深部巷道围岩锚固结构失稳破坏全过程试验研究

靖洪文1,尹 乾1,朱 栋1,孙彦景2,王 勃1

(1.中国矿业大学 深部岩土力学与地下工程国家重点实验室,江苏 徐州 221116; 2.中国矿业大学 信息与控制工程学院,江苏 徐州 221116)

摘 要:为了探索深部巷道围岩锚固结构从开始承载至整体失稳全过程,揭示围岩内部应力及变形破裂演化规律,以口孜东矿-967 m水平西翼轨道大巷为工程背景,依托自主研制的深部地下工程结构失稳全过程模拟试验系统,结合声发射、电磁辐射、电阻率、数字散斑等多源地球物理信息监测技术,对无支护、锚杆支护及锚杆索支护巷道围岩锚固结构承载特性及变形破裂演化特征进行大尺度物理模型试验研究。试验获得了不同支护锚固结构变形破裂全过程荷载-位移曲线,随着支护强度的增加,荷载-位移曲线应力跌落现象逐渐减弱,而锚固结构峰值承载能力、等效弹性模量和峰值位移分别增加了82.57%,33.33%和107.24%,巷道围岩越容易形成“压力拱”结构效应,抵抗变形的能力逐渐增强;试验过程中,顶板围岩变形量最大,两帮次之,底板最小,锚固结构破坏特征随支护强度的增加由张拉裂纹为主的脆性破坏向剪切滑移为主的塑性破坏转化;多源地球物理信息响应特征与荷载-位移曲线具有良好的耦合关系,随着支护强度的增加,锚固结构内部单位时间破坏次数逐渐减少,电磁辐射强度及脉冲数均逐渐减弱;声发射事件与锚固结构裂纹萌生扩展呈现较好的对应特征,在模型进入非稳定破坏阶段,随着裂纹迅速扩展,声发射活动异常活跃;随着荷载的增加,锚固结构由于裂纹发育趋于松散破裂,视电阻率逐渐升高导致区域导电能力逐渐降低,随着支护强度的增加,锚固结构的高阻区形成时间变大而范围变小。

关键词:深部巷道;锚固结构;变形破裂;承载特性;信息化

深部巷道围岩在高应力、强卸荷环境下发生变形破裂,成为结构及力学性质更为复杂的破裂岩体,其破裂失稳过程实质上是岩石从连续到非连续,从弹塑性小变形到结构性大变形的过程[1-3]。锚杆索支护由于其主动加固调动围岩承载能力及对变形适应性良好等优点,在煤矿工程中得到广泛应用。从围岩支护形成的锚固结构考虑巷道围岩稳定问题,是从一个新的角度审视和揭示深部巷道围岩失稳破坏机理,具有重要的理论意义[4-6]

为了探索锚固结构承载特性及破裂演化特征,JING等[7]通过模型试验研究发现含断续节理锚固体强度主要由岩体强度及锚杆初始预紧力决定,并建立了锚固体峰值强度与裂隙倾角及锚杆密度之间的函数关系;苏学贵等[8]通过大断面矩形巷道顶板锚固承载结构模型试验,发现锚杆支护作用下浅部岩层形成组合梁,深部复合岩层在锚索预应力作用下形成压缩拱,建立“拱-梁”耦合承载结构;王其洲等[9]针对峰后锚固体力学特性和再破坏特征,通过预制峰后破裂岩体进行相似模拟试验,研究了不同锚杆间排距和预紧力条件下锚固体载荷演化规律及变形破坏特征。谭云亮等[10]通过离散元数值模拟研究了全长锚固锚杆对节理围岩稳定性的影响,分析了不同锚固时刻围岩的破坏特征;张元超等[11]通过数值计算对比分析了加锚支护前后深井沿空掘巷围岩变形和应力演化规律,并根据模拟和现场实测结果确定了加锚支护参数。翟英达[12]发现预应力锚杆在围岩中产生横向挤压作用是形成锚固结构的必要条件,并分析了横向挤压作用与围岩泊松比、锚杆密度及有效长度的关系;韩立军等[13]在分析锚注加固结构承载机理的基础上提出了锚注支护条件下巷道围岩的多重组合拱结构,并对其极限承载能力进行理论分析。上述研究成果为本文顺利开展深部巷道围岩大尺度锚固结构力学特性及失稳破坏机理探讨提供参考。

此外,近年来多源信息融合技术已在矿山安全预测预警方面取得了一些研究进展,如刘增辉等[14]将电磁辐射技术应用到近距离煤层开采对卸压区围岩应力演化影响的监测中,结果表明电磁辐射强度和脉冲数与煤岩体裂隙扩展演化具有较好的耦合关系;周辉等[15]为分析合理终采线的结构,通过模型试验方法,利用声发射监测上方工作面回采过程对垂直于回采方向下方巷道围岩的扰动影响;许昭勇[16]提出利用直流电法技术进行采动围岩应力分布探测的思路,试验测试分析煤样在不同应力和裂隙条件下煤层视电阻率的响应特征,并通过现场测试揭示采动围岩应力分布的电法响应规律。但上述信息化探测手段在巷道围岩锚固结构破裂演化大尺度地质力学模型试验方面的研究却相对较少。

