烏蘭木倫煤礦大斷面硐室圍巖變形破壞規律及控制

文章編號：1671?251X（2024）08?0052?09 DOI：10.13272/j.issn.1671-251x.2024060090

關鍵詞：大斷面硐室；圍巖變形破壞；單軸壓縮實驗；聲發射；錨桿索支護

中圖分類號：TD325 文獻標志碼：A

0引言

隨著煤礦開采設備大型化的發展趨勢[1-3]，煤礦井下大斷面硐室（開挖斷面面積＞ 50 m2） 逐漸增多[4]。由于硐室斷面尺寸大、圍巖條件復雜、硐室密集及采動應力場復雜等因素影響[5-6]，大斷面硐室與傳統的中小斷面硐室相比，圍巖變形破壞規律更為特殊復雜。在大斷面硐室掘進過程中，經常出現嚴重的圍巖變形破壞問題，因此有必要深入研究采動影響下大斷面硐室圍巖變形破壞規律。

楊書浩等[7]基于FLAC3D 模擬軟件研究了動載擾動與高靜載應力疊加下典型大斷面硐室圍巖變形破壞演化過程，揭示了深部大斷面硐室“幫?頂”聯動失穩機理，提出了多層次控制技術。宋楷晨[8]基于現場實測、室內實驗及數值模擬等方法，對硐室的圍巖穩定性及支護問題進行了研究。劉力源等[9]針對深部地下硐室與地應力場之間的軸變關系及其對硐室圍巖損傷破裂的影響，建立了非均質圍巖統計損傷力學模型，分析了不同斷面形狀、地層側壓系數、構造應力場對硐室圍巖損傷破裂的作用機制和影響規律。楊計先[10]通過地質素描和現場測試揭示了巷道硐室群變形破壞原因，采用數值模擬的方法研究了巷道硐室群大范圍連鎖破壞機理，并基于圍巖強力支護與加固控制理論，開發了深淺孔雙液注漿配合全長錨固強力錨索的綜合加固技術。王琦等[11]通過現場監測、鉆孔探測對破碎圍巖進行分區，分析了原支護方案下圍巖的變形破壞機制，系統研究了硐室相對位置和開挖次序、錨注支護和關鍵部位補強支護等不同因素對圍巖變形控制效果的影響機制，提出了深部大斷面硐室優化設計方法。柴敬等[12]以某煤礦主平硐為工程背景，采用數值模擬研究了平硐上方填土前后的圍巖穩定性。在上述研究的基礎上，本文以國家能源集團神東煤炭烏蘭木倫煤礦井下分選及充填大斷面硐室為研究對象，通過相似模擬實驗，揭示大斷面硐室圍巖變形破壞規律，從而對關鍵破壞位置加強支護，為圍巖穩定控制提供依據。

1工程概況

烏蘭木倫煤礦主采3?1煤層，煤層厚度為3.60～4.55 m，平均厚度為4.05 m，埋深為135.9～239.8 m，無夾矸。直接頂巖性主要為砂質泥巖，局部夾雜炭質泥巖，厚度為27.88 m；基本頂為細粒砂巖，厚度為5.16m；直接底主要為砂質泥巖，厚度為5.16 m。巖層柱狀圖如圖1所示。

烏蘭木倫煤礦井下分選及充填大斷面硐室施工地點位于31409 輔回撤通道南側， 周圍無采掘活動。巷道硐室均沿3?1煤層底板掘進，硐室埋深約為160 m，其中最大的硐室寬6.9m、高11.85m，為直墻圓拱形巷道，如圖2所示。

由于烏蘭木倫煤礦硐室斷面尺寸較大，且硐室沿3?1煤層底板掘進（3?1煤層強度小于頂板砂質泥巖強度），硐室3?1煤層處容易發生偏幫現象，總體圍巖較難控制。

2相似模擬實驗方案

2.1相似材料

為保障實驗結果的精確性和可靠性，減少試樣自身的離散性對實驗結果產生的潛在影響，需要使相似材料的物理力學參數與真實的大斷面硐室圍巖相似，從而準確模擬現場工況下的力學響應[13-14]。

對多種配比的相似材料進行大量單軸壓縮實驗。試樣為直徑50 mm、高度100 mm 的圓柱標準件，以0.5 MPa/s 的速度對試樣逐步加載直至破壞。經過與烏蘭木倫煤礦現場煤巖樣本單軸抗壓強度和應力?應變曲線對比，最終得出模擬頂板砂質泥巖相似材料的水泥∶砂子∶水質量配比為3∶1∶1.5， 模擬3?1 煤層相似材料的水泥∶砂子∶水質量配比為2∶1.2∶1，模擬底板砂質泥巖相似材料的水泥∶砂子∶水質量配比為3∶1∶1，見表1。相似材料的單軸抗壓強度與現場煤巖目標單軸抗壓強度基本相似。

