深部顶板破碎巷道变形破坏规律及锚杆支护适应性研究.pdf

夕 に1 許 T D 3 5 3 U D C 密 象 公弄 単位代碍 1 0 4 2 4 学 位 詮 文 深部頂板破碑巻道変形破琢規律及錨粁 支神通度性研究 願末末 申 澤艶激別 碩士学位 も麟琳 来ゲエ程 指 嶺鋤隣名 渾 云 亮 取 称 教 授 山 末 科 技 大 学 二〇八年五月 0 万方数据 国家自然科学基金 （国家自然科学基金 （5127413351274133、、5147413751474137）） 山东省科技发展计划项目山东省科技发展计划项目（（2014GSF1200022014GSF120002）） 山东省泰山学者工程专项经费资助（山东省泰山学者工程专项经费资助（NO.ts201511026NO.ts201511026）） 论文题目论文题目 深部深部顶板破碎顶板破碎巷道变形巷道变形破坏破坏规律及锚杆支规律及锚杆支 护适应性研究护适应性研究 作者姓名作者姓名 顾顾 东东 东东 入学时间入学时间 20152015 年年 9 9 月月 专业名称专业名称 采矿工程采矿工程 研究方向研究方向 矿山压力矿山压力与岩层与岩层控制控制 指导教师指导教师 谭谭 云云 亮亮 职职 称称 教教 授授 臧臧 传传 伟伟 副副 教教 授授 论文提交日期论文提交日期20182018 年年 4 4 月月 论文答辩日期论文答辩日期20182018 年年 5 5 月月 授予学位日期授予学位日期20182018 年年 6 6 月月 万方数据 STUDY ON DEATION FAILURE LAWS AND ADAPTABILITY OF BOLT SUPPORTING IN DEEP ROADWAY WITH BROKEN ROOF A Dissertation ted in fulfillment of the requirements of the degree of MASTER OF PHILOSOPHY from Shandong University of Science and Technology by Gu Dongdong Supervisor Professor Tan Yunliang College of Mining and Safety Engineering May 2018 万方数据 θ l り g l / C 8 障 l ギ〕 f 4 8 場喜迎 ・コ単彰撃 諄露喜阜当Y 率 W マ活立単華 篭 申 喜Y 率甲音卿鯛艶熱 浄場素フ Y 率 陥彗 イ摯陥て中 摯理解 幸彰t t t Y ↓刷凛こ甲聯 投瞬γ率俸・音筆軍 投刷裏営滅準準インロ平彰準Y ↓動工聾コ尋母立X 黎宰 影彰甲朝日L 胎響 フ里中X 判 音甲写投刷⊥合駆則音摯回障珊秦浜重Y 率晋爆▼ 影響γt t F h V / J t t E L t t t γキ琢膨F 判 黎珊秦平迎翼黎朝秦 準博寧甲彰尊百Y 率 艶車珊1 0 当軍黎コ秦 万方数据 新睡 ｀ 碧照百鰤 甲撃浮T 国国碑摯準F 像寿鱗十日 ｀ 彰 慰摯博M γツ軍黎珊秦明r v 球K L 助十日唯場 慰撃秦 刷目投博N _ / 秦準γ γ 黎珊秦彫] 唯攣着薔士l l e 茸希暑 叫準由奉 ｀ 山姿田勤てL 謝去眸畔副ヨ勁鯛X 黎■秦昌静動十日唯動 鼎難 秦黎V 副I F t t h V / 窪彰漸幸豪動 了影回 ｀ 去摯てて■ギ 華子ゴ響薫 単 Y 彫彪甲影藤準藤▼騨τ黎尋秦球簿単 副ヨ野感謝去眸明 黎尊暮麟l g / 耳 碁 準[ 1 爆 単髯国即ギX 黎尋秦昌当簿単撃秦 - 7 朝聯秦襲申γ勁 理暫耳降Ⅱ島研撃秦瀬暑簿爵田珊劇軍黎珊秦明自訴 F Y 率鼻回 耳降朝γ黎珊秦日珊 ｀ 昌静 単秦 準憾宰甲測■▼γY 率 ‐チ ノ 障 日 矛爾晰音 θ l り ｀ 3 1 て 鮮 日 L ギ、 7 可1 矛褒 爾 平 迎 簿爵率日要ヨ最測摯軍黎珊秦明暑当 艶軍凛舜冒鱗軍黎耐秦 万方数据 X 黎珊秦襲申γψγ黎幸獣事回 降 辟朝靭秦早彰 撃L 譲軍黎 回F F γ麟影唯黎 ｀響巌 ｀ 単駆明中τ黎 軍 黎聯秦率事暫土音舞鯛 誠彰 秦 降撃琢 黎尋薪筆 ヒ秦理静■享 蒔共幸黎Y ↓了 ギ幸黎当暑 甲謝寺年秦鯛 審摯 1 学｀ 軍 庄 T 写迎 日 蛤 鮮 零 城ｆノ 摯耳子早車軍黎珊秦 万方数据 山东科技大学硕士学位论文 摘要 I 摘摘 要要 随着煤矿采深不断增加，巷道所处的应力和地质环境变得更加复杂，尤其 是遇到地质构造带，巷道顶板常表现出破碎特征，传统锚杆支护方法难以确保 巷道围岩稳定。本文采用理论分析、数值模拟、室内实验及现场监测的综合研 究方法，分析了深部顶板破碎巷道围岩稳定性影响因素，探讨了深部顶板破碎 巷道特征并提出了巷道顶板破碎程度评价方法，研究了围岩破碎程度与锚杆支 护有效性关系，并进行了深部顶板破碎巷道稳定性控制现场实验及应用，取得 了如下主要研究成果 （1）通过理论分析研究了顶板破碎巷道围岩稳定性影响因素，采用数值计 算模拟了地应力、顶板岩层强度以及顶板节理性质等因素对巷道裂隙演化规律 的影响。结果表明，顶板裂隙发育状况主要依赖于裂隙自身的力学参数，顶板 节理强度越低，裂隙发育密度越大；顶板岩层强度对塑性区的扩展范围影响十 分显著。 （2）通过对钻孔结构面特征影像资料对比分析，将单位长度钻孔图像上的 裂隙综合宽度作为评价围岩破碎程度的综合指标，提出巷道顶板破碎程度评价 方法，并应用于现场巷道顶板破碎程度分析。结果发现，巷道顶板表面裂隙发 育程度高，锚杆末端及顶煤与上部直接顶岩层交界处的结构面容易出现裂隙、 离层。 （3）通过相似材料模拟实验发现，锚杆的锚固作用在破碎围岩中不能得到 充分发挥，锚杆对破碎围岩支护适应性降低。在破碎程度较高的巷道围岩条件 下，锚杆的支护效果不佳，需要采取其他辅助支护措施，形成联合协调支护形 式，对顶板破碎巷道围岩进行有效控制。 （4）对顶板破碎程度较高的巷道，浅部破碎顶板利用高强锚杆加固形成挤 压加固承载结构，对深部巷道顶板采用“长锚索短锚索”的布置方式来提高破 碎围岩整体承载能力和浅部破碎顶板控制效果，对巷道表面破碎围岩采用金属 网、钢筋梁等加强表面支护措施相结合的方式，提高了围岩的整体性和围岩强 度，可以有效控制围岩的变形和维护围岩结构的稳定。 关键词关键词破碎顶板；破碎程度；破裂特征；锚固控制 万方数据 山东科技大学硕士学位论文 Abstract II Abstract With the increasing depth of coal mining, the stress and geological environment in the surrounding rock become extremely complicated. Especially the tunnel in the geological structure area, the roof often shows the characteristics of breakage. It is difficult to ensure the stability of the surrounding rock by the traditional bolt supporting technology. Based on the comprehensive research s of theoretical analysis, numerical simulation, laboratory test and field monitoring, I analyed the influence factors of surrounding rock stability in deep broken roof roadway, dicussed the characteristics of deep broken roof laneway and put forward the uation of roadway roof breaking degree. After that, I studied the relationship between rock fragmentation and the effectiveness of bolting support through experiments, and carried out the field test of deep broken roof roadway stability control. The main research results are as follows 1 Through theoretical analysis and numerical calculation, we stuided the influence factors and depth of surrounding rock stability in broken roof roadway, the strength of the roof rock layer, and the influence of the roof joint properties and other factors on the Fissure-Evolving laws of surrounding rock mass of roadway. The lower the strength of roof joints are, the greater the density of fracture development. The development of the roof fissure mainly depends on the mechanical parameters of the fracture itself. The strength of the roof stratum has a very significant influence on the expansion of the plastic zone. 2 By comparing and analyzing the feature image data of borehole structure surface, we put forward the uation for the degree of roadway roof crushing，and the comprehensive width of fracture width on the borehole image of unit length is used as a comprehensive index to uate the degree of rock fragmentation. It is applied to the analysis of the roof breaking degree of the roadway. Then we found that the strength of the fracture development of the roof surface, the bolt support end and the structural surface at the junction between top coal and upper direct roof strata are low, and are easy to appear the phenomenon of fissures and layers. 