基于此,笔者以口孜东矿-967 m水平西翼轨道大巷为工程背景,通过自主研发围岩结构失稳全过程试验系统开展不同支护巷道围岩锚固结构荷载-位移全过程模型试验,揭示巷道开挖至加载破坏过程中锚固结构承载特性、位移场演化规律及变形破裂特征。分析锚固结构破坏过程中电磁辐射、声发射和电阻率等地球物理信息响应规律及与荷载-位移曲线的耦合关系,为深部巷道围岩变形破裂监测及稳定控制提供一个新的研究思路。

1 围岩结构失稳全过程试验系统研制

1.1 试验系统研发

为了探索深部巷道围岩结构整体失稳过程,揭示巷道围岩破坏形态、内部应力演化等宏细观规律,课题组自主研制了深部巷道围岩结构整体失稳全过程模型试验系统,如图1所示。该系统能够精确模拟深部巷道围岩从开始承载至整体失稳全受力过程,得到不同支护参数条件下围岩结构荷载-位移全过程特征曲线,从而研究深部巷道的力学承载特性、变形破坏规律以及支护与围岩共同作用效果,为评价不同结构地下工程稳定性提供依据。

图1 试验系统研发
Fig.1 Development of the test system

试验系统主要由液压系统和电控系统组成。其中液压加载系统由螺母、前盖底座、前盖组件、送料装置、拉杆、环形支座、后盖组件、底座组件、液压螺母、安装机架、举升油缸、伺服加载器等组成。电控系统主要由电路系统和软件控制系统组成。此外,在该试验平台上,可综合运用数字照相、电磁辐射、声发射和双模式并行电法等多源地球物理信息监测技术分析巷道围岩锚固结构变形破坏过程中的物理信息响应。系统主要技术参数如下:

(1)准平面应变模型,水平和垂直两个方向单独控制加载,最大加载能力为10 MPa;

(2)前后端面采用Q345-B型钢板被动约束,最大允许变形0.002 mm(最大挠度为0.3 mm);

(3)顶部油缸分五路独立控制,可采用压力和位移两种控制方式加载,最低加载速率0.01 mm/s;

(4)侧向加载分四路独立控制,可实现任意梯度加载;

(5)液压加载系统能够实现加载→稳压→卸载过程的自动化控制,稳压时间96 h,应力波动幅度不大于稳压设定值的±2%F.S;

(6)硐室位移传感器可以闭环控制顶部伺服加载器,获取巷道及围岩锚固结构荷载-位移特性曲线;

(7)主体承载结构框架采用组合结构,允许模型尺寸1 200 mm×1 200 mm×300 mm,预留多源信息采集数据线出口;

(8)采用多通道全数字控制器,配备Windows环境下的操作软件,主要控制参数带有模拟输出,可供给数据采集系统同步采集。

试验系统配有3套前端面约束挡板,并在中心留有圆形、半圆拱形和矩形孔洞以便开挖不同巷道断面形状。模型正面安装1块厚3 cm的亚克力板,提供观望窗口的被动约束,模型侧面,背面及上面贴减摩纸减少摩擦力。其他辅助设备主要包括模型浇筑模具、模型推送装置和数据采集系统,其中:

(1)浇筑模具由U型钢板拼装组成,底板设有可吊装的活动底座,模具内侧表面光滑,浇筑前涂抹脱模剂;

(2)模型推送装置由送料小车和操作平台组成。推送装置轴线和试验系统中心轴线重合,确保推送过程不发生偏离;

(3)数据采集系统包括TST3826E静态应变测试分析系统、PC以及数字照相位移量测系统等,监测锚固结构应力场、位移场及多源地球物理信息。

试验系统总重量达34 t,因此需对基础进行硬化处理,在混凝土强度标号C35的地板上铺设钢板,钢板尺寸为3 m×5 m,厚度2 cm。采用地脚螺栓将系统与钢板基础进行连接。

1.2 相似材料选取

此次试验以中煤新集能源股份有限公司口孜东矿的主运输胶带斜巷尾部联巷至121301工作面机巷尾部联巷段的西翼轨道大巷为研究背景,该试验段巷道断面为近直墙半圆拱形,尺寸为5 100 mm×4 200 mm,位于-967 m水平,巷道主要穿越砂质泥岩,该试验段内巷道围岩最大水平主应力为26.45 MPa,最大垂直应力为19.36 MPa,两者比值为1.45。具体力学参数见表1。

表1 原岩与相似材料力学参数
Table 1 Mechanical parameters of original rock and similar materials

试验材料抗压强度/MPa抗拉强度/MPa黏聚力/MPa弹性模量/GPa砂质泥岩38.543.7306.009.53相似材料1.220.1180.190.30

参考文献[17],试验选取纯净均匀的河砂、C32.5普通硅酸盐水泥、石膏和水按照一定比例配置相似材料,相似材料容重γm=16.5 kN/m3。根据巷道断面大小、开挖影响范围的经验预估以及试验系统允许尺寸条件,选取几何相似比CL=18。由砂质泥岩容重γp=28.8 kN/m3可得容重相似比Cγ=γp/γm=28.8/16.5=1.75,强度相似比CR=CγCL=18×1.75=31.5。根据相似比计算可得相似材料力学参数见表1。通过不同配比相似材料力学特性试验,最终确定河砂∶水泥∶石膏=100∶16∶9。试验模型初始垂直应力边界为0.84 MPa,水平应力边界为0.61 MPa。

