在漫长的地质历史发展过程中，岩体内孕育了复杂的结构特征。随着深部煤炭资源开采的常态化[1]，加之复杂的地质结构，深部巷道围岩变形破坏的非连续性和非协调性特征显著[2-3]，导致深部巷道围岩的稳定性控制问题愈来愈突出。但目前关于矿山巷道围岩稳定的研究主要围绕岩石强度问题展开[4-5]。事实证明，围岩结构失稳才是巷道运维失效的关键所在[6-8]，并且在大多数岩石工程灾害中，岩体应力远低于岩石强度，却出现了结构沿弱面破坏失稳的岩体。因此，从围岩的结构效应出发探讨其失稳致灾的根源，是从一个新的角度审视深部围岩稳定理论、解决实践存在的问题，并能更准确应用于支护技术与参数的确定。
认识深部复杂结构围岩的承载性能及变形破坏机理对于提出围岩支护的可靠措施、保证巷道施工的安全开展至关重要，已成为众多学者的研究对象[9-14]。对此，学者们开展了广泛的相似材料物理模型试验[15-17]，并考虑到围岩变形破坏过程常伴有声、电、磁、热等物理信息的响应，声发射、电磁辐射、微震、热红外成像等监测技术也被广泛应用[18-24]，对指导工程实践发挥了重要作用。但是，由于研究问题的复杂性，受当时试验条件和研究手段不充分，以及不同监测技术局限性和响应特征针对性的限制[25-28]，仍存在对不同结构围岩体变形演化规律的综合对比不多、整体失稳荷载-位移全过程的研究较少、仅用单一信息较难有效反映围岩结构的损伤劣化特征等问题。因此，要准确且有效地控制深部巷道围岩稳定性，必须正确认识围岩的结构效应及其灾变演化机理，并开展对围岩损伤劣化过程的多源信息表征和定量化评价，这对于实现深部巷道复杂结构围岩变形失稳的有效控制具有重要意义。
鉴于此，笔者旨在从多源信息响应规律研究不同结构围岩变形破裂全过程并揭示其失稳致灾机理，借助自主设计和研制的深部地下工程结构变形失稳全过程模拟试验系统，开展了完整、层状和块状3种结构围岩物理模型的破坏性试验，并配合声发射、并行电法、电磁辐射等地球物理信息监测系统，实时记录和分析了不同结构围岩在变形破坏过程中的声、电、磁多源信息演化规律，并基于波速分布特征进一步探讨了不同结构围岩峰后损伤劣化规律。
1 深部围岩结构变形失稳全过程物理模型试验设计
以山东省中西部地区某千米矿井掘进巷道为工程背景，设计并开展完整、层状和块状3种结构围岩变形失稳的全过程模型试验。
1.1 试验系统
采用自主研制的深部地下工程结构变形失稳全过程模型试验系统和声电磁多场源地球物理信息监测系统开展围岩结构变形失稳全过程物理模型试验(图1)。
图1 深部地下工程结构变形失稳全过程模型试验系统
Fig.1 Model testing system for whole process of deformation and instability of deep underground engineering
如图1(a)所示，深部地下工程结构变形失稳全过程模型试验系统主要由加载主系统、液压伺服控制子系统、计算机控制子系统3部分组成。该模型试验系统与以往被动约束模型试验平台不同，能够实现地下工程结构整体失稳的全过程模拟，并且获得由顶部竖向加载单元施加的竖向荷载-位移全过程特性曲线。同时，可以通过两侧水平加载单元的独立控制实现对物理模型的非均布加载，克服了不能真实模拟深部复杂应力和地质环境下围岩结构变形失稳演化过程的不足，从而实现对深部巷道围岩结构力学承载特性、变形破坏特征及损伤失稳机理的综合研究。如图1(b)所示，加载主系统作为试验系统的主体部分，主要由能够独立提供竖向和水平2个方向主动荷载的竖向加载单元组和水平加载单元组组成。其中，顶部加载单元组由5路独立的油缸控制，以保证加载的精度及加载过程的稳定性，而水平加载单元组由左右各4路独立油缸共同控制，可以施加由上到下的梯度荷载和任意的非均布荷载，从而实现不同埋深地下工程的围岩应力分布，并且竖向和水平的各个加载单元组所能提供的最大荷载均为3 600 kN，能够加载的物理模型最大尺寸为1 200 mm×1 200 mm×300 mm (长×宽×厚)。
由于在试验过程中无法直观确定封闭的物理模型内巷道围岩更广区域的变形破坏情况。因此，在物理模型试验过程中，借助声发射、并行电法和电磁辐射等监测技术，如图2所示，实时监测巷道围岩变形破坏过程中的声、电、磁等多源地球物理信息，间接反映围岩裂隙发育和损伤分布范围，进而判断围岩结构的承载状态，并反演其变形失稳规律。其中，声发射和电磁辐射监测系统通过采集围岩结构变形破坏过程中主动释放的响应信息，获得围岩结构的损伤劣化情况，在地质力学模型研究中应用较为广泛。而并行电法系统则是通过供电电极主动向围岩介质供以稳定的电流场，依据围岩不同区域的导电性差异获得围岩电阻率信息，能够有效反映围岩内部的裂隙分布规律。
