surrounding rock control scheme of shotcrete-anchor-net combined support instead of the traditional U-shaped steel frame and bolt support as reinforcement support for this engineering environment can better play the fragmented surrounding rock.The self-bearing capacity of the roadway effectively resists the deformation and damage of the roadway，and has a very good supporting effect.It can provide reasonable suggestions for the design of surrounding rock deformation and support for deep mine roadways with similar engineering environments.

Keywords： deep mining ; numerical simulation ; aging support ; evaluation effect ; stress monitoring ; roadway stability

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本文引用格式

陈立强, 赵国彦, 李洋, 毛文杰, 党成凯, 方博扬. 开挖卸荷扰动下的深部巷道支护及其效果评价[J]. 黄金科学技术, 2022, 30(3): 438-448 doi:10.11872/j.issn.1005-2518.2022.03.128

CHEN Liqiang, ZHAO Guoyan, LI Yang, MAO Wenjie, DANG Chengkai, FANG Boyang. Deep Roadway Support and Its Effect Evaluation Under Excavation Unloading Disturbance[J]. Gold Science and Technology, 2022, 30(3): 438-448 doi:10.11872/j.issn.1005-2518.2022.03.128

巷道支护工作是矿山企业安全生产和可持续发展的重要保障，准确地选择支护材料和支护方式，对于保证工程支护质量及减少安全事故具有至关重要的意义（李启月等，2013；Li et al.，2020）。随着浅部资源的消耗殆尽，各类矿山以10~25 m/a的开采速度逐渐转向深部开采（王卫军等，2021；谢和平，2019），由此带来的是深部围岩的高应力和更加复杂的地质环境（李光等，2017，2018；倪海明，2021），对支护工作提出了严峻考验。在巷道支护研究中，诞生了一系列重要支护理论，包括联合支护理论（何满潮，1993）、关键部位耦合组合支护理论（何满潮等，2002）和围岩松动圈理论（万串串等，2012）等，这些支护理论对工程应用起到了重要指导。但这些研究大多针对浅部巷道从理论和经验层面给出了支护建议，对于深埋巷道的支护设计往往只能凭借经验推浅及深，盲目采用锚杆、锚网或联合支护的支护方式，由此则极易出现安全问题（郭平等，2021），且容易形成超前支护或过度支护的情况，造成支护成本增加。因此，针对深部开挖巷道的围岩变形控制、支护方案的选取以及支护效果的有效评价，成为领域科技工作者关注的焦点。

深埋巷道具有不同于浅部巷道的复杂岩层构造和地质环境，在高地应力的影响下，岩体发生变形破坏的形式和程度难以预测。在持续不断的开挖卸荷过程中，基于部分区域出现的极高应力集中和三向等压状态，在巷道中极易发生较大量级的岩爆和冒顶片帮等岩体失稳破坏现象（康红普等，2015）。深部岩体开挖具有明显的时空效应，学者们围绕开挖卸荷所产生的损伤规律展开了一系列研究（孙琪皓等，2021；王新丰等，2021；蒲春艳等，2021；惠强等，2021），发现不同深度的巷道开挖卸荷的损伤区主要表现为5种演化模式，开挖扰动对塑性区的轴向影响范围在1.0D~1.5D（D为巷道直径）之间，在深部围岩中开挖巷道，水平构造应力对巷道稳定性影响更为显著。同时，在巷道采用不同开挖方法的应力演化特征研究中，发现应力的演化路径存在很大的差别，采用台阶法能够有效保护围岩底板。另外，针对巷道的支护效果评价，现有研究主要集中在支护效果评价模型（李京等，2021；刘海雁等，2021）和支护效果的数值模拟（宋涛，2019；Yu et al.，2020；An et al.，2021）等方面。如：在支护效果评价模型方面，研究指出可以采用模糊聚类分析法对巷道的支护效果进行分类（申艳梅等，2011），而在定量与定性评判倾斜软岩巷道的支护效果时，可利用可拓学理论建立不同支护条件下的巷道支护效果的评价指标体系（范磊等，2020）。在数值模拟方面，通过模拟验证了吸能支护系统能有效改善动载荷对巷道的冲击行为（Wang et al.，2020），另外在采用隧道掘进机开挖煤巷中，利用通用离散元软件可以很好地模拟煤巷的开挖动力扰动行为（Tang et al.，2021）。以上研究针对深部巷道开挖卸荷后的巷道围岩破坏损伤机制、形变特征以及支护方案的支护效果评价进行了探讨，但缺乏对深部巷道开挖卸荷和强采动影响耦合作用下的围岩变形控制技术的深入探讨，对于深部复杂多变的环境，支护应更有针对性。另外，上述研究存在评价样本数据相对匮乏、滞后以及模型繁杂等不足，评价效果具有一定的局限性和片面性。

