层状复合岩层巷道围岩耦合变形机制及控制研究

王 辉,杨双锁,2,牛少卿

(1.太原理工大学 矿业工程学院,太原 030024;2.重庆大学 煤矿灾害动力学与控制国家重点实验室,重庆 400030)



层状复合岩层巷道围岩耦合变形机制及控制研究

王 辉1,杨双锁1,2,牛少卿1

(1.太原理工大学 矿业工程学院,太原 030024;2.重庆大学 煤矿灾害动力学与控制国家重点实验室,重庆 400030)

以某煤矿+1070南回风巷为工程背景,采用数值模拟、理论分析、工业试验等方法,分析了巷道围岩的结构特点和力学性质,基于弹塑性理论和巷道围岩的承载特征,提出了巷道围岩变形的“复合双梁”耦合作用模型。研究表明,层状复合围岩巷道的变形是一个耦合作用过程,巷道顶板的离层破坏会影响巷道两帮载荷的分布,进而影响巷道底板的载荷分布;随着顶板离层加剧,巷帮的压力逐渐增大,底板变形的不协调性增强,进而使巷道底鼓加剧;反之,巷道两帮和底板的破坏又会加剧顶板的离层失稳。最后,基于巷道围岩的“复合双梁”耦合作用机制和数值模拟研究结果，提出了相应的锚喷网联合支护形式,经现场监测表明该方法对巷道围岩变形的控制作用效果明显。

复合围岩;变形破坏机制;复合双梁耦合作用;围岩控制;联合支护

复合岩层在含煤岩系中普遍存在[1-2]。由于复合岩层巷道围岩各岩层力学性质的差异性,以及结构面对层间作用的弱化,将会使巷道围岩物理力学性质被削弱,导致围岩变形量增大,极大地增加了围岩控制的难度[3-4]。目前,对于复合岩层巷道围岩支护理论的研究主要是考虑岩层层面对顶板离层的作用,并利用弹塑性力学、岩石力学和材料力学的相关理论进行失稳判定,再结合工程实践经验获得巷道支护参数[5-6]。针对复合岩层巷道的支护手段,主要强调对顶板离层的控制,主张采用高预应力、强力支护[7-8];对于特厚复合顶板则是以叠加拱承载体强度理论[9]、拱-梁耦合支护理论[10]、梯次支护作用理论等为理论指导的锚杆和锚索的耦合支护形式[11];对于破碎软弱厚复合顶板,要强化围岩的整体性,主要采用“注浆+锚喷网+锚索”联合支护形式[12]。目前对于巷道围岩变形破坏机制和控制的研究大多数是基于工程实践的理论概述,并无相关的完整力学模型及推导,而且这些研究往往只是针对巷道围岩某一部分的研究,对于巷道围岩的整体变形机制缺乏明确的解释。

笔者结合通洲集团安达煤业公司矿9+10#煤层+1070南回风大巷的层状复合围岩的实际地质情况,采用数值模拟计算、力学理论推导计算以及现场实践相结合的方法,构建了巷道围岩变形的耦合作用模型,揭示了巷道围岩的变形机制；结合锚杆锚索耦合支护理论,得到了相应的围岩控制手段。为类似地质情况巷道的围岩控制提供了合理有效的依据。

1 数值模拟计算

1.1 地质概况

山西通洲集团安达煤业有限公司矿+1070南回风大巷位于太原组下段顶部的9+10#煤层,煤层倾角0～5°,平均为2°,为近水平煤层,煤层厚度0.36～3.52 m,平均厚度1.94 m。巷道沿煤层底板掘进,巷道埋深为320 m,宽4.70 m,高2.70 m；直接顶为石灰岩和泥岩的多软弱夹层的复合结构,节理裂隙发育,老顶为坚硬的细粒砂岩和石灰岩；直接底板为泥岩和粉砂岩,且泥岩占的比例较大,老底为较坚硬的粉砂岩。

1.2 数值模型建立及运算参数设定

为分析巷道围岩受力及变形过程,采用有限差分法软件FLAC3D对巷道无支护下变形破坏进行数值模拟。依据巷道顶底板的实测资料,建立如图1所示的数值计算模型,模型尺寸(长×宽×高)为:20 m×3 m×25 m；共分有37 800个单元,44 472个节点。