图2 模型试验过程的声电磁多源信息监测
Fig.2 Multi-source information monitoring in model testing
1.2 模型相似性
物理模型与地质原型要满足最基本相似关系，其中，几何相似比的确定要综合考虑地质原型巷道的断面形状和尺寸、支护结构的形式和参数以及巷道开挖影响半径与物理模型尺寸之间的关系等因素。本研究以山东省中西部地区的某深部矿井为工程背景，该矿井于2018年发生过一次严重的掘进巷道冲击冒顶坍塌事故，事故巷道埋深980～1 020 m[29]。该地质原型的巷道净断面设计尺寸为5 200 mm×4 000 mm，考虑到模型试验系统所能加载的物理模型尺寸，综合评定后，确定几何相似比CL=20。由此，经过几何相似变换，工程原型中矩形巷道在物理模型中被缩小为260 mm×200 mm，且位于物理模型的中心位置。据此，1 200 mm×1 200 mm的物理模型断面尺寸可以模拟36 mm×36 m的工程原型，包括距巷道顶底板各16 m和两帮各15.4 m范围内的围岩。
物理模型中经过几何相似变换后的巷道形状、尺寸及支护形式，如图3所示。其中，巷道支护形式主要以锚杆索支护为主，根据现场的实际支护参数，经过相似变换后，物理模型中的巷道顶板锚杆和锚索长度分别为125 mm和365 mm，间排距分别为40 mm×50 mm和100 mm×50 mm，每排布置7根锚杆和3根锚索；两帮锚杆和锚索长度分别为125 mm和215 mm，间排距分别为37.5 mm×50 mm和105 mm×50 mm，每排布置5根锚杆和2根锚索。
图3 物理模型的支护形式
Fig.3 Support parameters of roadway in physical model
合适的相似材料在物理模型试验中起着关键作用。为了获得物理力学性质与工程地质原型相匹配的相似材料，采用标准砂、硅酸盐水泥、石膏和水按不同比例配制相似材料。拟配制的相似材料容重γm=16.4 kN/m3，根据弗洛德相似定律，初步确定的容重相似比Cγ=γp/γm=28.2/16.4=1.72，应力相似比Cσ=CγCL=34.4。据此通过室内力学试验获得标准相似材料试样的单轴抗压强度、抗拉强度、弹性模量和黏聚力等特性，并最终确定按照标准砂、硅酸盐水泥、石膏的质量比分别为8∶1∶1、10∶1∶1和100∶7∶1确定为砂岩、泥岩和煤的相似材料配比，其物理力学参数见表1。而对于支护相似材料的选择，参考以往的研究成果[30]，采用锡丝和铁丝分别作为物理模型的锚杆和锚索。由于层理结构面性质对模型试验结果的可靠性影响较大，考虑到云母粉具有较好的分层效果，选用云母粉模拟层理结构面，并且每一层理面均匀铺设等量云母粉。
表1 原岩和相似材料的物理力学特性
Table 1 Mechanical properties of original rock and similar materials
项目岩性抗压强度/MPa抗拉强度/MPa弹性模量/GPa黏聚力/MPa原岩细砂岩56.106.1915.487.22泥岩38.543.7313.534.80煤层14.291.422.182.32相似材料细砂岩1.630.180.450.21泥岩1.120.110.390.14煤层0.420.040.060.06
1.3 试验方案
物理模型试验方案见表2，设计完整、层状和块状3种结构围岩，巷道断面均为矩形,支护形式均为锚杆和锚索联合支护。
表2 物理模型试验方案
Table 2 Physical model testing schemes
试验方案围岩结构层理面布置方式支护方式方案1完整结构无层理方案2层状结构水平层理间距40 mm方案3块状结构水平层理间距40 mm;纵向层理间距65 mm锚杆和锚索联合支护
为利用多源数据信息综合评价巷道围岩变形失稳规律，监测装置的布置如图4所示，采用声发射采集系统、双模式并行电法探测系统、电磁辐射监测系统等多种地球物理监测手段，实现对巷道围岩变形破坏过程的实时、动态、连续监测。在进行并行电法监测过程中，为全方位监测围岩破坏过程中的导电性变化特征并提高监测结果的可靠性，本次试验采用在模型表面打钢钉作为固定电极，共计32个电极通道。并且为防止试验过程中电流直接通过试验机的金属构件传递，需要在试验机加载单元与物理模型试样之间铺设一层绝缘膜。而电磁辐射和声发射传感器则在巷道开挖完成后，布置于巷道内部，配合并行电法共同完成围岩多源信息演化的全局监测。
图4 监测装置及层理结构面布置示意