鉴于此，本文针对某金矿深部巷道存在的围岩灾变损伤严重、支护结构濒临失效的问题，展开关于深部巷道开挖卸荷和采动影响耦合作用下的开挖损伤研究，并针对性地提出围岩变形控制方案，运用FLAC^3D软件从应力集中—迁移演化、位移场和塑性区分布3个方面对该支护方案的支护效果进行了深入探讨，并结合现场工程试验监测所获得的实时原位数据，分析围岩应力变化分布情况，对比模拟与实测结果的拟合度，从而确定该支护方案的可行性，以期为矿山深部巷道围岩变形控制和支护设计提供合理化建议。

1 工程概况

1.1 矿体赋存条件

某金矿一矿区位于板块交界地带，矿区内断裂和脉岩发育，矿体顶、底板岩石主要由钾化二长花岗岩、石英脉和黑云斜长片麻岩组成，矿岩界限不清，矿体上盘紧靠主断裂面，岩石较为破碎，矿体内部节理裂隙发育。该矿区金矿资源丰富，其中Ⅱ号矿体最大，赋存标高为120~-1 220 m，矿体走向为30°，走向长120 m，倾向SE，倾角为35°，矿体厚度为0~15 m，目前已进入千米深井开采阶段，主要采用浅孔留矿法和上向进路分层充填采矿法，矿区岩体物理力学参数见表1。

表1 某金矿岩体物理力学参数

Table 1 Physical and mechanical parameters of rock mass in a gold mine

岩石名称	容重/（g·cm^-3）	单轴抗拉强度/MPa	单轴抗压强度/MPa	弹性模量/GPa	内摩擦角/（°）	内聚力/MPa	泊松比
花岗岩	2.59	8.56	76.85	21.18	48.35	35.78	0.23
石英脉	2.61	3.35	25.76	22.54	44.62	3.39	0.25
黑云斜长片麻岩	2.74	4.88	84.25	29.64	45.32	31.26	0.26

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1.2 现场调查及分析

通过对矿区部分采场及巷道内围岩的破坏情况进行调查发现，深部巷道围岩在经过开挖卸荷以及长期凿岩爆破等采动影响后，围岩应力场发生动态调整，从而形成了二次甚至多次应力状态。在此过程中，由于巷道周围岩体应力场发生突变，极易在巷道周围产生应力集中现象，导致在深部岩体内部出现明显的分区破裂化现象。基于工程扰动和高应力的耦合作用，在巷道内发生片帮［图1（a）］和局部冒落［图1（b）］事件，顶板围岩发生离层剥落。随着开挖的进行，巷道周围剪切应力增加，围岩发生滑移错动变形，引起顶板围岩出现大面积破碎［图1（c）］和明显的岩体开裂现象［图1（d）］，特别是在周围采场进行爆破和大面积开挖作业之后，极易发生较大块度的岩体冒落，巷道变形失稳的倾向较大。

图1

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图1 巷道及围岩在不同应力环境下的破坏形式

Fig.1 Failure modes of roadway and surrounding rock under different stress environments