图1 数值计算模型Fig.1 Numerical calculation model

模型侧面限制水平移动,底部固定；模型上表面为应力边界,施加的荷载为10 MPa；模拟上覆岩体的自重,侧压系数取1.2,载荷大小为12 MPa；本构模型选用Mohr-Coulomb强度准则。煤岩层岩石力学参数取值如表1所示。

表1 数值模拟模型岩层物理力学参数

1.3 模拟结果及分析

1.3.1 巷道围岩变形的动态特性

图2(a)为巷道顶板中部垂直位移的时间曲线(动态步)图;图2(b)为巷道两帮随顶板变形的垂直位移动态图;图2(c)为巷道底板不同区域随巷帮变形的垂直位移动态图。

图2 巷道围岩位移关系曲线Fig.2 Relationship curves of displacement of roadway surrounding rock

由图2(a)可以看出,随着应力加载时间的不断推移,巷道顶板岩层下沉量极速增大,大约加载到4 000步时，顶板岩层的下沉量达到最大,之后出现小幅回落,最后逐渐趋于稳定。同时，各岩层间出现离层,尤其是在软弱夹层处最严重。图2(b)中l为两帮测点距巷帮表面的距离,由图可以看出,巷道两帮的下沉量随顶板下沉量增大而呈正比例关系；随着顶板下沉，巷帮表面的垂直位移逐渐小于内部围岩的位移,且位移相差并不大,这是由于表层围岩破坏出现卸载,应力向巷帮内部转移的结果。图2(c)中b为底板测点距巷道中心的水平距离,由图可以看出,随巷帮的下沉，巷道底板各部分岩层均出现下沉,其下沉速度逐渐减小,并且也有回弹现象；同时越靠近巷道中心的测点，下沉量越小,基本保持稳定;而远离巷道中心处下沉量较大,近似为正比例关系,说明该处巷道围岩较完整。

1.3.2 垂直应力分布与分析

图3为巷道垂直应力分布云图。由图可以看出，巷道顶底板的表层一定范围垂直应力较小,巷道两帮的表层垂直应力也显著降低；但是，在距巷帮约1.8 m以外出现垂直应力集中区,同时在软弱夹层处垂直应力分布不均,出现应力等值线转折。

图3 垂直应力分布云图Fig.3 Distribution contour chart of vertical stress

巷道开挖使原岩应力重新分布,巷道围岩由三向应力状态变为双向应力状态或单向应力状态,巷道围岩的强度和刚度显著降低,在水平应力和垂直应力的共同作用下巷道围岩集聚大量的弹性势能。当能量积聚到一定限度时,巷道的直接顶、直接底以及两帮岩层向巷道空间移动;当变形达到一定的限度后，巷道围岩发生断裂破坏,弹性势能得到释放,巷道表层的岩层垂直应力显著降低,尤其是巷道顶、底板岩层最为明显。而顶板软弱夹层的存在使巷道顶板岩层发生不协调变形,进而导致破坏范围增大。对于巷道两帮,其承受巷道顶板转移的较大应力,在高应力作用下巷帮岩层发生剪切破坏,其破坏宽度可由a=h×cotθ式求得(式中，h为巷道高度,θ为巷帮岩层的剪切破坏角)。由上述巷道和岩层的已知参数可求得破坏宽度约为1.77 m,这与数值模拟的结果基本吻合。

1.3.3 巷道塑性区分布及分析

图4为巷道的塑性区分布图。由图4可知，巷道的塑性区主要集中在巷道表层围岩及顶板的软弱夹层处,且巷道两帮和顶板的塑性破坏区分布范围较广；但底板的塑性破坏区分布范围较小。从塑性区的破坏性质分析可以看出,巷道两帮只有剪切塑性破坏,顶底角处也发生剪切塑性破坏；而巷道顶板的中部以及软弱夹层处发生拉伸破坏,巷道底板相对较完整。