Fig.4 Monitoring devices and stratified structural planes
1.4 试验过程
物理模型采用分层铺设、捣实的方式制作。如图5所示，模型制作过程主要包括安装模具、配制相似材料、铺设模拟岩层和层理结构面、预制巷道模型、埋设锚杆和锚索支护等流程。其中，模型巷道和锚杆索采用预先埋设的方式，即提前标注模型巷道和锚杆索的位置以便在物理模型浇筑过程中放置巷道模型和相似锚杆索。模型制作完成约48 h后开始脱模，为了保证模型的成型质量，逐次拆除试验台的前后挡板，并再次将模型静置72 h，以便在自然条件下干燥。待模型养护时间达到14 d，画监测线并布置监测点，为后续视电阻率监测中的电极预制和超声波波速测试点的选取等流程做准备。
图5 物理模型的浇筑过程
Fig.5 Pouring process of physical model
为了真实还原深部地下工程变形破坏全过程，试验过程主要分为安装物理模型和监测设备、营造初始地应力条件、分阶段开挖巷道、控制顶部位移持续加载共4个步骤，如图6所示。具体的试验过程如下：
图6 物理模型试验的准备及加载
Fig.6 Testing process of physical model
(1)将养护好的物理模型通过送料装置和吊装设备等辅助手段安装于模型试验台，并在模型放置平稳后，安装和连接声发射、并行电法和电磁辐射等监测设备，待一切准备就绪后，再将前挡板合拢，用螺丝拧紧达到给模型前后施加位移约束的目的。
(2)控制顶部和侧向加载单元分级施加初始地应力，如图7所示，为物理模型营造原岩应力场和边界条件，并稳压一段时间，直至围岩应力完全达到初始应力平衡状态。模型顶部和两侧为应力边界条件，初始的水平和竖向荷载分别为294.3、201.6 kN，而模型底部为位移约束边界条件。
图7 物理模型的边界条件及施加过程
Fig.7 Boundary conditions and stress application process of physical models
(3)在模型巷道的预制位置分3次完成巷道开挖，每次开挖进尺为100 mm，模拟实际现场2 m的开挖进度，巷道的每次开挖要快速完成，并且在每次开挖完成后，稳压1 h，给予巷道围岩充足的应力调整时间，为巷道的下一次开挖做准备。
(4)巷道开挖完成后，为进一步研究巷道围岩的变形破坏特征，通过位移控制模式，控制顶部加载单元持续施加竖向荷载，加载速度为 0.02 mm/s，直至物理模型破坏失稳，获得该加载过程中的顶部荷载-位移全过程曲线，同时利用声发射、并行电法、电磁辐射等监测系统实时采集围岩变形失稳过程的多源地球物理信息。
2 不同结构围岩荷载-位移全过程分析
完整、层状和块状3种结构围岩物理模型的荷载-位移全过程曲线如图8所示。由图8可知，相比于标准岩样的应力-应变曲线，物理模型的荷载-位移全过程曲线具有更大的波动性，并且在不同结构围岩及不同演化阶段，其波动性表现出明显差异性。
图8 不同结构围岩的荷载-位移全过程曲线
Fig.8 Whole loading-displacement curves of surrounding rock with different structures
表3给出了不同结构围岩在不同演化阶段的荷载-位移，图9给出了不同结构围岩荷载-位移曲线各个阶段的位移区间、应力区间以及弹性模量的比较。由此可知，随着围岩完整性的降低，承载能力不断减小，其力学特性均呈降低趋势。相比完整结构围岩，层状和块状结构围岩的峰值强度分别降低4.73%、20.73%，峰值位移分别降低7.29%、11.94%，弹性模量分别降低10.23%、12.51%。
表3 不同结构物理模型的力学特性
Table 3 Mechanical properties of physical models with different structures
试验方案压密阶段弹性变形阶段塑性屈服阶段荷载/MPa位移/mm荷载/MPa位移/mm荷载/MPa位移/mm峰值荷载/MPa峰值位移/MPa弹性模量/MPa方案10～0.560～6.180.56～2.516.18～17.272.51～2.7517.27～20.862.7520.860.176方案20～0.710～3.190.71～1.663.19～9.211.66～2.629.21～19.342.6219.340.158方案30～0.630～2.710.63～1.432.71～7.891.43～2.187.89～18.372.1818.370.154
图9 不同结构围岩力学特性的比较
