复合顶板巷道薄弱部位破坏机理与支护研究.pdf

硕士学位论文硕士学位论文 论文题目论文题目 复合顶板巷道薄弱部位破坏机理与支护研究 英 文 题 目英 文 题 目 Analysis on the Damage of the Weak Part in Compound Wall Rock Roadway And Support 学 位 类学 位 类 别别 工学硕士 研 究 生 姓研 究 生 姓 名名 王文峰 学号学号 201102076 学科学科 领域领域 名称名称 工程力学 指 导 教指 导 教 师师 顾永强 职称职称 副教授 协助指导教协助指导教师师 职称职称 2014 年 6 月 17 日 分类号分类号 TD324 TD324 密密 级级 公开公开 U D C 学校代码学校代码 1012710127 内蒙古科技大学硕士学位论文 内蒙古科技大学硕士学位论文 I 摘摘 要要 在煤巷等地下工程中， 巷道片帮冒顶， 底鼓， 顶板塌落极为常见。 据不完全统计， 巷道顶板事故占煤矿事故的 59以上。 巷道变形破坏规律极为复杂， 目前支护理论不 完善，主要以采用工程类比法为主，支护设计时缺乏科学理论指导，无法保证巷道的 安全。 本文以兖州兴隆煤矿为研究背景，利用理论分析、室内实验、数值模拟对复合顶 板巷道的薄弱部位进行研究。运用 RFPA 和 FLAC3D 对复合顶板巷道破坏机理和薄 弱部位进行分析，可知 （1）利用 RFPA 软件，建立不同薄弱部位的模型，模拟巷道的破坏形式，发现 当巷道两帮为薄弱部位时，巷道两帮出现坍落与片帮现象；当巷道底板与两帮为薄弱 部位时，底板出现了冲切形式的破坏，同时两帮出现坍落与片帮现象；当巷道顶板为 薄弱部位时，先从两帮与顶板的交界处发生破坏，随后破坏范围扩大，顶板出现坍塌 与冒顶现象，最终导致巷道顶板的破坏。 （2）用 FLAC3D 模拟巷道的不同薄弱部位（两帮为薄弱部位、两帮与底板为薄 弱部位、顶板为薄弱部位） ，靠近巷道 1m 到 2m 范围内的岩体应力比较小，而巷道周 围 3m 到 4m 范围内的岩体应力较大。 （3）以兖州兴隆煤矿巷道顶板的受荷状况及岩性试验数据为参考，建立了不同 排距和间距下的单锚杆支护巷道模型和联合支护巷道模型，以考察顶板的变形，研究 表明通过改变锚杆的排距和间距，单锚杆支护方式下顶板变形量最多可减少至 160mm；锚杆锚索联合支护方式下顶板变形量最多可减少至 90mm，相比于无支护下 的顶板变形量，说明采用锚杆、锚索联合支护能最有效的控制巷道的变形。 本文研究的结果能够为巷道的支护设计以及联合支护的工程应用提供理论依据。 关键词复合顶板巷道；薄弱部位；数值模拟；支护 内蒙古科技大学硕士学位论文 II Abstract Such phenomena as roof fall of the tunnel slide, kick drum, and roof collapse often occur in the coal tunnel excavation and other underground works. According to incomplete statistics, roof accidents account for more than 59 of the coal mine accidents. Roadway deation and failure of regularity is extremely complex, the supporting theory is not perfect at present, the supporting design is lack of scientific theoretical guidance, most of roadway system bolt design are analogical between each other, these negative factors will not guarantee the safety of roadway. YanZhou Xinglong coal mine is taken as the research background in this paper. Using theoretical analysis, laboratory experimentation and numerical simulation to study the weak part of the compound roof. Using RFPA and FLAC3D analyzed the failure mechanism of the compound roof and the weak part, therefore, finding the following conclusion. 1 Using RFPA software, built different weak-part model, simulated the failure mode of the roadway, the results showed that when the weak part is the two sides, the two sides of the roadway collapsed, when the weak part is the bottom board, the bottom board failed in the of punching and the two sides collapsed, when the roof is the weak part, the failure occurred at the intersection between roof and the two-side, then the spreaded out, finally the roof collapsed. 2 Using FLAC3D simulated the different weak part of the roadway, The rock stress which were 1m to 2m closed to the roadway is smaller than the origin stress, the rock stress which were 3m to 4m closed to the roadway is larger than the origin stress. 