图4 塑性区分布图Fig.4 Distribution of plastic zones

巷道围岩之所以出现上述的塑性区分布特征,主要是由于巷道开挖导致应力的转移,巷道顶底板的顶底角处形成压应力集中区[13]；并且该处围岩应力状态发生改变,岩石的抗压和抗剪强度被极大削弱,在高应力作用下发生剪切塑性破坏。对于巷道顶板,其破坏主要是由于顶板离层造成的,层状复合顶板通常含较多软弱夹层,其层间作用较弱,很容易发生离层形成叠加梁结构；而这些岩梁结构刚度较低,在水平载荷和垂直载荷的共同作用下发生挠曲变形,进而产生拉伸破坏。对于巷道两帮,由于其承受很大的转移荷载,在高应力作用下巷帮岩层产生塑形剪切破坏而发生片帮。对于巷道底板,其将一直承载上部岩层传递的荷载；但巷道底板各部分承受的荷载差距较大,两帮处明显大于巷道中心处,致使底板下沉不协调,进而造成底板两底角发生剪切破坏。

2 巷道围岩变形的力学分析

2.1 力学模型的建立

由上述分析可知,层状复合岩层巷道的顶板、底板和两帮是一个相互作用的整体。结合巷道围岩的变形破坏特征,可以建立以下的力学模型,如图5所示。

图5 巷道围岩整体变形力学模型Fig.5 Mechanical model of global deformation of surrounding rock

巷道的直接顶板可视为纵横弯曲组合梁结构,巷道两帮和底板可视为复合弹性地基梁结构,该巷道围岩组合结构主要受铅垂均布载荷q和水平线性荷载p的作用。图中a为巷道两帮的破坏范围,b为巷道宽度。

2.2 力学结构失稳的机理

2.2.1 巷道顶板的失稳

对于巷道顶板,其失稳主要是由于顶板岩层离层造成的，可由离层的载荷条件和变形条件判断其离层状态。若考虑直接顶有n层岩层,则其离层条件有以下两点。

1) 载荷条件:

(1)

式中：(qn)i为n层岩层对第i层岩层影响时作用的载荷,可由关键层理论求得[14],

(2)

hi,γi,Ei(i=1,2,…，n)分别为各岩层的厚度、体积力和弹性模量。

2) 变形条件:

(3)

由两端固支梁模型可知,受均布荷载作用下,由固支梁的性质可知梁的两端截面所受的切应力和正应力均最大,分别为：

(4)

由于软弱夹层的存在，削弱了顶板岩层的完整性,致使岩梁两端截面所受正应力和剪应力均较高,当达到岩梁的抗拉强度或者是抗剪强度时,岩梁两端发生拉伸破坏或者剪切破坏而断裂;进而由岩梁的结构和受力特征，可视其为纵横弯曲梁结构。

由纵横弯曲梁理论知，梁挠度最大的部位是梁的中部,且其最大挠度为[15],

(5)

(6)

2.2.2 巷道两帮的失稳

在巷道围岩的整个大空间范围内,可将巷道顶板的荷载视为全部作用于顶板的主关键层岩梁上；而巷道两帮及巷道空间可视为岩性不一致的较薄垫层,巷道直接底板可视为范围有限的弹性层状基础。假设，垫层和层状基础都满足Winkler地基假设,则岩梁所受的地基支撑反力p′与岩梁的下沉量(即挠度)w成正比[15],即

(7)

由于岩梁所受的地基支撑反力与地基所受的压力是一对作用力与反作用力,而对于q′关键是求出岩梁的下沉量w。由巷道直接顶所受载荷形式以及结合局部弹性地基梁理论,该模型的地基梁应该选取无限长梁结构,即a→∞；并且该作用荷载的分布并不是呈线性关系。由于本文主要是研究两帮破坏区的变形和受力,为简化问题可将破坏区以外视为变形很小或不变形,则可选取巷帮承载体的长度a为一有限值,可由上述a=h×cotθ式求得。由于巷道两帮具有对称性,因此可以选取一帮为研究对象,巷道两帮的弹性地基梁模型如图6所示,巷帮破坏区与非破坏区界面处取为固定约束,而靠近巷道空间处为自由端。

图6 巷帮弹性地基梁力学模型Fig.6 Mechanical model of timoshenko bean of sidewall

(8)