Fig.9 Comparison of surrounding rock mechanical properties with different structures
结合图8，具体的变化规律如下：
(1)在完整结构围岩中，荷载-位移全过程曲线的波动性较小，呈现出动态调整规律。在加载前期的压密和弹性阶段，应力随变形稳定增长，当应力加载至2.51 MPa时开始进入应力屈服阶段，当应力加载至2.75 MPa时达到了完整结构围岩的承载极限，随之峰后应力呈现缓慢下降态势。由此可知，由于锚杆索的支护作用，完整结构围岩呈现出延展性材料弹塑性变形破坏特征，具备良好的承载能力。
(2)在层状结构围岩中，荷载-位移全过程曲线在加载初期的压密变形阶段不明显，在经历短暂的压密变形后，便进入弹性变形阶段。当应力加载至1.66 MPa，围岩由弹性变形进入塑性屈服阶段，并出现第1次明显的应力跌落，跌落幅度9.04%。随着荷载的继续施加，当应力加载至2.11和2.34 MPa时又出现了2次较大的应力跌落，跌落幅度分别为7.11%和9.83%，由此可见，在塑性屈服阶段应力呈局部跌落、整体增大的趋势，直至应力加载至2.62 MPa，层状结构围岩达到所能承载的最大荷载，随之进入峰后应力持续跌落阶段。原因是顶底板层状岩层的持续离层，导致塑性屈服阶段呈现多次跌落现象，而峰后更多的是由于离层的岩层相继断裂，从而表现出持续的应力跌落现象。
(3)在块状结构围岩中，荷载-位移全过程曲线在加载初期未出现理想的压密现象，而是呈现出波动性调整的特点，可将该过程近似为围岩压密阶段。当应力升至0.63 MPa时，开始进入弹性变形阶段，应力随变形稳定增长。当应力加载至1.43 MPa，出现一次明显的应力跌落，跌落幅度为8.39%，随即进入塑性屈服阶段，随着荷载的持续增加，当应力达到1.77、1.80和2.07 MPa时，又相继出现了3次较大的应力跌落，跌幅分别为10.21%、12.13%和15.67%。当应力升至2.18 MPa，达到应力峰值点，随后迅速下降。在块状结构围岩中，荷载-位移全过程曲线波动性演化的原因是由于纵横分布的层理结构面致使围岩稳定性较差，导致其在加载过程中随着围岩的持续损伤，围岩内部的应力不断调整，从而表现出应力动态升高的特点。
综上所述，层状和块状结构围岩的荷载-位移全过程曲线不同于完整结构围岩，波动性更显著，应力的平均跌幅较大，呈现出渐进式破坏特征，并且对于块状围岩，在加载初始不完全是围岩压密阶段，也可以称之为应力调整过程。此外，在峰后应力下降过程中，层状和块状围岩结构围岩呈现出应力迅速跌落现象，尤其块状结构围岩呈现出断崖式跌落，其脆性破坏特征突出。原因是层理结构面的存在弱化了围岩的承载力学特性，降低了围岩承载结构的抵抗变形能力，使其由塑性破坏向脆性破坏转变。
3 不同结构围岩变形破裂演化的多源信息响应
3.1 声发射演化特征分析
图10给出不同结构围岩声发射信息演化过程，结合其荷载-位移全过程曲线可知，在完整结构围岩中，声发射活动的突增现象主要出现在峰值破坏阶段，而在加载前期的压密和弹性变形阶段，声发射瞬时活动的突增点较少，声发射瞬时活动的整体趋势呈现峰前稳步增大、峰后逐渐减小的“单锯齿形”演化特征，瞬时最大声发射活动数为1.12×104次。在层状结构围岩中，声发射活动的活跃程度明显增加，在弹性变形阶段就出现声发射活动突增现象，整体演化趋势呈现峰前“增幅锯齿形”增大和峰后“降幅锯齿形”降低的特点，瞬时最大声发射活动数为1.37×104次，相比于完整结构围岩增大22.3%。在块状结构围岩中，声发射活动的活跃程度进一步增大，整体演化规律依次呈现“增幅锯齿形”增大、“等幅锯齿形”波动和迅速降低的特点，瞬时最大声发射活动数为1.59×104次，相比于完整结构围岩增大41.9%。总的来说，不同结构围岩内部声发射活动的活跃程度存在差异性，呈现出随着围岩结构完整性的降低而声发射活跃程度逐渐增强的特征。原因是，层理结构面的存在使得围岩内部应力集中现象加剧，加之围岩结构碎胀性增强的叠加影响，导致围岩的破坏程度增大，从而呈现层状和块状结构围岩的声发射瞬时活跃程度明显高于完整结构围岩的特征。
图10 不同结构围岩的声发射信息演化过程
Fig.10 Evolution of AE information of surrounding rock with different structures
3.2 电磁辐射演化特征分析