3 The load-bearing state and the rock experimental data were taken as the reference, built single supporting model and united supporting model in different row spacing and spacing in order to study the roof deation, studies show that by changing the spacing and row spacing, the roof deation value can be reduce to 160mm using single supporting ,while using the united supporting ,the deation value can be reduced to 90mm,compared with the non-supporting deation value, the result shows that the united supporting can control the deation of the roadway effectively. 内蒙古科技大学硕士学位论文 III The result can provide theoretical basis to the design and of roadway supporting and the engineering application of united supporting. KeyKey wordswords complex wall rock roadway, weak part, numerical simulation, bolt, anchor cable 内蒙古科技大学硕士学位论文 IV 目目 录录 摘 要 ........................................................................................................................... I Abstract ............................................................................................................................ II 1 绪论 ................................................................................................................................1 1.1 国内外研究现状和主要理论 ................................................................................1 1.2 问题的提出及研究意义 .......................................................................................2 1.3 本文研究的主要内容及技术路线 ........................................................................3 1.3.1 研究目标 .....................................................................................................3 1.3.2 研究内容 .....................................................................................................3 1.3.3 拟解决的关键问题 .....................................................................................3 1.3.4 具体技术路线 .............................................................................................4 2 深部围岩物理力学性质试验研究 ..................................................................................5 2.1 概述 ......................................................................................................................5 2.2 现场采样情况 .......................................................................................................5 2.2.1 岩芯采样地点选择 .....................................................................................5 2.2.2 现场采样情况统计分析 ..............................................................................5 2.3 试验条件及试件制备 ...........................................................................................8 2.3.1 试验条件 .....................................................................................................8 2.3.2 标准试件制备 .............................................................................................9 2.4 现场取样试验测试及结果分析 .......................................................................... 11 2.4.1 密度参数测试方法 ................................................................................... 