另外，在调查过程中发现，部分巷道在现有支护状态下，发生了明显的挤压变形（图2）。在深部高应力环境下，围岩所受应力超过其自身的弹性极限，发生塑性变形，且该变形会伴随着开挖卸荷而稳定进行，最终在岩体内部形成较大范围的塑性区并不断拓展，导致支护结构发生了一定的扭曲和破断，巷道出现两帮严重变形和顶板下沉的情况，显然现有支护结构已经失去了应有的支护作用，存在非常大的作业风险。

图2

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图2 巷道不同支护破坏形式

Fig.2 Different types of roadway support failure

2 支护方案选择及数值分析

2.1 支护方案选择

矿区现采矿段的主要开拓和回采工作集中在 -1 145 m中段，中段高40 m，分段高20 m，巷道断面尺寸为3.8 m×3.5 m。该中段开采深度大，作业较集中，巷道围岩节理裂隙发育区域较多。由调查结果可知，基于进路法开采的特点，即依托小断面的巷道式开采，所研究巷道距离采场作业面较近，容易受到爆破及开挖作业的影响，且该巷道处于深部复杂高应力环境下，上部围岩极易产生局部碎裂损伤，围岩破碎化严重，极易发生冒顶片帮甚至垮塌。因此，需要针对性地对这种生产环境下的巷道进行支护方案的优化设计，以期能够最大限度地降低开挖扰动对巷道稳定性的影响。

由于该巷道处于中等偏下稳固且局部非常破碎的岩石中，考虑到深部高地应力和爆破等扰动的影响，结合国内外对于深部巷道支护的经验公式计算以及工程类比法（潘锐等，2021；郑可跃等，2021；夏溪岑，2021），确定在此巷道顶板及两侧帮采用喷射混凝土+树脂锚杆+金属网的联合支护方式。具体支护参数如下：C20混凝土喷层厚度为150 mm，金属网圆钢直径为10 mm，网格密度为100 mm×100 mm，锚杆直径为25 mm，长度为2 400 mm，改进锚杆排间距为800 mm×1 000 mm。支护方案如图3所示。

图3

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图3 巷道支护方案断面

Fig.3 Cross section of roadway support scheme

2.2 数值分析

深埋巷道的开挖具有明显的时空效应，为了深入研究巷道开挖扰动以及支护手段诱致深部高应力围岩应力集中—迁移演化规律、位移场和塑性区的分布特征，本次模拟分别从巷道开挖、单锚杆支护、锚杆—喷射混凝土支护和喷射混凝土+树脂锚杆+金属网联合支护4个方面进行对比研究。由Saint-Venant’s原理可知，岩体开挖导致的采动影响区域为所开挖范围的3~5倍，将矿区的岩体物理力学参数按照Hoek-Brown法进行工程折减，据此建立了几何尺寸为50 m×30 m×50 m的模型，依据Mohr-Coulomb准则计算并设置好边界约束和初始条件。

（1）巷道周围接触面位移量。图4所示为巷道开挖及不同支护条件下巷道周围位移量的变化情况。从图4（a）中可以看出，巷道开挖后顶、底板和两帮均发生一定程度的变形位移，位移整体以巷道中心轴线呈对称分布，其中巷道顶板最大位移量为75.1 mm，表现出明显的顶板下沉现象，且顶、底板位移在巷道开挖面周围围岩中呈现由浅入深缓慢发展的特征，垂直位移量的存在极易造成巷道顶板围岩破碎，进而诱发冒顶片帮事故。从图4（b）~4（d）中可以看出，伴随支护强度的增加，巷道顶、底板和两帮的位移量在逐渐减小，在锚杆支护、锚杆—喷射混凝土支护和喷射混凝土+树脂锚杆+金属网联合支护3种支护形式下顶板下沉量持续减小为55.7 mm、10.5 mm和5.2 mm，支护效果明显。但就图4（b）而言，整个位移变形区域与巷道开挖呈现的基本特征一致，且略有缩小，说明在开挖深度达到千米以后，针对附近采场的持续开挖卸荷扰动，锚杆支护强度对巷道位移变形量的影响在逐渐减小。因而对于深部巷道支护，需要在锚杆支护的基础上，配合其他支护结构一起应用。针对深部破碎围岩，在施加喷射混凝土之后，能够及时封闭巷道裸露岩面，浆体从围岩体孔隙裂隙渗入，提高了其C（内聚力）、 $φ$ （内摩擦角）指标，增强了围岩体的自承载能力，故取得很好的支护效果。