2.2實驗方案

為便于控制實驗變量，將大斷面硐室圍巖簡化為250 mm×250 mm×250 mm 的相似材料，硐室實際斷面與模擬斷面相似比為100∶1。

大斷面硐室相似模擬模型共有3 層，如圖3 所示。試樣分層澆筑，底板澆筑完成至初凝（約24 h）后依次澆筑煤層，直至頂板澆筑完成，拆模后干燥14d。

為研究硐室開挖后的圍巖應變和位移變化規律，在試樣表面噴涂散斑，采用XTDIC 動態應變采集系統捕捉散斑。XTDIC 動態應變采集系統的支撐三腳架距離試樣表面直線約1 m 位置擺放，單軸壓縮實驗開始前建立工程文件并進行相機標定，實驗開始后采集記錄試樣表面散斑的位置變化，直至試樣完全破壞，停止加載系統，關閉XTDIC 動態應變采集系統。

為監測硐室開挖后煤巖體的破裂和裂紋發展情況，通過SAEU3H 聲發射系統對試樣單軸壓縮破壞過程進行實時監測。實驗前，將波速設置為3.25 km/s，在傳感器與試樣之間涂抹凡士林進行耦合，并檢測耦合效果，進行斷鉛實驗。對聲發射放大器進行校準，設置閾值為30 dB，采樣頻率為2.5 MHz。單軸壓縮實驗過程中記錄試樣的聲發射數據，直至試樣完全破壞，停止加載系統，關閉SAEU3H 聲發射系統。

加載系統采用穩定性好、精度高的電動機伺服萬能實驗機。加載方式有2 種：① 為測試大斷面硐室發生破壞時的極限抗壓強度，采用單調遞增加載方式，加載速率為0.5 kN/s，直至試樣發生破壞。② 為測試大斷面硐室圍巖能否長期保持穩定，采用恒定荷載加載方式。現場硐室所處埋深約為160 m，計算得到垂直應力約為4 MPa，因此加載到4 MPa 后以恒定荷載加載。

進行單軸壓縮實驗時，加載系統、XTDIC 動態應變采集系統、SAEU3H 聲發射系統應同步進行，確保三者具有相同的時間參數，以便后續數據處理和實驗分析。

3相似模擬實驗分析

3.1破壞演化過程

煤巖在加載條件下的失穩破壞，是裂紋起裂、擴展直至突然貫通的動力學過程，也是從漸變向突變轉換的過程[15-16]，煤巖破壞特征蘊含煤巖變形和裂紋擴展結果等信息。為便于觀察分析煤巖試樣的破壞動態演化過程，使用紅色圈畫出試樣上出現的裂紋。不同加載方式試樣破壞演化過程如圖4 所示。

從圖4可看出：① 單調遞增加載方式和恒定荷載加載方式下，在壓密階段（OA段）、彈性變形階段（AB段）及微破裂穩定發展階段（BC 段）的試樣破壞演化趨勢相似。前期無明顯變化，當加載到3.50 MPa左右時，試樣的頂部先產生微小裂紋，緊接著底部及兩幫產生微小裂紋；應力到達峰值后，試樣裂紋擴展產生新的微小裂紋。② 2種加載方式下破裂階段（CD段）破壞演化有所不同。采用單調遞增加載方式的試樣應力到達峰值后逐漸下降，期間微小裂紋不斷發育擴展為大裂紋，直至裂紋瞬間貫穿整個試樣，試樣沿著主裂紋突然發生破斷，試樣產生滑移，期間有大量碎屑飛出；采用恒定荷載加載方式的試樣應力到達4 MPa，應力保持不變，應變緩慢增加，隨后應力逐漸下降，試樣開始發生不均勻塑性變形，期間產生大量微小裂紋，隨著微小裂紋慢慢連通，試樣發生斷裂，沿斷裂處逐漸垮落，最終產生滑移。

3.2變形位移

為了解試樣在受壓過程中的變形情況，確定其強度和變形性質，衡量試樣在壓縮過程中的變形程度，將散斑結果數據導入Surfer 軟件，繪制不同加載方式下試樣變形位移云圖。