图11给出了不同结构围岩变形破裂过程中电磁辐射脉冲和电磁辐射强度演化特征。由图11可知，随着围岩完整性的降低，电磁辐射强度和脉冲均逐渐增大，且电磁辐射信号随着围岩变形表现出的震荡越来越剧烈。完整结构的电磁辐射脉冲数总量多，但水平和强度较低，以电磁辐射强度为例，电磁辐射强度的波动性较小，其最大的电磁辐射强度为18.9 mV。层状和块状结构的电磁辐射脉冲数总量少，但水平和强度高，其最大电磁辐射强度分别为36.7和41.8 mV，相比于完整结构围岩，分别增大94.2%和121.2%。原因是，完整结构围岩是能量不断释放的连续损伤过程，电磁辐射脉冲数持续产生，并且电磁辐射的强度较低，而层状和块状结构围岩的电磁辐射脉冲数先沉寂一段时间再迅速增多，并且电磁辐射的瞬间强度呈梯度增大，呈现出损伤的阶段性特征。
图11 不同结构围岩的电磁辐射信息演化过程
Fig.11 Evolution of ER information of surrounding rock with different structures
3.3 视电阻率演化特征分析
为分析不同结构围岩内部破裂区演化规律，对电并行电法系统采集到的视电阻率数据进行处理，并选取了加载过程中围岩视电祖率剖面，如图12所示。由此可知，相比于声发射和电磁辐射信息，视电阻率能够更加形象直观地呈现巷道围岩破损演化过程，巷道围岩完整性越低，围岩的视电阻率演化越急剧，高阻区阻值升高越严重，表明巷道破损越严重。以完全失稳状态为例，最终失稳后的高阻区范围在完整结构围岩中为92.6%巷道初始净断面面积，在层状结构围岩中为111.8%，相比于完整结构围岩提高19.2%，在块状结构围岩中为116.4%，相比于完整结构围岩提高23.8%。
图12 不同结构围岩的视电阻率演化过程
Fig.12 Evolution process of AR information of surrounding rock with different structures
3.4 不同结构围岩变形破裂机制
图13给出了不同结构围岩的破坏特征，由图13可知，由于层理结构面的影响，不同结构围岩破坏模式表现出明显的差异性。完整结构围岩的巷道四周收缩严重，整体上呈现出分区破裂化现象，层状结构围岩主要以层状顶板的离层和断裂垮落为主，而块状结构围岩顶板发生大面积垮塌、严重的片帮脱落和挤压底臌，呈现出大范围失稳破坏现象。
图13 不同结构围岩的破坏特征
Fig.13 Failure characteristics of surrounding rocks with different structures
综上分析，结合荷载-位移全过程曲线，及声发射、电磁辐射和视电阻率等多源地球物理信息演化规律，进一步总结了不同结构围岩变形破裂演化规律。完整结构围岩呈现出渐进式的连续变形破坏特征，变形主要以顶板为主，当顶板变形达到一定程度时开始带动帮部和底板联动，从而出现帮部和底板变形要滞后于顶板的特征。而层状和块状结构围岩的变形破裂过程则表现出阶段性的跳跃式规律，尤其块状结构围岩的变形演化过程呈现出逐渐集聚-突然释放的阶段性特征。根本原因是，在完整结构围岩变形失稳过程中，由于围岩本身结构的完整性，使其具备承载能力，锚杆索的支护作用不明显，围岩变形失稳呈现强度控制型失稳机制。对于层状结构围岩，锚杆索与结构面相互作用，从而充分发挥其支护作用，失稳机制表现为强度-结构联合控制型。而对于块状结构围岩，各个块体之间通过纵横交错的结构面接触，各个块体之间会产生相互挤压、摩擦、位错、嵌固等作用，尽管锚杆索支护作用可以抑制块体间结构面剪切滑移，但软弱结构面仍对围岩的变形失稳过程发挥主要控制作用，当支护形式不足以维持围岩结构的稳定时，宏观上表现出结构控制型失稳特征。
4 不同结构围岩峰后损伤分布特征
考虑到岩体的波速受其内部裂隙、孔隙等缺陷影响，在物理模型试验前后采用双探头超声波波速测试仪开展围岩不同位置的纵波波速测试，以间接反映围岩内部的损伤发育状态。
图14给出了不同结构围岩破坏前后的超声波波速分布特征，由此可知，围岩承载失稳后的波速随着距巷道内壁距离的增大，开度越来越大，波速云图呈现出明显的分区特征。此外，不同结构围岩承载失稳后波速值及分布状态呈现差异性，总体而言，超声波波速平均值从方案1～3，依次降低21.74%、27.13%和33.02%。
图14 不同结构围岩破坏前后的波速分布
Fig.14 Wave velocity distribution of surrounding rock with different structures before and after failure
为进一步分析和比较整体失稳后的不同结构围岩损伤规律，考虑到超声波在岩体内的传播速度与裂隙发育程度密切相关，引入损伤系数Kp来定量表征围岩损伤劣化特性，其表达式为
(1)