11 2.4.2 变形参数测试方法 ................................................................................... 12 2.4.3 强度参数测试方法 ................................................................................... 14 2.4.4 抗拉强度试验 ........................................................................................... 15 2.5 本章小结 ............................................................................................................ 16 3 复合巷道变形破坏机理分析 ....................................................................................... 17 3.1 复合顶板巷道的特征 ......................................................................................... 17 3.2 岩石断裂破坏机理 ............................................................................................. 17 3.3 软件介绍 ............................................................................................................ 20 内蒙古科技大学硕士学位论文 V 3.3.1 FLAC 程序简介 ........................................................................................ 20 3.3.2 RFPA 程序简介 ......................................................................................... 21 3.4 薄弱部位破坏机理研究 ..................................................................................... 21 3.4.1 薄弱部位的概念 ....................................................................................... 21 3.4.2 与岩层结构有关的薄弱部位数值模拟分析 ............................................. 21 3.4.3 与应力有关的薄弱部位 ............................................................................ 33 3.5 本章小结 ............................................................................................................ 34 4 兖州兴隆煤矿巷道破坏与支护方法研究 .................................................................... 37 4.1 巷道顶板结构破坏分析 ..................................................................................... 37 4.2 无支护巷道的数值模拟 ..................................................................................... 40 4.3 锚杆锚索支护的理论分析 ................................................................................. 43 4.3.1 锚杆支护机理 ........................................................................................... 43 4.3.2 锚索作用机理 ........................................................................................... 44 4.4 支护设计 ............................................................................................................ 44 4.4.1 支护设计原理 ........................................................................................... 44 4.4.2 巷道围岩破坏参数计算 ............................................................................ 45 4.5 锚杆和锚索的参数计算 ..................................................................................... 46 4.5.1 巷道锚杆参数的计算 ................................................................................ 46 4.5.2 锚索参数的计算 ....................................................................................... 