單調遞增加載方式和恒定荷載加載方式下破裂前階段（OC 段）試樣變形位移趨勢相似，因此以單調遞增加載方式OC 段試樣變形位移云圖為例。當加載到0.05 MPa時，試樣底部最大應變為0.08%，試樣底部和頂部的右側變形位移比左側大，試樣中間左右兩側變形位移相差不大，如圖5（a）所示；當加載到3.50 MPa 時，試樣頂部最大應變為2.6%，試樣頂部和底部出現受壓區，試樣底部右側變形位移比左側大，試樣其余位置左右兩側變形位移相差不大，如圖5（b）所示。

2種加載方式下破裂階段（CD 段）試樣變形位移有差異。單調遞增加載方式下，當加載到4.05 MPa時，隨著應力增大，試樣變形位置主要集中在試樣邊界，試樣煤巖交界處應變最大，為7%，如圖6（a）所示；恒定荷載加載方式下，當應力降低到3.95 MPa時，試樣頂部和底部受壓區進一步擴大，試樣變形位置主要分布在硐室周圍， 硐室頂部應變最大， 為142%，如圖6（b）所示。

3.3聲發射特性

微裂紋的形成伴隨著聲發射事件的產生，聲發射參數與荷載和試樣破裂之間有著對應關系[17-18]。聲發射能量可反映煤巖破裂釋放的彈性能，因此，利用聲發射能量來分析試樣受載破壞過程中的演化特征[19]。單調遞增加載和恒定荷載加載過程中試樣聲發射能量特征如圖7 所示。

從圖7（a）可看出，單調遞增加載壓密階段（OA段）由于試樣內部原生孔隙和接觸面間隙等受壓閉合，原生裂隙周圍顆粒發生錯動，加上試樣早期變形積累的應變能釋放，加載初期有低能量事件產生。隨著荷載增大，壓實后的試樣逐漸進入彈性變形階段（AB段），該階段聲發射能量維持在加載全過程較低水平。試樣聲發射能量增長主要集中在應力峰值、應力峰前和應力峰后階段：峰前突然產生裂隙，能量突然釋放，聲發射能量驟然升高；峰值能量釋放迅猛，聲發射能量陡然升高；峰后能量處于持續釋放狀態，聲發射能量逐漸降低。試樣聲發射能量的驟增與試樣頂底板和煤層處的破裂有著明顯的對應關系：試樣破壞前聲發射能量相對較低；破壞時釋放能量較多；峰后釋放能量持續時間較短。

從圖7（b）可看出，恒定荷載加載初期基本沒有能量事件產生，聲發射能量總體平靜。隨著荷載增大，壓實后的試樣逐漸進入彈性變形階段（AB段） ，彈性變形初期試樣產生裂隙，聲發射能量陡然上升，但隨后聲發射能量維持在加載全過程較低水平。試樣聲發射能量增長主要集中在應力峰值和應力峰后階段，應力峰前裂隙進一步擴展，能量緩慢釋放，聲發射能量緩慢升高；峰值能量釋放迅猛，聲發射能量陡然升高；峰后能量處于持續釋放狀態，能量間斷升高，聲發射能量總體呈下降趨勢。試樣聲發射能量的激增與試樣頂底板和煤層處的破裂有著明顯的對應關系：試樣破壞前聲發射信號基本沒有；破壞時釋放能量較少；但峰后釋放能量持續時間較長。

聲發射測定結果表明：加載全程中試樣的聲發射能量具有明顯的“平靜—激增—衰減”階段性變化，與應力?應變曲線階段劃分對應良好。單調遞增加載方式的試樣突然發生破壞，相較于恒定荷載加載方式的試樣聲發射能量和聲發射累計能量較多，試樣破壞程度較大，試樣產生的裂縫大且少。恒定荷載加載方式的試樣逐漸發生破壞，相較于單調遞增加載方式的試樣聲發射能量和聲發射累計能量較少，試樣產生的裂縫小而多。

4支護方案

通過研究大斷面硐室圍巖變形破壞規律，可以對關鍵破壞位置加強控制， 為后續支護提供依據[20-21]。在單軸壓縮條件下硐室拱頂會先產生破壞，因此，在后續硐室圍巖控制時建議硐室頂部打長錨索，將錨索打到上方堅硬巖石層位，利用懸吊理論將頂板和上方堅硬巖石連成一個整體，提高硐室圍巖整體的穩定性；硐室沿煤層底板掘進，由于煤和巖石的物理力學性質差異較大，煤巖交界處存在應力集中和破壞的問題，硐室開挖后煤層很可能偏幫嚴重，因此在硐室煤巖交界處打15～30°的傾斜錨桿，通過錨桿的拉力和摩擦力將煤巖交界面與周圍巖體緊密地連接在一起，形成一個整體結構體，提高煤巖交界面的穩定性。大斷面硐室支護方案如圖8 所示，錨桿間排距為1000mm×1000mm，錨索間排距為2000mm×2 000mm。