(9)

由图6可知，上述问题的边界条件为，

当x=a时:

当x=0时:

将上述初始条件代入可求得:M0=0，Q0=0，y0=0，θ0=0，则可求得其挠度方程为：

(10)

将(10)式代入(7)式可知煤帮所受载荷为：

(11)

再将各未知变量和参数代入,得

(12)

最后可得,

(13)

由双曲函数的性质可知，ch(x)在第一象限内单调递增,则由式(13)可知煤帮所受压力在x方向呈负比例周期变化,且振幅随x增大而增大，但煤帮压力逐渐减小;同时振幅随h增大而减小,但煤帮压力却逐渐增大。

(14)

则巷帮所受侧向压力为：

(15)

2.2.3 底板的变形失稳

图7 巷道底板力学模型及变形形式Fig.7 Mechanical model and deformation form of floor

对于巷道底板,主要研究两帮破坏范围内的变形特征,则可以建立图7(a)所示的弹性地基梁模型。由于巷道几何形状和受力状况都具有对称性,因此巷道底板的变形也具有对称性,从而可以选取巷道的一边为研究对象,则由弹性地基梁理论可得底板的载荷段的挠度修正项为：

(16)

式中:Ed,Id分别为直接底板的弹性模量和惯性矩。

(17)

其中:

(18)

上述(17)(18)式中:

(19)

由式(15)可以看出,巷道底板不同区域的下沉变形不是均匀同步的,其变形形式如图7(b)所示。巷道两帮破坏区范围内的底板下沉量较大,而巷道空间范围内下沉量较小。

2.3 巷道围岩失稳的耦合机理

若以底板的变形破坏为依据,则由上述分析可建立以下的关系式：

(20)

式中:Δy为巷道底板变形的相对位移差,可由式(16)求得;f(tf)为底板的状态函数,可由式(17)求得,tf为底板的状态参量;g(tw)为两帮的状态函数,可由式(13)求得,tw为两帮的状态参量;h(tr)为顶板的状态函数；q,p,h,E,b,a,C,k,φ均为顶板的状态参量。

综上所述,巷道围岩的变形失稳是一个整体耦合作用的过程,对于上述的本构力学模型我们可以定义其为“复合双梁”耦合模型,即“顶板纵横弯曲梁——帮、底复合弹性地基梁”作用模型。

3 围岩控制原理及支护

3.1 巷道围岩控制原理

由以上分析可以看出,要对巷道围岩的稳定性进行控制应该注重支护体的整体性、协调性、可变形性、密闭性、多层次性。具体地说,首先应该充分利用巷道围岩本身这个最主要的承载结构;其次,巷道围岩的控制要从巷道围岩整体出发,使围岩各部分的支护相互协调;再其次,要考虑支护结构有一定的让压能力,以保证支护体在发挥作用前不被压坏;同时由于该类巷道围岩一般较破碎,应该对其围岩表层进行密闭施工;最后,考虑到该类巷道顶板软弱层较厚,若只对表层围岩加固很难使顶板保持稳定,因此应该结合钢筋网、混凝土、锚杆和锚索的支护效应，分层次、多梯度对顶板进行支护。

3.2 巷道围岩支护技术设计

基于上述的巷道围岩的耦合作用分析,并结合+1070水平南轨道大巷的支护设计,对于+1070水平南回风大巷的支护设计如下,巷道支护断面图如图8所示。

图8 巷道支护断面图(mm)Fig.8 Roadway support section

1) 顶板支护。巷道顶板采用锚网喷联合支护。顶板锚杆的规格:最小长度2.4 m,直径18 mm;支护参数:锚杆间距0.9 m,排距1.0 m,每排设置锚杆6根,锚杆设计锚固力为80 kN,预紧力为50 kN(扭矩不低于200 N·m),最小锚固长度0.9 m；每根锚杆使用CK2335、K2360树脂锚固剂各一支。同时顶板靠近两帮的锚杆(即顶角处)向两帮倾斜约20°。

顶板锚索的规格:最小长度为6.0 m,直径为15.24 mm;支护参数:锚索间距1.8 m,排距3.0 m,每排设置锚索2根,锚索设计锚固力150 kN,预紧力100 kN,最小锚固长度0.9 m,每根锚索使用CK2335树脂锚固剂一支,K2360树脂锚固剂两支。