式中，Kp为围岩损伤系数，其值介于0～1，值越大表示围岩损伤程度越大；Vpi和Vpd分别为围岩损伤失稳前后的纵波波速，km/s。
依据图14给出的不同结构围岩破坏前后的波速分布，在围岩顶板、右帮和底板各选取3条具有代表性的测线，结合围岩损伤系数公式，图15给出了这些代表性测线上波速测点位置的围岩损伤系数。由此可知，随围岩区域距巷道内壁距离的减小，损伤程度不断增大，而总体以损伤系数47%为临界值发生阶段性突变，故将不同结构围岩中损伤程度大于47%的区域进行了标定，并将其定义为裂隙发育区。图16为不同结构围岩的裂隙发育区分布，其中，数值为距巷道内壁的距离，mm。由此可知，从方案1～3，裂隙发育区的面积依次为448.84、651.76和824.49 cm2，相比于完整结构围岩，层状和块状结构围岩增大率分别为45.21%、83.69%，即随着围岩结构完整性的降低，裂隙发育区的面积不断增大，尤其以块状围岩结构的变化最为显著。由此可知，完整围岩结构顶底板和帮部等各部分围岩损伤过程的关联性更高，导致其最终破坏后的裂隙发育范围基本一致，而相比于完整结构围岩，受层理结构面的影响，层状和块状结构围岩的塑性破坏区显著增大，在本文研究中增大范围在1.5～1.9倍。其中，在层状结构围岩中，由于水平层理结构面的影响，以平行于层理面的顶板和帮部最为严重，呈现出横观各向同性的特点；在块状结构围岩中，由于水平层理结构面和竖向层理结构面的共同作用，导致围岩在水平和竖向分布特征相同，裂隙发育特征在呈现出类似于完整结构围岩的基础上，裂隙发育范围进一步扩大。
图15 不同结构围岩峰后损伤系数
Fig.15 Post peak damage coefficient of surrounding rock with different structures
图16 基于波速表征的不同结构围岩的裂隙发育区分布
Fig.16 Failure zone of surrounding rock based on wave velocity
5 结 论
(1)相比于完整结构围岩，层状和块状结构围岩荷载-位移全过程曲线的波动性更加显著，围岩的结构效应表现出渐进式变形破坏特征，变形失稳由塑性向脆性转变，并且其抗变形和承载能力显著降低，在层状结构、块状结构中的峰值强度比完整结构围岩依次降低4.73%和20.73%。
(2)在完整结构围岩中，声发射活动的突增点较少，且主要集中于峰值破坏阶段，整体趋势呈线性增大和减小的单锯齿形演化特征。在层状结构围岩中，声发射活跃程度明显增加，在弹性变形阶段就出现声发射活动突增，依次呈现增幅锯齿形增大和降幅锯齿形降低的特点。在块状结构围岩中，声发射活跃程度进一步增大，演化规律依次呈现增幅锯齿形增大、等幅锯齿形波动和迅速降低的特点。
(3)在完整结构围岩的变形失稳过程中，电磁辐射脉冲数持续产生，但电磁辐射的强度较低，主要原因是能量的持续释放，而层状和块状结构围岩的电磁辐射脉冲数先平静再突增，表现出损伤的阶段性特征，并且电磁辐射的瞬间强度较大。
(4)围岩结构的完整性越低，视电阻率演化越急剧，高阻区阻值升高越严重，围岩失稳后的高阻区范围相比于巷道初始净断面面积，在完整结构中为92.6%，而在层状和块状结构中分别为111.8%和116.4%，扩大19.2%和23.8%。
(5)基于波速表征的裂隙发育区面积，在完整、层状和块状结构中依次为448.84、651.76和824.49 cm2。相比于完整结构围岩，由于层理面的存在，层状和块状结构围岩的损伤破坏区显著增大，增大率分别为45.21%和83.69%。
(6)完整结构围岩破坏失稳表现出较强的整体性，围岩变形呈现分区破裂化特征，属于强度控制型失稳机制。而层状和块状结构围岩，由于层理面对围岩结构的弱化作用，导致围岩变形的整体联动性较差，尤其对于块状结构围岩，由于交错布置的层理面存在，弱化了围岩的整体强度效应，使其成为结构和力学性质上更为复杂的结构体，其失稳过程由弱面控制。
[1] 谢和平.深部岩体力学与开采理论研究进展 [J].煤炭学报，2019,44(5):1283-1305.
XIE Heping.Research review of the state key research development program of China:Deep rock mechanics and mining theory [J].Journal of China Coal Society,2019,44(5):1283-1305.
[2] 康红普,姜鹏飞,黄炳香,等.煤矿千米深井巷道围岩支护-改性-卸压协同控制技术 [J].煤炭学报,2020,45(3):845-864.