4.1數值模型建立

根據31409輔回撤通道巖層柱狀圖， 使用FLAC3D6.0 軟件建立數值模型，對大斷面硐室支護方案進行模擬驗證。以周圍巷道25m 范圍劃定模型水平邊界，按照柱狀圖取3?1煤層、頂底板共3 個巖層劃定豎向邊界，模型尺寸為25m×25m×25m（長×寬×高），巷道硐室按照實際設計和布置，大斷面硐室數值模型如圖9所示。

模型采用四邊形網格劃分， 在煤層處進行加密。模型側面和底面共計5 個方向固定法向位移，頂面施加上覆巖層壓力4 MPa。煤巖體參數通過Mohr?Coulomb 本構模型模擬，煤巖體物理力學參數見表2。

使用Rhino7軟件繪制錨桿索（參數見表3） ，并按照支護方案布置錨桿索，再將其導入FLAC3D6.0軟件中進行計算。本模擬作一定簡化，不考慮分次開挖因素，認為錨桿索全斷面支護一次完成。分別設置未支護、錨桿索支護2 種模擬方案，對支護方案的效果進行驗證。

4.2模擬結果分析

4.2.1支護前后圍巖應力場分布規律

支護前后圍巖應力場分布規律如圖10 所示。從圖10（a）、圖10（b）可看出，未支護時，圍巖兩幫垂直應力集中，垂直應力峰值達10.30 MPa，圍巖頂板水平應力集中，水平應力峰值達16.64 MPa。從圖10（c）、圖10（d）可看出，相較于未支護，支護后圍巖兩幫垂直應力降低到6.12 MPa，降幅40.58%，圍巖頂板水平應力降低到14.14 MPa，降幅15.02%。

4.2.2支護前后圍巖位移場分布規律

支護前后圍巖位移場分布規律如圖11 所示。從圖11（a）、圖11（b）可看出，由于是半煤巖巷道，位移較大的區域集中在煤層，當未支護時，圍巖頂板淺部變形達168.29 mm，底板淺部變形為66.46 mm，圍巖左幫淺部變形達257.97 mm，圍巖右幫淺部變形達258.01 mm。從圖11（c） 、圖11（d）可看出，當支護后，圍巖頂板淺部變形達22.66 mm，底板淺部變形為47.24 mm，圍巖左幫淺部變形達151.70 mm，圍巖右幫淺部變形達153.16 mm。與未支護時相比，頂板淺部變形大幅降低，降幅為86.54%，左幫變形降低了106.27 mm， 降幅為41.19%， 右幫變形降低了104.85 mm，降幅為40.64%。

4.2.3支護前后圍巖塑性區分布規律

支護前后圍巖塑性區分布規律如圖12 所示。可看出未支護時圍巖頂部和兩幫塑性區面積較大；支護后圍巖頂部和兩幫塑性區面積明顯減少，圍巖穩定性顯著提高。

5結論

1）不同加載方式在各階段破壞演化和變形位移趨勢相似。單調遞增加載方式下試樣破壞迅速，裂紋少但縫隙較大，破壞具有突然性；恒定荷載加載方式下試樣破壞緩慢，微小裂紋數量較多，裂紋具有延展性。

2）單調遞增加載方式下試樣位移變形位置主要集中在圍巖邊界，試樣沿主裂紋發生破斷；恒定荷載加載方式下試樣頂部和底部受壓區進一步擴大，位移變形位置主要分布在硐室周圍，試樣沿斷裂處逐漸垮落。

3）試樣聲發射能量的驟增與試樣頂底板和煤層處的破裂有著明顯的對應關系，試樣破壞前聲發射信號相對較低，有明顯的裂隙發育過程。單調遞增加載破壞時釋放能量較多，但峰后釋放能量持續時間較短；恒定荷載加載破壞時釋放能量較少，但峰后釋放能量持續時間較長。

4）依據大斷面硐室圍巖變形破壞規律，提出了錨桿索支護方案。數值模擬結果表明，支護后圍巖應力、位移、塑性區均明顯減小，圍巖穩定性大幅提高，支護效果良好。