图4

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图4 不同支护条件下巷道位移云图

（a）巷道开挖；（b）锚杆支护；（c）锚杆—混凝土支护；（d）锚杆—混凝土—金属网支护

Fig.4 Cloud diagram of displacement of roadway under different supporting conditions

（2）巷道周围接触面最大主应力。从巷道周围的接触面应力分布规律来看，在巷道开挖之后，巷道围岩应力场进行了重新分布，从图5（a）中可以看出，开挖卸荷后的应力分布整体呈飞鸟状，在巷道周围形成了由巷道中心向围岩深处“中心开花”式的延伸，在一定距离处达到了峰值应力。受深部覆岩自重应力和邻近采场开挖卸荷的影响，在两帮及顶、底板附近均出现较大的应力集中现象，具体表现为浅部受拉、深部受压的状态，部分区域最大主应力接近甚至超过围岩的抗拉强度，极易造成巷道的剪切或拉伸破坏。从图5（b）~5（d）中可以看出，采用不同支护方式，均能在一定程度上缓解巷道围岩的受力情况，通过对比最大主应力分布云图可以看出，在进行喷射混凝土+树脂锚杆+金属网联合支护形式下，巷道周围受力改善最大，顶板能够承受的最大压应力逐渐从图4（b）的6.7 MPa增加至10.3 MPa，说明混凝土和锚网支护可以提供足够的约束反力来抵抗围岩的变形，使得巷道周边的不安全的围岩应力状态转化为安全状态，在巷道稳定性控制上效果显著。

图5

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图5 不同支护条件下巷道最大主应力云图

（a）巷道开挖；（b）锚杆支护；（c）锚杆—混凝土支护；（d）锚杆—混凝土—金属网支护

Fig.5 Cloud diagram of maximum principal stress of roadway under different supporting conditions

（3）巷道周围塑性区分析。图6给出了巷道开挖及不同支护条件下巷道周围塑性区的对比分析。从图6（a）中可以看出，在深部巷道开挖卸荷之后，巷道周围出现了较大范围的塑性区，尤其在巷道顶、底板表现为shear-n，即说明此时的巷道顶、底板围岩正处于剪切拉伸状态，具有非常大的失稳破坏倾向。从图6（b）~6（d）中可以看出，仅仅采用锚杆支护仍不足以应对具有多种动态扰动的深部破碎围岩的大变形倾向，无法对塑性区的发展进行有效抑制。而对巷道顶板周围采用喷射混凝土+锚杆+金属网的支护，巷道顶板基本上没有出现大面积的塑性区贯通，塑性区范围也大大减小，说明该支护结构已满足支护设计所需的围岩塑性区的稳定状态。同时，这种支护结构能够大幅减小巷道周围应变能的变化，减少动力扰动所带来的能量释放的影响，能够有效地吸收爆破冲击波所带来的破坏性能量。

图6

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图6 不同支护条件下巷道塑性区分布云图

（a）巷道开挖；（b）锚杆支护；（c）锚杆—混凝土支护；（d）锚杆—混凝土—金属网支护

Fig.6 Cloud diagram of distribution of roadway plastic zone under different supporting conditions

3 现场施工监测及数据分析

根据前期的地质调查，考虑到现场实际监测点位的布置特点，选择在巷道顶板及两帮围岩合适位置钻凿φ42 mm深孔，将监测设备分别安装到所需监测钻孔中，并对每个钻孔进行标号，然后沿矿体走向在巷道适当位置选取多个位置作为监测点，记为A1~A18共18个测点，进行为期60 d的围岩应力监测，现场监测试验布置如图7所示。在平稳监测一段时间之后，对巷道进行锚杆—喷射混凝土—金属网联合支护，然后继续进行支护后监测，如图8所示。