该试验段巷道工程现场用锚杆为φ20 mm×2 100 mm树脂锚杆,屈服强度为375 MPa,伸长率为32.5%,破断力为224.28 kN,模型锚杆选用φ1.22 mm的铅丝模拟,破断力为23.44 N;现场用锚索为φ21.6 mm×6 200 mm的1×7结构低松弛钢绞线,抗拉强度为1 770 MPa,试验选用φ1.2 mm的细铁丝模拟。

1.3 试验方案及模型浇筑

试验主要考虑无支护、锚杆支护及锚杆索支护3种形式,其中,锚杆间排距为44.44 mm×44.44 mm,锚索只布置在肩部和顶板,间排距为89 mm×89 mm。

具体模型浇筑及安装流程如图2所示。模型制作完成后静置48 h进行脱模,脱模后养护7 d,相似材料模型风干后进行吊装作业。模型安装完成后,对前挡板有机玻璃板观测范围以外区域均匀涂刷润滑油,最后合上前挡板。为消除试验模型前后面固定约束与挡板之间的自由空间,首先人工拧紧前挡板的8个螺母,然后通过液压螺母行程使前后挡板夹紧试验模型。将模型内部传感器引出线与数据采集系统连接,架设并调试高速相机,准备系统加载和模型开挖。

试验过程中,监测巷道开挖后至围岩锚固结构失稳全过程围岩应力场、表面变形场、声发射、电磁辐射及视电阻率响应等多源异构信息。因此,模型浇筑过程中,在巷道顶板、左帮及左侧肩角距离巷道表面120 mm位置处埋设应变砖;巷道开挖结束后在巷道底板固定声发射传感器;在左右底角处埋设电磁辐射接收天线;在模型试样左上角和右下角分别布置参比电极N和无穷远电极B。

试验开始前,首先采用分级加载方式对模型施加荷载至原岩应力,竖向荷载每次施加26 kN,水平荷载每次施加40 kN,加载速率为120 N/s,达到初始应力边界后稳压1.0~1.5 h。待模型内部测点应力趋于稳定后开始巷道开挖并施加支护。为研究巷道围岩锚固结构承载及变形破坏特征,采用硐室位移传感器闭环同步控制加载,加载速率为0.02 mm/s,同一级竖向应力加载完毕后立即进行水平应力加载,水平应力按照系统竖向反馈的实时应力1.45倍施加,每级加载完成后稳压10 min,待应力调整平衡后继续下一级加载,直至巷道和围岩锚固结构完全失稳破坏后结束试验。

2 围岩结构荷载-位移全过程演化特征

2.1 荷载-位移全过程曲线

3种支护方式下,按照设计方案加载至锚固结构失稳破坏后,获取其荷载-位移全过程曲线,如图3所示。由图3可以看出,不同支护方式下巷道围岩承载特征具有明显差异,具体分析如下:

(1)随着支护强度的增加,巷道围岩锚固结构峰值强度呈逐渐增大的趋势,这是由于支护强度越大,锚固结构所形成的承载结构越完整,整个结构作为统一的支撑体协调抑制围岩的剪胀变形,巷道承载能力增强。与无支护相比,锚杆支护及锚杆索支护时峰值强度分别增加了68.81%和82.57%,弹性模量分别增加了22.22%和33.33%,峰值位移分别增加了74.23%和107.24%。

(2)与侧向约束条件下标准岩石试样的应力-应变曲线类似[18],在加载至峰值强度的过程中,出现数次应力跌落,且随着支护强度的增加,应力波动现象有所减弱。以无支护巷道为例,当顶部应力加载至0.62 MPa时出现首次应力跌落,跌幅为6.89%;当应力增加至0.80 MPa时,第2次应力跌落至0.71 MPa;当应力增加至0.88,1.04和1.08 MPa时,应力-应变曲线又呈现不同程度的应力跌落现象;最后,当达到峰值强度1.09 MPa时,应力迅速跌落,此时巷道结构发生整体失稳破坏。

(3)随着支护强度的增加,巷道围岩逐渐由脆性破坏向塑性破坏转化。无支护巷道围岩主要表现为脆性破坏,加载过程中应力跌落迅速,达到峰值荷载后,巷道围岩瞬间整体垮落,峰后几乎无承载能力;锚杆支护及锚杆索支护时,峰值强度之后,巷道围岩仍然残余一定的承载能力,锚固结构呈现以剪切滑移线网络为主的塑性破坏。

图2 模型试样浇筑及安装流程
Fig.2 Casting and installation process of the model specimen

图3 巷道围岩全过程荷载-位移曲线
Fig.3 Whole load-displacement curves of roadway surrounding rock

2.2 围岩破裂演化特征

不同支护方式下巷道围岩破裂演化过程分别如图4~6所示,最终破坏模式如图7所示。从图4~7可以看出:

(1)无支护时,随着顶部荷载的增加,巷道两帮首先出现片帮剥落现象,底板出现近“L”型拉伸裂纹,随着荷载的增加(σ=0.96 MPa),巷道顶板出现轻微下沉,右帮出现大块剥落现象,同时顶板萌生拉伸裂纹,左侧肩部裂纹密度增多,并且出现贯通现象。当σ=1.07 MPa,巷道顶板大幅下沉,左侧肩部出现大块冒顶现象;当σ=1.10 MPa,巷道顶板冒落,围岩整体丧失承载能力,失稳破坏。