喷浆厚度为100 mm,喷射混凝土强度为C25;网片选用∅6 mm的钢筋网,网格间距为100 mm×100 mm。

2) 两帮支护。两帮同样采用锚网喷联合支护。两帮锚杆规格:最小长度1.8 m,直径18 mm;支护参数:锚杆间距1.1 m,排距1.0 m,每排设置锚杆3根,锚索设计锚固力50 kN,预紧力30 kN(扭矩不低于200 Nm),最小锚固长度0.6 m,每根锚杆使用K2360树脂锚固剂一支。同时，两帮靠近顶、底板的锚杆(即顶、底角处)分别向顶、底板倾斜约20°。

喷浆厚度为100 mm,喷射混凝土强度为C25;网片选用∅6 mm的钢筋网,网格间距为100 mm×100 mm。

3) 底板管理。回风大巷一般不对底板进行支护,但是应该注意对巷道底板施工质量的监控,做到尽量使巷道底板平整,对于某些如断层和破碎带等的特殊地质条件,可采用喷浆、打底锚杆等的处理方法。

3.3 应用效果

3.3.1 数值模拟效果

如图9(a)所示为巷道支护后的垂直应力分布图。对比图3巷道支护前的垂直应力分布可以看出,采用该支护方案后,巷道围岩表层的低应力区明显缩小,且两帮围岩深处的垂直应力集中区的集中应力也明显减小,同时顶板的应力等值线也较之前平滑。再结合图4和图9(b)巷道支护前后的塑性区分布图可以看出,采用本研究方法支护后,巷道围岩的塑性破坏区的范围显著减小,尤其是巷帮和顶板的变化最为明显。

通过数值模拟巷道支护前后的结果可以看出,采用本研究方法支护后，巷道围岩表层的破坏区范围显著缩小,两帮的应力集中得到较大的缓解,同时顶板的离层得到了较好的控制。

图9 应用效果Fig.9 Application effect

3.3.2 现场监测效果

+1070南回风大巷采用本巷道支护方案后,通过对该巷道的围岩的监测发现，巷道的顶底板移近量、巷道两帮收敛量都有明显的减弱。巷道在掘进30 d后，巷道顶底板移近量维持在25 mm左右,并逐渐趋于平稳;两帮收敛量维持在15 mm左右,也逐渐趋于平稳。同时，通过对巷道表面的观察发现,巷道表层围岩一直处于较完整状态,并未出现网兜、混凝土喷层脱落、金属网撕裂、锚杆锚索拉断等的现象。

综上所述,多软弱夹层顶底板巷道的围岩得到了有效的控制,同时也说明了巷道围岩“复合双梁”耦合作用模型的合理性。

4 结论

1) 多软弱夹层复合顶底板巷道围岩的破坏具明显的大变形特征,在顶底板软弱夹层的削弱下,巷道顶板下沉量大、片帮严重,同时有底鼓隐患。

2) 巷道顶板、底板和两帮的变形破坏具有明显的耦合作用特征。顶板的破坏失稳会增大两帮所受荷载,使巷帮下沉量和破坏范围增大;巷帮的破坏又增大了巷道底板变形量,使底板不同区域的位移差加大,巷道底鼓加剧;同时巷道两帮和地板的变形破坏又会削弱顶板的稳定性。

3) 基于巷道围岩的变形特征建立了“复合双梁”耦合作用模型,并通过力学分析解释其耦合作用机理。

4) 根据“复合双梁”耦合作用模型,并针对安达煤业+1070南回风大巷的实际工程地质背景,提出合理的支护方案。结合工程实践和数值模拟的结果表明,该技术对巷道围岩控制作用明显。

[1] 岳中文,杨仁树,闫振东,等.复合顶板大断面煤巷稳定性试验研究[J].煤炭学报,2011,36(S1):47-52.

[2] 张国华,梁冰,李凤仪.东荣二矿回采巷道特类复合顶板活动规律分析[J].辽宁工程技术大学学报,2004,23(1):15-17.