3 Through the similar material experiment, we can found that the anchor effect can not be fully utilized in fractured rock masses, and the adaptability of bolt to fractured rock masses support is reduced. Under the 万方数据 山东科技大学硕士学位论文 Abstract III condition of high fractured roadway surrounding rock, the supporting function of bolt can not be brought into full play, and other auxiliary supporting measures should be taken to a joint and coordinated support to effectively control the surrounding rock of the broken roof roadway. 4 For the shallow roof with high crushing degree, high strength anchor is used to reinforce the bearing structure. For the deep roadway roof with high crushing degree, the “long anchor cable short anchor cable” is adopted to improve the overall bearing capacity of the broken surrounding rock. For the broken surrounding rock of the roadway surface, we adopted the strengthened support measures combined with metal frame and reinforced concrete beam. It not only improves the integrity and strength of surrounding rock, but also effectively controls the deation and maintains the stability of surrounding rock structure. Keywords broken roof, degree of crushing, fracture features, anchoring control 万方数据 山东科技大学硕士学位论文 目录 IV 目目 录录 1 绪绪 论论 ............................................................................................................. 1 1.1 课题研究的背景及意义 ................................................. 1 1.2 国内外研究现状 ....................................................... 1 1.3 存在的主要问题 ....................................................... 5 1.4 主要研究内容及技术路线 ............................................... 5 2 深部顶板破碎巷道围岩稳定性影响因素分析深部顶板破碎巷道围岩稳定性影响因素分析 ............................................. 8 2.1 巷道围岩变形破坏的影响因素 ........................................... 8 2.2 巷道围岩弹塑性力学分析 ............................................... 9 2.3 深部顶板破碎巷道围岩变形破坏影响因素分析 ............................ 13 2.4 本章小结 ............................................................ 23 3 深部顶板破碎巷道特征与破碎程度评价深部顶板破碎巷道特征与破碎程度评价 ................................................... 25 3.1 巷道围岩力学性质测试 ................................................ 25 3.2 巷道顶板钻孔探测 .................................................... 26 3.3 深部顶板破碎巷道的变形特征 .......................................... 29 3.4 巷道顶板破碎程度评价方法 ............................................ 31 3.5 本章小结 ............................................................ 35 4 围岩破碎程度与锚杆支护适应性关系实验研究围岩破碎程度与锚杆支护适应性关系实验研究 ....................................... 37 4.1 实验材料制备 ........................................................ 37 4.2 加锚方案 ............................................................ 38 4.3 单轴压缩实验 ........................................................ 