由图7(a)可以看出,失稳破坏后,巷道围岩表现为多条沿加载方向发展的张拉裂纹,呈现脆性破坏。此外,在垂直荷载作用下,巷道两帮剪切滑移均沿着肩部外缘切线方向发展并相交于巷道上方,形成1个近似“等腰三角形”块体结构。

(2)锚杆支护时,当σ=0.71 MPa,围岩顶板和底部中心位置均萌生一条沿加载方向发展的张拉裂纹。

图4 无支护巷道围岩破裂演化过程
Fig.4 Failure evolution process of surrounding rock with no support

图5 锚杆支护巷道围岩破裂演化过程
Fig.5 Failure evolution process of surrounding rock with bolt support

图6 锚杆索支护巷道围岩破裂演化过程
Fig.6 Failure evolution process of surrounding rock with bolt-cable support

图7 不同支护方式下巷道围岩最终破坏形态
Fig.7 Ultimate failure modes of surrounding rock with various support patterns

随着荷载的增加,裂纹继续发育,当σ=1.34 MPa,右帮围岩出现大面积剥落,部分锚杆托盘与围岩分离。当σ=1.81 MPa,巷道围岩片帮现象加剧,从两底角处萌生的剪切滑移裂纹向下发育并在底板围岩中心处搭接,巷道围岩出现轻微底臌。峰值强度之后,由于锚杆的锚固作用,巷道围岩仍然具有一定的承载能力,当应力跌落至1.62 MPa时,两帮出现显著片帮破坏,巷道围岩整体失稳。

由图7(b)可以看出,由于锚杆的约束作用,围岩顶板和帮部未出现显著的剪切和拉伸裂纹,细小裂纹的萌生扩展导致围岩片帮剥落。锚杆锚固作用使得顶板和帮部围岩整体强度和刚度有所提高,围岩应力传递至底板,造成底板围岩产生拉伸裂纹,裂纹的扩展贯通导致底板围岩碎胀,产生底臌。

(3)锚杆索支护时,低荷载水平下(σ<0.90 MPa),围岩未发生明显的变形破坏;当σ=1.41 MPa,围岩右侧肩角处产生沿加载方向发展的拉伸裂纹;当σ=1.64 MPa,右帮围岩出现大面积剥落,同时左侧肩角围岩萌生剪切裂纹;当加载至1.87 MPa时,左侧帮部围岩发生片帮破坏,同时在两个底角位置处产生向下发展的张拉裂纹。峰值强度之后,随着顶底相对位移的继续增加,应力发生跌落,当σ跌落至1.87 MPa,巷道顶板出现下沉,两侧肩部位置萌生众多平行于巷道轮廓的裂纹群;当σ=1.74 MPa,顶板整体下沉,围岩失去承载能力。

由图7(c)可以看出,在锚杆索作用下,巷道围岩主要发生帮部和顶板的片状剥落,底板围岩萌生张拉裂纹。较强的锚固作用导致围岩整体承载能力增加,在压力拱范围内出现剪切滑移迹线并于巷道自由面贯通。破坏形态与其他学者关于应力作用下圆形巷道剪切滑移的破坏特征是高度一致的[19-20]

3 围岩结构破坏过程多源信息响应

3.1 锚固结构应力演化特征

不同支护方式巷道围岩锚固结构加载全过程应力演化特征如图8所示,可以看出:对于无支护与锚杆支护,测点径向应力和切向应力均随加载时间逐渐衰减,变化特征与锚固结构荷载-位移曲线呈负相关,表明锚固结构在加载过程中,围岩由于支护强度不足处于张拉或压剪状态,当荷载超过其承载能力时出现裂纹萌生、扩展及贯通,锚固结构趋于破碎,围岩应力也随之迅速释放;而对于锚杆索支护,测点应力与锚固结构荷载-位移曲线呈正相关,这是由于较大的支护强度限制围岩受压剪胀变形,围岩应力随荷载的增加逐渐增大。此外,支护强度越大,围岩锚固结构强度越高,越容易形成“压力拱结构效应”,有效抑制巷道围岩的变形破坏[21]

3.2 表面位移场特征

通过高速相机连续拍摄巷道围岩从加载至完全破坏全过程中位移场信息,获得试验过程中任意时刻巷道围岩位移矢量图,如图9~11所示(δ为巷道围岩表面位移某个时刻的最大值),可以看出:

图8 围岩锚固结构应力全过程演化规律
Fig.8 Whole stress evolution process of surrounding rock anchoring structure

图9 无支护巷道围岩全过程位移场
Fig.9 Whole process of displacement field of the roadway surrounding rock with no support

图10 锚杆支护巷道围岩全过程位移场
Fig.10 Whole process of displacement field of the roadway surrounding rock with bolt support

图11 锚杆索支护巷道围岩全过程位移场
Fig.11 Whole process of displacement field of the roadway surrounding rock with bolt-cable support

(1)3种支护方式下,巷道围岩均呈现顶板和肩角下沉量最大,两帮移近量次之,底臌量最小。这是由于巷道围岩承载结构首先由顶板承担,当顶板围岩下沉受拉破坏后,围岩应力传递至帮部围岩,此时两帮围岩为主要承载结构,帮部围岩受压剪切滑移破坏后,围岩应力传递至底板。