KANG Hongpu,JIANG Pengfei,HUANG Bingxiang,et al.Roadway strata control technology by means of bolting-modification-destressing in synergy in 1 000 m deep coal mines [J].Journal of China Coal Society,2020,45(3):845-864.
[3] 钱七虎,周小平.岩体非协调变形对围岩中的应力和破坏的影响 [J].岩石力学与工程学报,2013,32(4):649-656.
QIAN Qihu,ZHOU Xiaoping.Effects of incompatible deformation on failure mode and stress field of surrounding rock mass [J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2013,32(4):649-656.
[4] 谢和平,高峰,鞠杨.深部岩体力学研究与探索 [J].岩石力学与工程学报,2015,34(11):2161-2178.
XIE Heping,GAO Feng,JU Yang.Research and development of rock mechanics in deep ground engineering [J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2015,34(11):2161-2178.
[5] 常聚才,谢广祥.深部巷道围岩力学特征及其稳定性控制 [J].煤炭学报,2009,34(7):881-886.
CHANG Jucai,XIE Guangxiang.Mechanical characteristics and stability control of rock roadway surrounding rock in deep mine [J].Journal of China Coal Society,2009,34(7):881-886.
[6] 黄炳香,张农,靖洪文,等.深井采动巷道围岩流变和结构失稳大变形理论 [J].煤炭学报,2020,45(3):911-926.
HUANG Bingxiang,ZHANG Nong,JING Hongwen,et al.Large deformation theory of rheology and structural instability of the surrounding rock in deep mining roadway [J].Journal of China Coal Society,2020,45(3):911-926.
[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,2007,26(5):987-993.
HE Manchao,QI Gan,CHENG Cheng,et al.Deformation and damage mechanisms and coupling support design in deep coal roadway with compound roof [J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2007,26(5):987-993.
[8] 何满潮,苏永华,景海河.块状岩体的稳定可靠性分析模型及其应用 [J].岩石力学与工程学报,2002,21(3):343-348.
HE Manchao,SU Yonghua,JING Haihe.Reliabilty analysis model of blocky rock mass stability and its application [J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2002,21(3):343-348.
[9] 张农,陈红,陈瑶.千米深井高地压软岩巷道沿空留巷工程案例 [J].煤炭学报,2015,40(3):494-501.
ZHANG Nong,CHEN Hong,CHEN Yao.An engineering case of gob-side entry retaining in one kilometer-depth soft rock roadway with high ground pressure [J].Journal of China Coal Society,2015,40(3):494-501.
[10] KANG H P,JIANG P F,WU Y Z,et al.A combined “ground support-rock modification-destressing”strategy for 1 000 m deep roadways in extreme squeezing ground condition [J].International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences,2021,142:104746.
[11] 江权,史应恩,蔡美峰,等.深部岩体大变形规律:金川二矿巷道变形与破坏现场综合观测研究 [J].煤炭学报,2019,44(5):1337-1348.
JIANG Quan,SHI Yingen,CAI Meifeng,et al.In-situ observation on large deformation and failure of deep tunnel:Case study for the Jinchuan No.2 Mine [J].Journal of China Coal Society,2019,44(5):1337-1348.
[12] JU Y,REN Z Y,ZHENG J T,et al.Quantitative visualization methods for continuous evolution of three-dimensional discontinuous structures and stress field in subsurface rock mass induced by excavation and construction—An overview [J].Engineering Geology,2020,265:105443.
[13] 程利兴,姜鹏飞,杨建威,等.深井孤岛工作面巷道围岩采动应力分区演化特征 [J].岩土力学,2020,41(12):4078-4086.
CHENG Lixing,JIANG Pengfei,YANG Jianwei,et al.Evolution characteristics of mining-induced stress partition of roadway surrounding rock on working face of deep island [J].Rock and Soil Mechanics,2020,41(12):4078-4086.
[14] HE M C.Physical modeling of an underground roadway excavation in geologically 45 degrees inclined rock using infrared thermography [J].Engineering Geology,2011,121(3-4):165-176.
[15] 袁亮,顾金才,薛俊华,等.深部围岩分区破裂化模型试验研究 [J].煤炭学报,2014,39(6):987-993.
YUAN Liang,GU Jincai,XUE Junhua,et al.Model test research on the zonal disintegration in deep rock [J].Journal of China Coal Society,2014,39(6):987-993.
[16] 孔祥松,单仁亮,剧通达.煤巷围岩变形破坏机制模型试验研究及工程应用 [J].采矿与安全工程学报,2017,34(3):464-471.
KONG Xiangsong,SHAN Renliang,JU Tongda.Model experiment of deformation and failure mechanism of coal roadway surrounding rock and its engineering application [J].Journal of Mining and Safety Engineering,2017,34(3):464-471.