40 4.4 实验结果分析 ........................................................ 41 4.5 本章小结 ............................................................ 49 5 深部顶板破碎巷道稳定性控制实践研究深部顶板破碎巷道稳定性控制实践研究 ................................................... 51 5.1 工程条件 ............................................................ 51 万方数据 山东科技大学硕士学位论文 目录 V 5.2 深部顶板破碎巷道围岩控制方案 ........................................ 53 5.3 矿压观测及支护效果分析 .............................................. 56 5.4 本章小结 ............................................................ 60 6 结论与展望结论与展望 ................................................................................................... 62 6.1 主要结论 ............................................................ 62 6.2 创新点 .............................................................. 63 6.3 不足与展望 .......................................................... 63 参考文献参考文献 ............................................................................................................. 65 致致 谢谢 ................................................................................................................. 72 攻读硕士期间主要成果和获奖情况攻读硕士期间主要成果和获奖情况 ................................................................. 73 万方数据 山东科技大学硕士学位论文 Contents VI Contents 1 Introduction1 1.1 Background and Significance of Research1 1.2 Research Status at Home and Abroad1 1.3 The Main Problems of Existence5 1.4 Main Research Contents and Technical Route5 2 Analysis of Influence Factors on Stability of Surrounding Rock in Deep Broken Roof Roadway8 2.1 Influence Factors of Deation and Failure of Roadway Surrounding Rock8 2.2 Elastic-plastic Mechanics Analysis of Roadway Surrounding Rock9 2.3 Analysis of Influence Factors on Stability of Surrounding Rock in Deep Broken Roof Roadway12 2.4 Brief Summary23 3 Characteristics Description and uation of Crushing Degree in Deep Broken Roof25 3.1 Experiment on physical and mechanical properties of coal rock in roadway surrounding rock25 3.2 Drilling detection of roadway roof26 3.3 Deation and failure characteristics of roadway in deep broken roof29 3.4 uation and application of roadway roof breakage degree31 3.5 Brief Summary35 4 Experimental study on the relationship between rock fragmentation and the effectiveness of bolt support37 4.1 Experimental material 37 4.2 Anchoring approach38 4.3 Uniaxial compression test40 4.4 Analysis of experimental results41 4.5 Brief Summary49 5 Field Reasearch on stability control of roadway in deep broken roof51 万方数据 山东科技大学硕士学位论文 