(2)与无支护相比,锚杆及锚杆索支护时,巷道围岩累计变形量有所增大,这是由于支护形成的锚固结构使巷道围岩强度和刚度大幅提高,力的传递速度快且围岩应力分布相对均匀。锚固结构破坏前与围岩形成整体发挥协同承载作用,当围岩发生变形后支护结构相继发挥其支护阻力,使围岩的抗张拉和抗压剪能力大幅提高。

3.3 全过程电磁辐射特征

研究表明,煤岩体变形破裂过程中会产生电磁辐射信号,电磁辐射幅值、瞬时电磁辐射脉冲数和某段时间内总电磁辐射脉冲数分别与煤岩体的载荷、损伤速率和损伤呈正相关系[22-23]。基于此,试验过程中利用电磁辐射监测技术分析不同支护形式下巷道围岩锚固结构失稳破裂全过程的信号特征,如图12所示。由图12可以看出:

(1)无支护巷道围岩在初始加载阶段,内部孔隙、裂隙逐渐压密,电磁辐射强度和脉冲值均较小且相对稳定。随着荷载的增加,裂纹萌生和扩展导致电磁辐射强度和脉冲均迅速增加,当围岩出现肩部片状剥落和底板拉伸裂纹时,电磁辐射强度和脉冲次数分别增大至24.53 mV和1 273。当σ=0.86 MPa,右帮围岩出现片帮破坏,电磁辐射强度和脉冲急剧增大,表明在这个阶段能量迅速释放,裂纹迅速扩展。随后,电磁辐射强度和脉冲又逐渐下降并趋于平缓。当σ=1.01 MPa,电磁辐射强度和脉冲又呈快速上升趋势,这是由围岩出现顶板整体下沉和较为严重的片帮破坏导致的。

(2)与无支护类似,加载初期,锚杆支护巷道围岩电磁辐射强度和脉冲均处于稳定阶段。然而,在弹性变形阶段,随着荷载的增加,电磁辐射强度和脉冲均呈缓慢增加趋势,分析原因可能是因为锚杆与围岩接触面在加载过程中出现裂纹扩展,由此,锚杆支护初期对围岩并未起到加强作用,反而对完整岩体造成损伤。当σ=1.32 MPa,巷道右侧帮部出现片状剥落和底臌现象,电磁辐射强度达到最大,此后呈现缓慢下降趋势。在即将达到峰值强度时,电磁辐射强度和脉冲呈现较大波动,表明该阶段巷道围岩单位时间内破坏次数增加。

图12 巷道围岩破坏全过程电磁辐射特征
Fig.12 Electromagnetic radiation characteristics in the whole roadway failure process

(3)锚杆索支护初期,电磁辐射较为稳定,在14.5 mV左右。当σ=0.93 MPa,电磁辐射强度与脉冲均大幅增加,该时刻对应巷道顶板出现片状剥落,能量释放导致顶板围岩破坏程度和破坏频次显著增大,此后电磁辐射强度出现缓慢下降过程,并维持在较小的波动水平。当顶板荷载增加至峰值强度时,电磁辐射强度呈现急剧增大趋势,且峰后特征较为明显。

3.4 声发射特征

不同支护方式下巷道围岩全过程声发射特征如图13所示。由图13可以看出,初始压密阶段,声发射现象并不明显,累积振铃计数呈缓慢上升趋势。随着荷载的增加,声发射事件呈零星增大现象,这是由巷道围岩锚固结构内部裂纹萌生及扩展造成的。在弹性变形阶段没有发生较大的声发射事件,表明该阶段巷道围岩锚固结构并未发生显著的破裂过程,没有明显的能量释放。在峰值强度前试样进入非稳定破坏阶段,围岩锚固体内部裂纹扩展迅速,声发射活动变得异常活跃,在应力跌落时,围岩锚固体释放大量能量,声发射次数显著增加,累计声发射曲线陡然垂直上升。对于无支护,在巷道围岩整体破坏的瞬间累计声发射计数达到最大值,表明无支护巷道围岩具有较大的脆性,围岩整体破坏的瞬间释放大量弹性能;而锚杆/锚杆索支护时巷道围岩锚固结构因较大的塑性而呈现渐进破坏特征,在围岩锚固结构破坏过程中能量逐渐释放。

图13 巷道围岩破坏全过程声发射特征
Fig.13 Acoustic emission characteristics in the whole roadway failure process

3.5 视电阻率响应

直流电法作为物探的一种手段,被广泛应用于煤矿等地下探水、地质构造等探测预报中[24],而在地质力学模型中对巷道围岩锚固结构破坏监测的应用研究成果较少。因此,笔者基于直流电法的基本原理,将并行电法应用到模型试验中,通过布置监测点,分析不同支护巷道围岩锚固结构破坏过程的视电阻率响应,尝试监测巷道围岩内部裂隙扩展贯通及破裂演化过程,为深部地下工程围岩稳定监测技术提供一个新思路。

试验采集数据采用WBD2.0网络并行电法数据处理系统进行处理并录入测线坐标,得到巷道围岩破坏全过程视电阻率剖面,选取视电阻率变化明显的剖面进行分析(图14~16)。