[17] SUN X M,ZHAO C W,ZHANG Y,et al.Physical model test and numerical simulation on the failure mechanism of the roadway in layered soft rocks [J].International Journal of Mining Science and Technology,2021,31(2):291-302.
[18] 来兴平,刘小明,单鹏飞,等.采动裂隙煤岩破裂过程热红外辐射异化特征 [J].采矿与安全工程学报,2019,36(4):777-785.
LAI Xingping,LIU Xiaoming,SHAN Pengfei,et al.Study on thermal infrared radiation variation of fractured coal-rock mass failure during mining [J].Journal of Mining and Safety Engineering,2019,36(4):777-785.
[19] 李术才,许新骥,刘征宇,等.单轴压缩条件下砂岩破坏全过程电阻率与声发射响应特征及损伤演化 [J].岩石力学与工程学报,2014,33(1):14-23.
LI Shucai,XU Xinji,LIU Zhengyu,et al.Electrical resistivity and acoustic emission response characteristics and damage evolution of sandstone during whole process of uniaxial compression [J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2014,33(1):14-23.
[20] FENG X T,YOUNG R P,REYES-MONTES J M,et al.ISRM suggested method for in situ acoustic emission monitoring of the fracturing process in rock masses [J].Rock Mechanics and Rock Engineering,2019,52(5):1395-1414.
[21] 何学秋,窦林名,牟宗龙,等.煤岩冲击动力灾害连续监测预警理论与技术 [J].煤炭学报,2014,39(8):1485-1491.
HE Xueqiu,DOU Linming,MOU Zonglong,et al.Continuous monitoring and warning theory and technology of rock burst dynamic disaster of coal [J].Journal of China Coal Society,2014,39(8):1485-1491.
[22] 崔峰,杨彦斌,来兴平,等.基于微震监测关键层破断诱发冲击地压的物理相似材料模拟实验研究 [J].岩石力学与工程学报,2019,38(4):803-814.
CUI Feng,YANG Yanbin,LAI Xingping,et al.Experimental study on the simulation of physical similar materials based on microseismic monitoring of key stratum breaking induced rock burst [J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2019,38(4):803-814.
[23] JI S,ZHANG J,PAN R,et al.Local acceleration monitoring and its application in physical modelling of underground mining [J].International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences,2020,128:104282.
[24] WANG E Y,HE X Q,WEI J P,et al.Electromagnetic emission
graded warning model and its applications against coal rock dynamic collapses [J].International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences,2011,48(4):556-564.
[25] 刘金海,翟明华,郭信山,等.震动场,应力场联合监测冲击地压的理论与应用 [J].煤炭学报,2014,39(2):353-363.
LIU Jinhai,ZHAI Minghua,GUO Xinshan,et al.Theory of coal burst monitoring using technology of vibration field combined with stress field and its application [J].Journal of China Coal Society,2014,39(2):353-363.
[26] CAO A Y,DOU L M,CAI W,et al.Case study of seismic hazard assessment in underground coal mining using passive tomography [J].International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences,2015,78:1-9.
[27] 刘成禹,李红军,余世为,等.岩体结构分析与电磁辐射监测相结合的岩爆预测技术—以乌兹别克斯坦卡姆奇克隧道为例 [J].岩石力学与工程学报,2020,39(2):349-358.
LIU Chengyu,LI Hongjun,YU Shiwei,et al.Rockburst prediction technology combining rock mass structure analysis and electromagnetic emission monitoring—A case study of Uzbekistan Kamchik tunnel [J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2020,39(2):349-358.
[28] 崔栋歌,朱川曲,李青锋,等.基于微震与电磁辐射耦合的主关键层破断及断裂跨距差异性分析 [J].采矿与安全工程学报,2021,38(6):1152-1157.
CUI Dongge,ZHU Chuanqu,LI Qingfeng,et al.Divergence analysis of fracture in main key layer and its span based on coupling of microseismic and electromagnetic radiation[J].Journal of Mining and Safety Engineering,2021,38(6):1152-1157.
[29] 靖洪文,吴疆宇,尹乾,等.动载扰动下深部煤巷冲击冒顶的颗粒流数值模拟研究 [J].岩石力学与工程学报，2020,39(S2):3475-3487.
JING Hongwen，WU Jiangyu，YIN Qian,et al.Particle flow simulation of rock burst and roof fall of deep coal roadway under dynamic disturbance [J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2020,39(S2):3475-3487.
[30] 靖洪文,吴疆宇,孟波,等.深部矩形底煤巷围岩破坏失稳全过程宏细观演化特征研究 [J].采矿与安全工程学报,2022,39(1):82-93.
JING Hongwen,WU Jiangyu,MENG Bo,et al.Macroscopic and microscopic evolution characteristics of surrounding rock of rectangular bottom coal roadway in deep during failure [J].Journal of Mining and Safety Engineering,2022,39(1):82-93.