48 4.6 数值模拟与方案设计 ......................................................................................... 50 4.6.1 巷道锚杆支护分析 ................................................................................... 51 4.6.2 顶板锚杆锚索联合支护 ............................................................................ 51 4.7 本章小结 ........................................................................................................... 53 5 结论与展望 .................................................................................................................. 55 参考文献 ......................................................................................................................... 57 在学研究成果 ................................................................................................................. 61 致 谢 ......................................................................................................................... 62 内蒙古科技大学硕士学位论文 - 1 - 1 绪论绪论 1.1 国内外研究现状和主要理论国内外研究现状和主要理论 复合顶板全国各矿区普遍存在，由于巷道开挖，复合顶板产生塑性变形，当结构 面上剪应力满足一定条件时，由于剪切错动而分离产生错动离层，受自重和上部围岩 作用将产生弯曲， 相邻岩层如果弯曲程度不同， 在结构面上将产生分离形成弯曲离层， 复合顶板离层包括由于塑性变形而产生的塑性离层以及层间弯曲和错动而产生的层 间离层。 孔德森[1]通过分析围岩松动圈大小规律对稳定性进行分析；何满朝[2]等对夹河矿 深部围岩稳定性控制技术进行了讨论， 采用非线性设计方法对锚网索支护参数进行了 设计，何满潮认为复合顶板巷道由于复合顶板松散、破碎等原因，采用普通的支护形 式很难维护巷道顶板的稳定。 因此他们采用数值模拟和理论分析相结合的方法研究了 复合顶板巷道的变形破坏机理，并有针对性地提出了锚网索耦合支护技术。谷拴成[3] 根据板的柱形弯曲理论，考虑巷道顶板岩层受力特点，对层状巷道顶板的稳定性条件 及影响岩层稳定性的因素进行了分析， 并提出巷道顶板维护应注意的问题及控制措施。 张彬、任永杰[4]等认为复合顶板巷道破坏的主要原因是在巷道开挖后顶板由原来的三 向应力状态变为双向应力，岩层产生塑性压缩变形破坏，垂直方向的变形与碎胀扩容 引起岩层的弯曲下沉。软弱夹层的存在造成顶板产生松动和破坏范围的延伸，从而导 致突发性冒顶。 总结上述研究成果我们可以发现， 目前国内外关于煤巷复合顶板变形破坏规律的 研究成果主要有以下几个方面 （1）复合顶板的变形破坏是垂直方向自重应力和水平方向构造应力共同作用的 结果，其中水平方向的构造应力对复合顶板的变形破坏起主要作用； （2）煤巷复合顶板离层破坏是在恶劣的地质条件、顶板中的软弱夹层以及巷道 开挖引起应力集中等因素共同作用下产生的； （3） 煤巷复合顶板的破坏始于顶板中岩性最差的岩层， 并逐步向坚硬岩层扩展， 最终引起顶板失稳破坏。 对于复合顶板回采巷道锚杆支护理论的研究已经形成很多不同的观点， 其中国外 学者提出的有悬吊理论、组合梁理论、组合拱理论、最大水平应力理论等，锚杆支护 内蒙古科技大学硕士学位论文 - 2 - 的悬吊理论是指将巷道顶板中较软弱岩层悬吊在上部较稳定岩层中， 以达到控制软弱 顶板岩层、维护巷道稳定性[5]。但该理论只针对巷道顶板，不适用于巷道两帮以及底 板，当顶板中软弱岩层较多、复合顶板厚度较大、围岩破碎区较大时，由于锚杆长度 较短而无法锚固到上部稳定岩层时，锚杆也就失去了悬吊作用；组合拱理论认为在拱 形巷道围岩的破裂区中安装预应力锚杆时，杆体两端形成圆锥形分布的压应力，只要 锚杆间距足够小，这个承压拱可以承受其上部破碎岩石施加的径向载荷。该理论在一 定程度上揭示了锚杆支护的作用原理，其意义就是将周围岩体组合在一起，提高围岩 自稳能力；最大水平应力理论该理论认为在地下工程中，水平应力一般大于垂直应 力， 水平应力对顶底板的稳定起着决定性作用。顶底板岩层在水平应力作用下发生剪 切破坏，锚杆提供抗剪能力，约束岩层水平方向的变形[6]。 煤矿矿井中，煤层、顶板和底板构成一个平衡系统，但是由于煤巷围岩的薄弱部 位不稳定性，经常导致这个平衡系统失稳，对工程的安全性构成威胁。对于复合顶板 巷道及软岩巷道煤层的开采，其应力大小及分布状态与常规煤层开采相比，有着显著 地变化，其冲击弹性能的释放规律与常规煤层也不同[1113]。如果能够充分的掌握复 合顶板及软岩巷道围岩的破坏机理及变形特征， 采用相应的支护技术使得煤层应力得 到有效释放，就能够安全回收软岩巷道的煤柱。因此，对于复合顶板巷道薄弱部位破 坏机理、变形特征及其支护的研究，是解决复合顶板及软岩巷道支护的有效途径，而 且在这方面的研究还相对较少。 1.2 问题的提出及研究意义问题的提出及研究意义 复合顶板巷道变形破坏机理比较复杂。由于巷道围岩体的力学性质不同，所以各 个矿区巷道有不同的破坏方式。 当顶板强度较低时， 顶板容易发生离层、 冒顶、 垮落； 当两帮出现薄弱部位时，两帮在应力作用下会向巷道移近，出现片帮现象，继而可能 因为片帮过大出现突发性冒顶。 由于复合顶板的层与层之间几乎没有粘结力或粘结力 很小，无法形成一个承载体，最终会冒落影响巷道的正常使用。 所以研究复合顶板巷道的薄弱部位破坏机理， 对巷道的薄弱部位破坏进行有效预 测，提出合理的支护方案，确保巷道的安全生产。 内蒙古科技大学硕士学位论文 - 3 - 1.3 本文研究的主要内容及技术路线本文研究的主要内容及技术路线 1.3.1 研究目标研究目标 （1）根据复合顶板巷道的分类及其变形破坏机理，运用相关力学知识确定巷道 围岩薄弱部位的应力场分布规律及显现特征， 揭示软岩巷道及复合顶板巷道围岩体的 破坏规律， 弄清巷道围岩体的能量释放与围岩力学性质、 应力条件等因素之间的关系。 （2）针对复合顶板巷道围岩薄弱部位，通过力学理论的推导和数值模拟计算分 析，确定巷道的合理支护参数（锚杆的型号和锚索的性能参数）及方案，并提出相应 的预防措施。 1.3.2 研究内容研究内容 本文主要结合兖州兴隆煤矿 4309 工作面的水平南翼运输巷道具体地质条件为研 究背景，根据其复合顶板巷道离层等因素，结合相应的理论分析及实验数据和 FLAC3D 的模拟，确定巷道合理的支护方式及相应的支护参数，详细内容如下 （1）总结分析软岩巷道及复合顶板巷道围岩发生破坏的典型案例，研究复合顶 板巷道薄弱部位的应力场分布规律及其变形特征，运用工程力学、矿山压力与岩层控 制等理论建立复合顶板巷道结构的力学模型； （2）研究与岩层结构有关的薄弱部位（巷道两帮为薄弱部位、巷道顶板为薄弱 部位、巷道底板与两帮为薄弱部位） ，研究这些薄弱部位的应力分布情况、塑性区范 围、变形大小。 （3）模拟复合顶板巷道围岩的应力场分布规律与变形规律，确定复合顶板巷道 围岩的破坏类型；根据破坏类型，确定巷道锚杆支护参数。 1.3.3 拟解决的关键问题拟解决的关键问题 （1）研究实验测得岩体的力学参数，分析巷道薄弱部位岩体的破坏特征及破坏 规律； （2）运用弹塑性力学，对复合顶板巷道薄弱部位围岩体模型的建立与数值模拟 计算关键技术的突破； （3）通过模拟复合顶板巷道薄弱部位围岩体的破坏过程，对巷道薄弱部位确定 内蒙古科技大学硕士学位论文 - 4 - 合理的支护方案及锚杆、锚索的相应参数。 1.3.4 具体具体技术路线技术路线 其具体的技术路线如图 1.1 所示 图图 1.1 具体技术路线图具体技术路线图 归纳分析巷道围岩破坏典型案例 岩石力学基础实验岩石断裂破坏机理 建立复合巷道顶板薄弱部位结构力学模型 建立巷道顶板围岩体模型进行数值模拟计算 利用软件模拟巷道薄弱 部位岩体的破坏过程 分析巷道围岩薄 弱部位变形量 分析开挖后薄弱部 位应力场变化规律 提出复合巷道支护方案及锚杆、锚索相应 的参数，并将结论应用到实践 内蒙古科技大学硕士学位论文 - 5 - 2 深部深部围岩物理力学性质试验研究围岩物理力学性质试验研究 2.1 概述概述 人们认识岩石在不同应力状态下力学性质的手段主要是通过岩石力学试验。 煤层 及巷道顶底板岩石力学参数可为回采工作面顶底板分类及采场支护设计、 巷道围岩稳 定性分类及支护设计等技术问题提供科学依据[14,15]。 通过对兖州兴隆煤矿南翼大巷围岩强度测定试验，可为矿方提供详细、准确的岩 层物理力学性质参数， 这些参数可为巷道围岩支护控制等方案的选择提供相应的参数 指标。 通过岩石力学参数确定巷道的薄弱部位，并加以支护。再将得到的数据应用到数 值模拟计算中，指导数值模拟计算。 2.2 现场采样情况现场采样情况 2.2.1 岩芯采样地点选择岩芯采样地点选择 按照中华人民共和国国家标准 煤和岩石物理力学性质测定方法的采样一般规定 （GB/T 23561.1-2009） [1618]，在兖州兴隆煤矿井下-650m 水平南翼运输巷道及南翼 皮带大巷与轨道大巷之间联络巷门口进行井下人工钻孔取芯采样。 本次所取岩芯来自 4 个钻孔。1 号、2 号孔采样选在南翼运输巷道处。采样完毕，以人工携带的方式升 井，减少搬运过程中的碰撞冲击。升井后使用塑料薄膜进行密封，并编号，装在充填 满木屑的木箱中，运输过程中尽量减少煤岩样受到碰撞冲击而产生的变形损坏。 2.2.2 现场采样情况统计分析现场采样情况统计分析 井下采样岩块共分两种1 号、2 号孔南翼运输巷道处岩样；3 号、4 号孔南翼皮 带大巷与轨道大巷之间联络巷门口处岩样。各钻孔取样情况如图 2.1 与表 2.1、2.2、 2.3、2.4 所示。 内蒙古科技大学硕士学位论文 - 6 - 表表 2.1 1 号钻孔岩芯编录表号钻孔岩芯编录表 岩芯 编号 钻孔深度 范围m 岩性 岩芯长 度（m） 单节岩芯≥0.1 的长度（m） 采取率 （） RQD（） 备注 1-1 0～4.4 泥岩 1.7 0.56 38.6 12.7 共 6 节 1-5 4.4～5.5 泥岩 0.85 0.20 77.3 18.2 共 8 节 1-6 5.5～6.6 砂岩 0.7 0.22 63.6 20.0 共 7 节 1-7 6.6～7.7 砂岩 0.75 0.31 68.2 28.2 共 6 节 1-8 7.7～8.8 砂岩 0.8 0.30 72.7 27.2 共 5 节 1-9 8.8～9.9 泥岩 0.8 0.63 72.7 57.3 共 3 节 1-10 9.9～11 泥岩 0.56 0.22 50.0 20.0 共 5 节 表表 2.2 2 号钻孔岩芯编录表号钻孔岩芯编录表 岩芯 编号 深度范 围m 岩性 岩芯长 度（m） 单节岩芯≥0.1 的长度（m） 采取率 （） RQD （） 备注 2-1 0～1.1 细砂岩 0.22 0.11 20 10 共 2 节 2-2 1.1～2.2 细砂岩 0.65 0.45 59.1 40.9 共 4 节 2-3 2.2～3.3 细砂岩 0.71 0.58 64.5 52.7 共 2 节 2-4 3.3～4.4 未取出 2-5 4.4～5.5 泥岩 0.56 0.38 50.9 34.5 共 4 节 2-6 5.5～6.6 泥岩 0.81 0.44 73.6 40 共 6 节 2-7 6.6～7.7 泥岩 0.51 0.12 46.4 10.9 共 5 节 2-8 7.7～8.8 中砂岩 0.46 0.22 41.8 20 共 4 节 2-9 8.8～9.9 中砂岩 0.46 0 41.8 0 共 2 节 2-10 9.9～11 中砂岩 0.24 0.12 21.8 10.9 共 2 节 表表 2.3 3 号钻孔岩芯编录表号钻孔岩芯编录表 岩芯 编号 深度范 围m 岩性 岩芯长度 （m） 单节岩芯≥0.1 的 长度（m） 采取率 （） RQD （） 备注 3-1 0～1.1 泥岩 0.22 0 20.0 0 共2节 3-2 1.1～2.2 泥岩 0.22 0.11 20.0 10.0 共2节 3-3 2.2～3.3 粗砂岩 0.94 0.79 85.5 71.8 共3节 3-4 3.3～4.4 粗砂岩 0.66 0.45 60.0 40.9 共5节 3-5 4.4～5.5 粗砂岩 0.91 0.81 82.7 73.6 共3节 3-6 5.5～6.6 粗砂岩 0.57 0.50 51.8 45.5 共2节 3-7 6.6～7.7 粗砂岩 0.71 0.66 64.5 60.0 共2节 3-8 7.7～8.8 粗砂岩 1 0.86 90.9 78.2 共4节 3-9 8.8～9.9 中砂岩 0.55 0.35 50.0 31.8 共4节 3-10 9.9～11 泥岩 0.3 0.24 27.3 21.8 共2节 内蒙古科技大学硕