图14 无支护巷道围岩剖面视电阻率分布
Fig.14 Apparent resistivity distribution in the cross-section of roadway surrounding rock without support

图15 锚杆支护巷道围岩剖面视电阻率分布
Fig.15 Apparent resistivity distribution in the cross-section of roadway surrounding rock with anchor bolt support

图16 锚杆索支护巷道围岩剖面视电阻率分布
Fig.16 Apparent resistivity distribution in the cross-section of roadway surrounding rock with anchor bolt cable support

由图14可以看出,无支护时,在加载初期,巷道围岩四周应力不断调整,远离巷道洞壁区域应力集中导致模型相似材料经压实后视电阻率降低成为低阻区,而巷道周围围岩由于开挖卸荷裂隙发育导致视电阻率升高成为高阻区。当t=2 400 s,巷道周围及左右肩部高阻区范围有所扩大,表明这些区域出现大量裂隙扩展贯通。远离巷道区域围岩由于应力继续集中,视电阻率降低。当t=7 600 s,巷道周围围岩裂隙密度和开度大幅增加,导电能力显著降低,视电阻率升高。随着顶板应力的继续增加,巷道围岩进一步破裂演化,裂隙持续扩展贯通导致松散破裂围岩持续发育,高阻区范围扩大;加载至完全破坏时,巷道右肩斜向上区域和顶板上覆岩层出现沿加载方向的高阻区,表明有开度较大的裂隙贯穿巷道顶板围岩,这与试验模型实际破坏形态基本吻合。

由图15可以看出,锚杆支护时,在加载初期,由于锚固结构内预埋铅丝锚杆,导电效果较好,导致该区域为低阻区。当t=1 800 s,锚固结构底板和锚固区域外围岩内部大量裂隙萌生,导致该区域导电能力降低,视电阻率增大;随着荷载的增加,锚固区域内部裂隙萌生发育,区域视电阻率持续升高,当t=7 070 s,锚固区域内低阻现象基本消失,表明大量裂隙扩展贯通导致围岩松散破裂,导电能力严重劣化,同时锚固区外高阻区范围也持续增加;当t=8 990 s,巷道锚固结构顶板大量裂隙贯通,同时底角位置处剪切滑移,顶板和帮部围岩出现严重冒落破坏,高阻区范围进一步扩大。

由图16可以看出,锚杆索支护时,在加载初期,锚固区域内视电阻率与锚杆支护相比更小,而低阻区范围更大。当t=8 030 s,锚固区范围内视电阻率明显增大,表明锚固结构内部已萌生大量裂隙,并且裂隙出现贯通现象,同时锚固范围外部区域的两侧肩部和底板出现高阻区,表明这些区域也出现损伤破裂;当t=11 513 s,锚固范围内的低阻现象基本消失,锚固结构内部严重破坏,裂隙结构较为发育,同时锚固结构底角位置发生开裂成为高阻区;当加载至结构完全失稳时,巷道底角处的拉伸裂纹密度和开度明显增多增大,同时巷道肩角处出现开裂现象,这些区域发育为高阻区,视电阻率响应特征与模型破坏形态是基本一致的。

4 结 论

(1)自主研发了模拟深部巷道围岩结构整体失稳全过程试验系统,系统采用位移传感器闭环控制加载,速率为0.02 mm/s,配备了数字照相、地电、声发射和电磁辐射监测系统,以获得围岩结构从承载至变形破坏全过程荷载-位移曲线及多源信息响应特征。以口孜东矿-967 m水平西翼轨道大巷为背景,开展了不同支护方式巷道围岩锚固结构承载特性及变形破裂特征试验研究。

(2)随着支护强度的增加,巷道围岩锚固结构峰值强度及抵抗变形能力均有所增大,围岩越容易形成稳定的“压力拱”结构,荷载作用下,顶板及肩部围岩的变形响应最为敏感,两帮次之。围岩锚固结构随支护强度的增加逐渐由脆性破坏向塑性破坏转化,无支护巷道围岩以张拉破坏为主,锚杆及锚杆索支护下,锚固结构抗拉强度得到大幅度提高,呈现压剪滑移破坏。

(3)支护强度越大,巷道围岩锚固结构内部单位时间破坏次数越少,电磁辐射强度及脉冲数均逐渐减弱。声发射特征与荷载-位移曲线具有良好的对应关系,在峰前非稳定破坏阶段,随着锚固结构内部裂纹萌生扩展,声发射活动异常活跃。随着支护强度的增加,锚固结构高阻区的形成时间变大而范围变小,电阻率分布形态与试验结果较为吻合。

参考文献(References):

[1] 谢和平,高峰,鞠杨,等.深地科学领域的若干颠覆性技术构想和研究方向[J].工程科学与技术,2017,49(1):1-8.

XIE Heping,GAO Feng,JU Yang,et al.Novel idea and disruptive technologies for the exploration and research of deep earth[J].Advanced Engineering Sciences,2017,49(1):1-8.

[2] 康红普,王国法,姜鹏飞,等.煤矿千米深井围岩控制及智能开采技术构想[J].煤炭学报,2018,43(7):1789-1800.

KANG Hongpu,WANG Guofa,JIANG Pengfei,et al.Conception for strata control and intelligent mining technology in deep coal mines with depth more than 1000 m[J].Journal of China Coal Society,2018,43(7):1789-1800.