图7

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图7 现场监测试验安装情况

Fig.7 Installation situation of on-site monitoring test

图8

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图8 巷道支护后监测

Fig.8 Monitoring after roadway support

3.1 支护前后应力变化

将现场试验监测得到的应力数据进行整理，并筛选过滤掉浮动过大的数据，绘制得到支护过程中的应力变化情况（图9）。由图9可以看出，在巷道中未施加支护材料时，巷道围岩应力随着周围采场出矿量的增加而不断增大，直至到达较高水平状态，表明在采矿活动中，由于岩体卸荷和采动影响导致围岩应力场发生动态调整，围岩所受应力增大，在巷道顶板发生应力集中，因而在应力监测设备中形成较大的拉应力。随着支护工作的进行，曲线逐渐趋于稳定，应力平均增长速率从支护前的0.096下降至0.008，表明在监测设备中形成的拉应力不再增加而是逐渐趋于稳定。从图9中可以看出，此时出矿量仍在继续增加，说明支护材料能够对上部围岩起到很好的保护作用，极大地发挥了围岩的自承载能力，有效抑制了围岩的变形。

图9

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图9 工程实测应力变化曲线

Fig.9 Stress change curve of engineering measurement

3.2 交叉对比分析

将不同测点的模拟应力与工程实测应力进行拟合，得出围岩应力对比分析变化情况（图10）。由图10可以看出，模拟计算得到的围岩应力普遍比实测应力大，但总体呈一定的线性关系，二者拟合度较好，表明监测应力与模拟应力分布变化规律趋于一致，进一步验证了采用上述支护方式在实践中取得了良好的支护效果，围岩稳定性得到了有效控制。

图10

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图10 围岩应力对比分析曲线

Fig.10 Comparison analysis curve of surrounding rock stress

4 结论

（1）通过调查某金矿地质资料及部分采场和巷道围岩破坏情况，发现该矿区深部巷道普遍存在高应力诱发的变形破坏现象，原有支护结构濒临失效，巷道失稳风险大，说明原有支护方案不再适用于深部开采巷道。

（2）针对某金矿深部巷道存在的围岩灾变损伤严重的问题，开展了深部破碎化巷道开挖卸荷和采动影响耦合作用下的开挖损伤研究，得到了巷道围岩开挖后的应力集中—迁移演化规律及卸荷损伤区的分布特征。

（3）基于巷道支护现状提出了新的围岩形变控制方案，采用FLAC^3D软件对该支护方案的支护效果进行了数值模拟，并结合现场实测应力值进行对比验证。结果表明在该工程环境下采用喷射混凝土—锚杆—金属网的联合支护方案效果明显，能够有效控制区域内围岩的稳定性，可为该金矿及具有相似矿山工程环境的深部巷道围岩控制提供支护建议。

（4）通过应力对比研究发现，模拟应力与井下实际围岩应力存在一定的差异，模拟应力普遍偏大，容易造成评价结果失真等问题。因此，在评价某一支护方案的支护效果时，协同采用模拟与现场实测手段是非常必要的，也具有一定的优越性。

（5）深部开采环境复杂且不确定性因素多，因此在实践中应依据实际工况进行支护。实践工程表明将围岩应力作为岩体稳定性监测参数，评价效果好，具有很高的参考价值。

中国黄金网

http://www.goldsci.ac.cn/article/2022/1005-2518/1005-2518-2022-30-3-438.shtml

参考文献

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被引期刊影响因子

[]

Y P

， Zhang

， Zhao

Y M

，et al，2021.

Field and numerical investigation on roof failure and fracture control of thick coal seam roadway

［J］.Engineering Failure Analysis，128：105 594.