[3] 余伟健,王卫军,张农,等.深井煤巷厚层复合顶板整体变形机制及控制[J].中国矿业大学学报,2012,41(5):725-732.

[4] 余伟健,王卫军,文国华,等.深井复合顶板煤巷变形机理及控制对策[J].岩土工程学报,2012,34(8):1501-1508.

[5] 杨峰,王连国,贺安民,等.复合顶板的破坏机理与锚杆支护技术[J].采矿与安全技术学报,2008,25(3):286-289.

[6] 何满潮,齐干,陈骋,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,2007,26(5):987-993.

[7] 柏建彪,侯朝炯,杜木民,等.复合顶板极软煤层巷道锚杆支护技术研究[J].岩石力学与工程学报,2001,20(1):53-56.

[8] 余伟健,高谦,朱川曲.深部软弱围岩叠加拱承载体强度理论及应用研究[J].岩石力学与工程学报,2010,29(10):2134-2142.

[9] 杨双锁.煤矿回采巷道围岩控制理论探讨[J].煤炭学报,2010,35(11):1842-1853.

[10] 高明仕,郭春生,李江锋,等.厚层松软复合顶板煤巷梯次支护力学原理及应用[J].中国矿业大学学报,2011,40(3):333-338.

[11] 苏学贵,宋选民,李浩春,等.特厚松软复合顶板巷道拱——梁耦合支护结构的构建及应用研究[J].岩石力学与工程学报,2014,33(9):1828-1836.

[12] 张广超,何富连.深井高应力软岩巷道围岩变形破坏机制及控制[J].采矿与安全技术学报,2015,32(4):571-577.

[13] 钱鸣高,石平五,许家林.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社,2010:78-79.

[14] 刘鸿文.材料力学(Ⅰ)[M].北京:高等教育出版社,2009:112-197.

[15] 龙驭球.弹性地基梁的计算[M].北京:人民教育出版社,1982:1-68.

[16] 赵明华.土力学与基础工程[M].武汉:武汉工业大学出版社,2000:106-121.

(编辑：庞富祥)

Research on Surrounding Rock Coupling Deformation Mechanism of Roadway with Layered Compound Strata and Its Control Technology

WANG Hui1,YANG Shuangsuo1,2,NIU Shaoqing1

(1.College of Mining Engineering,Taiyuan University of Technology,Taiyuan,Shanxi 030024,China;2.StateKeyLaboratoryofCoalMineDisasterDynamicsandControl,ChongqingUniversity,Chongqing400030,China)

On the basis of the real engineering background of+1070 southern return airway of Anda Mine of Tongzhou Group,the numerical calculation,theoretical analysis and industrial test were performed,and the structural form and mechanical properties of surrounding rock of roadway were analyzed.The coupled model with compound Timoshenko beam and elastic foundation beam was established on the basis of elastic-plastic theory and bearing form of surrounding rock. The results show that the surrounding rock deformation is a coupling process,the roof separation leads to the differences in working slope loading distribution,and in the load distribution of floor. As the aggravation of roof separation,the bearing pressure of sidewall increases gradually. Meanwhile,the deformation incompatibility of floor is remarkably enhanced,which results in the aggravation of floor heave.On the other hand,the stability of roof is decreased with the deformation of sidewall and floor.Finally,the technology of anchoring and shotcreting net combined supporting based on the coupled model was put forward to control the deformation of surrounding rocks of roadway effectively. And it has been applied to engineering practice successfully.

compound surrounding rock;deformation failure mechanism;coupling action;surrounding rock controlling;combined support

1007-9432(2016)05-0605-08

2016-02-03

国家自然科学基金资助项目：涵盖峰后大变形过程的巷道围岩与支护平衡规律及控制机理研究(51274145)；重庆大学煤矿灾害动力学与控制国家重点实验室访问学者基金资助项目

王辉(1992-)，男，云南曲靖人，硕士生，主要从事矿山压力与巷道支护研究,(E-mail)1046256239@qq.com

牛少卿，博士，主要从事采场矿压控制研究，(E-mail)shaoqingniu@qq.com

TD 322

A

10.16355/j.cnki.issn1007-9432tyut.2016.05.009