[3] KANG H P.Support technologies for deep and complex roadways in underground coal mines:A review[J].International Journal of Coal Science & Technology,2014,1(3):261-277.

[4] 左建平,李树忱,王兆丰.高应力强卸荷作用下多组裂隙岩体宏细观力学行为[J].科技创新导报,2016,13(13):176.

ZUO Jianping,LI Shuchen,WANG Zhaofeng.Macro/Meso mechanical behavior of multicrack rock mass under high stress and unloading coupled effects[J].Science and Technology Innovation Herald,2016,13(13):176.

[5] 侯朝炯.深部巷道围岩控制的关键技术研究[J].中国矿业大学学报,2017,45(6):970-978.

HOU Chaojiong.Key technologies for surrounding rock control in deep roadway[J].Journal of China University of Mining & Technology,2017,45(6):970-978.

[6] WANG J H,YU B,KANG H P,et al.Key technologies and equipment for a fully mechanized top-coal caving operation with a large mining height at ultra-thick coal seams[J].International Journal of Coal Science & Technology,2015,2(2):97-161.

[7] JING H W,YANG S Q,ZHANG M L,et al.An experimental study on anchorage strength and deformation behavior of large-scale jointed rock mass[J].Tunnelling and Underground Space Technology,2014,43:184-197.

[8] 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.

SU Xuegui,SONG Xuanmin,LI Haochun,et al.Study on coupled arch-beam support structure of roadway with extra-thick soft compound roof[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2014,33(9):1828-1836.

[9] 王其洲,叶海旺,谢文兵,等.峰后锚固体力学特性及其再破坏特征试验研究[J].采矿与安全工程学报,2018,35(6):1115-1121.

WANG Qizhou,YE Haiwang,XIE Wenbin,et al.Experimental research on mechanical properties and re-fracture feature of anchorage body in post-peak[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2018,35(6):1115-1121.

[10] 谭云亮,姜福兴,范炜林,等.锚杆对节理围岩稳定性影响的离散元研究[J].工程地质学报,1999,7(4):361-365.

TAN Yunliang,JIANG Fuxing,FAN Weilin,et al.Discrete element research on the effect of bolt on the stability of jointed surrounding rock[J].Journal of Engineering Geology,1999,7(4):361-365.

[11] 张元超,杨圣奇,陈淼,等.深井综放沿空掘巷实体煤帮变形破坏机制及控制技术[J].岩土力学,2017,38(4):1103-1113.

ZHANG Yuanchao,YANG Shengqi,CHEN Miao,et al.Deformation and failure mechanism of entity coal side and its control technology for roadway driving along next goaf in fully mechanized top coal caving face of deep mines[J].Rock and Soil Mechanics,2017,38(4):1103-1113.

[12] 翟英达.锚杆预紧力在巷道围岩中的力学效应[J].煤炭学报,2008,33(8):856-859.

ZHAI Yingda.The mechanics effect of bolt pretension in roadway surrounding rock[J].Journal of China Coal Society,2008,33(8):856-859.

[13] 韩立军,贺永年.深部破裂岩体锚注加固结构承载机理分析[J].煤炭学报,2005,30(8):38-41.

HAN Lijun,HE Yongnian.Analysis of bearing mechanism of anchor-grouting reinforcement structure in deep fractured rock mass[J].Journal of China Coal Society,2005,30(8):38-41.

[14] 刘增辉,娄嵩,孟祥瑞,等.近距离煤层开采对卸压区采场围岩应力演化过程研究[J].采矿与安全工程学报,2016,33(1):102-108.

LIU Zenghui,LOU Song,MENG Xiangrui,et al.Mining effect of close distance coal seam to surrounding rock stress evolution of coal face in distressed zone[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2016,33(1):102-108.

[15] 周辉,渠成堃,黄健利,等.基于模型试验的深部煤层合理停采线结构分析[J].岩石力学与工程学报,2017,36(10):37-46.

ZHOU Hui,QU Chengkun,HUANG Jianli,et al.Analysis of rational shape of stop line in deep coal seam based on model test[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2017,36(10):37-46.

[16] 许昭勇.基于直流电法的采动围岩应力分布探测研究[D].徐州:中国矿业大学,2017.

XU Zhaoyong.Study on stress distribution of mining surrounding rock based on direct current method[D].Xuzhou:China University of Mining and Technology,2017.

[17] YIN Q,JING H W,DAI D P,et al.Cable-truss supporting system for gob-side entry driving in deep mine and its application[J].International Journal of Mining Science and Technology,2016,26(5):885-893.

[18] WANG S Y,SLOAN S W,SHENG D C,et al.Numerical analysis of the failure process around a circular opening in rock[J].Computers and Geotechnics,2012,39:8-16.

[19] 陈旭光,张强勇,杨文东,等.深部巷道围岩分区破裂现象的试验与现场监测对比分析研究[J].岩土工程学报,2011,33(1):70-75.

CHEN Xuguang,ZHANG Qiangyong,YANG Wendong,et al.Comparative analyses of model tests and in-situ monitoring of zonal disintegration of rock mass in deep tunnels[J].Chinese Journal of Geotechnical Engineering,2011,33(1):70-75.

[20] 孟波,靖洪文,陈坤福,等.软岩巷道围岩剪切滑移破坏机理及控制研究[J].岩土工程学报,2012,34(12):2255-2262.

MENG Bo,JING Hongwen,CHEN Kunfu,et al.Shear and slip failure mechanism and control of tunnels with weak surrounding rock[J].Chinese Journal of Geotechnical Engineering,2012,34(12):2255-2262.

[21] 孟庆彬,韩立军,张帆舸,等.深部高应力软岩巷道耦合支护效应研究及应用[J].岩土力学,2017,38(5):1424-1435.

MENG Qingbin,HAN Lijun,ZHANG Fanke,et al.Coupling support effect on high-stress deep soft rock roadway and its application[J].Rock and Soil Mechanics,2017,38(5):1424-1435.

[22] 窦林名,田京城,陆菜平,等.组合煤岩冲击破坏电磁辐射规律研究[J].岩石力学与工程学报,2005,24(19):3541-3544.

DOU Linming,TIAN Jingcheng,LU Caiping,et al.Research on electromagnetic radiation rules of composed coal-rock burst failure[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2005,24(19):3541-3544.

[23] 姚精明,税国洪,王熙.煤岩体破坏过程中电磁辐射与能量耗散耦合分析[J].辽宁工程技术大学学报(自然科学版),2009,28(3):345-348.

YAO Jingming,SHUI Guohong,WANG Xi.Application of coupling between EME and energy dissipation during deformation and fracture of coal-rock mass[J].Journal of Liaoning Technical University,2009,28(3):345-348.

[24] 吴荣新,张平松,刘盛东.双巷网络并行电法探测工作面内薄煤区范围[J].岩石力学与工程学报,2009,28(9):1834-1838.

WU Rongxin,ZHANG Pingsong,LIU Shengdong.Exploration of two-gateway network parallel electrical technology for exploring thin-coal area within coal face[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2009,28(9):1834-1838.

Experimental study on the whole process of instability and failure of anchorage structure in surrounding rock of deep-buried roadway

JING Hongwen1,YIN Qian1,ZHU Dong1,SUN Yanjing2,WANG Bo1

(1.State Key Laboratory for Geomechanics and Deep Underground Engineering,China University of Mining and Technology,Xuzhou 221116,China; 2.School of Information and Control Engineering,China University of Mining and Technology,Xuzhou 221116,China)

Abstract:This paper aims to explore the whole process from initial load bearing to the overall instability of surrounding rock anchorage structure of the deep-buried roadway,and to reveal the evolution characteristics of the internal stress,deformation and fracture of the surrounding rock.Based on the engineering background of -967 m west wing track roadway of Kouzidong coal mine,various large-scale simulation experiments on the deformation,failure evolution characteristics,and the bearing capacity of roadway surrounding anchorage structure with no support,bolt support and bolt-cable anchor support were respectively carried out using the self-developed simulation testing system for the whole process of structural instability in deep underground engineering project.The load-displacement curves of the whole process of deformation and failure of the anchorage structures with different supporting forms were obtained through the test.With the increasing supporting strength,the stress drop phenomenon of the load-displacement curves gradually weakens,while the peak bearing capacity,equivalent elastic modulus,and peak displacement increase by 82.57%,33.33%,and 107.24%,respectively.It is easier for the surrounding rock to generate the structural effect of “pressure arch”,and the deformation resistance capacity gradually enhances.During the test,the deformation of the roof is the largest,followed by the two sides,and the floor is the smallest.As the support strength increases,the failure characteristics of the anchorage structure transforms from brittle failure dominated by tension cracks to plastic failure dominated by shear slip.The response characteristics of the multi-source geophysical information have a good coupling relation with the load-displacement curves.With the increase of supporting strength,the number of failure per unit time in the anchorage structure gradually decreases,and both the electromagnetic radiation intensity and number of pulses gradually weaken.The acoustic emission events exhibit a good corresponding feature with the crack initiation and development in the anchorage structures.When the model enters the unstable failure stage,with the rapid crack growth,the acoustic emission activity is very active.As the applied load increases,the anchorage structure tends to be loosely broken due to gradual crack development,resulting in gradual increase in the apparent resistivity while gradual decrease in the regional conductivity.With the increasing supporting strength,the formation time of high resistance zone in the anchorage structure becomes larger but the range becomes smaller.

Key words:deep-buried roadway;anchorage structure;deformation fracture;bearing capacity;informationize

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靖洪文,尹乾,朱栋,等.深部巷道围岩锚固结构失稳破坏全过程试验研究[J].煤炭学报,2020,45(3):889-901.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2019.0637

JING Hongwen,YIN Qian,ZHU Dong,et al.Experimental study on the whole process of instability and failure of anchorage structure in surrounding rock of deep-buried roadway[J].Journal of China Coal Society,2020,45(3):889-901.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2019.0637

中图分类号:TU458

文献标志码:A

文章编号:0253-9993(2020)03-0889-13

收稿日期:2019-05-13

修回日期:2019-07-25

责任编辑:陶 赛

基金项目:国家自然科学基金资助项目(51734009);国家重点研发计划资助项目(2017YFC0603001);江苏省自然科学基金资助项目(BK20180663)

作者简介:靖洪文(1963—),男,山东冠县人,教授,博士生导师。E-mail:hwjing@cumt.edu.cn

通讯作者:朱 栋(1981—),男,山东鱼台人,博士。E-mail:278298458@qq.com