Contents VII 5.1 Engineering specifications51 5.2 Control scheme for surrounding rock of deep broken roof roadway53 5.3 Strata Behaviors Observation and Support Effect56 5.4 Brief Summary60 6 Main Research Result and Conclusion62 6.1 Main Conclusion62 6.2 Innovation points63 6.3 Prospect of Research63 References65 Thanks72 Main Work Achievement of the Author during study pursuing a master degree73 万方数据 山东科技大学硕士学位论文 绪论 1 1 绪绪 论论 1.1 课题课题研究的背景研究的背景及意义及意义 在相当长的一段时期内， 煤炭对我国经济发展影响重大。 近年来， 我国东部 地区煤炭资源开采逐渐向深部转移，主体采深已达 800m 以下[1]。随采深增大， 深度区间动力现象日趋明显，岩体出现水压不断变大，地层的温度随之升高， 煤与瓦斯突出，巷道围岩出现冒顶、片帮、底鼓，分区破裂化，冲击地压，岩爆 等非线性物理力学现象[2]。 岩体是在自然状态下存在的由若干大小不一的岩石块体形成的群体，而非 完整的整体，在漫长的形成过程中会生成分隔面、层理面等，因此岩体为非连 续体。以组成结构特征将其进行分类，分别为层状岩体、块状岩体和破碎岩 体。不同类别岩体的力学行为和力学特征存在比较大的差异[3]。同时，随着采深 不断增加，地应力显著升高，深部岩体力学性质等均表现出与浅部岩体不同的 特征。深部岩体常表现出强烈的峰后应变软化和剪胀扩容特性。同时还会受到 一次或多次采动影响[4-6]。唐阳煤矿 3 煤层处于深部地层，断层等地质构造多， 因此，岩层节理发育，巷道围岩破碎严重，松动范围较大，承载能力降低，矿压 显现强烈。 锚杆作为一种有效的支护构件，通过对破碎围岩施加预紧力，使巷道顶板 组合拱承载结构，充分发挥围岩自承能力，保持围岩稳定。但针对以上所述处 于深部高应力破碎围岩中的唐阳煤矿 3 煤层二采区巷道，传统锚杆支护不能达 到应有的支护效果，甚至出现锚杆弯曲变形严重、拉断和剪切破坏等锚杆支护 系统失效的现象。 因此， 针对上述问题， 揭示顶板破碎巷道变形破坏规律， 研究巷道顶板不同 破碎程度对锚杆的锚固效果的影响，并采取相应的支护技术对顶板破碎巷道进 行控制，对确保巷道围岩稳定和生产安全具有重要意义。 1.2 国内外研究现状国内外研究现状 1.2.1 深部深部顶板破碎巷道顶板破碎巷道变形破坏规律研究变形破坏规律研究 我国 90以上的煤炭产量来自于井工开采[7]。 谭云亮等[8]通过充分调查指出， 万方数据 山东科技大学硕士学位论文 绪论 2 采深800m巷道围岩收敛量比300m采深巷道围大10倍以上， 并且破坏率超25 之多。 在高地应力水平下，深部岩体变形能高度积聚，动力灾害等安全事故更加 频繁、更加凸显，高地温、高岩溶水压加剧了深部工程灾害频发的可能[9]。煤炭 开采位于中浅部时，岩体处于较低地应力状态，巷道开挖后，围岩自身存在一 定的承载能力，来保持结构稳定。即使围岩出现塑性变形、片帮等现象，利用目 前已有的巷道支护理论可以进行有效控制。煤炭开采进入深部以后，高地应力 及构造应力基本已经超出岩体的承载能力，巷道开挖和工作面开采会产生应力 集中，且应力集中程度可能将大于工程岩体的抗压水平。 实验研究表明[10-12]，在不同围压条件下对岩石试件进行加载时，岩石试件 将呈现不同的峰后特性。围压升高，岩石由脆性转化为延性。开采深部不同，围 岩破坏机理也不同。由浅部转移至深部后，脆性破坏变为断裂破坏，动态破坏 变为准静态破坏[13]。Singh[12]做了很多相关实验，获取了大量实验数据，总结出 侧向应力下的非线性的岩石强度准则。 长期以来，研究煤矿巷道围岩应力-应变状态主要以弹塑性力学为基础，将 围岩分为破裂区、塑性区和弹性区。 Fenner 等推导出卡斯特纳Kastner方程。由此计算巷道围岩弹塑性区应力 及弹塑性区半径[14,15]，围岩内部应力和表面位移的解析解如下。 弹性区内应力分布   2sin 2 1 sin 0 0 00 cot1 sin cossin cot r CR C Cr               式（1.1） 塑性区内应力分布 2sin 1 sin 0 cot1 r r C R              式（1.2） 2sin 1 sin 0 1 sin cot1 1 sin r C R                  式（1.3） 塑性区的半径 RP 万方数据 山东科技大学硕士学位论文 绪论 3  1 sin 2sin 0 cot1 sin cot Pa C RR C          式（1.4） 巷道围岩位移  2 0 sin cot 2 p uCR Gr   式（1.5） 此计算假定巷道的围岩没有产生裂隙。李世平等[16]引入残余强度，计算所 得破坏区的半径为  1 sin 2sin 0 1 cot cot b m Pa sw KKbKw ctg g RR PK C              式（1.6） 式中 b K、 w K为强度衰减系数，g为常数。 为了更为准确地描述巷道破坏的实际情况， 陈梁和茅献彪等[17]基于 Drucker －Prager 准则， 采用非关联弹塑性分析，获得了应力、变形及塑性区半径的封闭 解。王文、朱维申等[18]计算出了巷道围岩应力峰值后软化区的解析解和围岩应 力状态的解析解。 许多学者研究了高应力巷道围岩破裂区的情况。付国彬等[19]研究后认为深 部巷道围岩破裂状态是非常一直存在的，控制矿压，需要控制裂纹扩展，控制 破裂区范围。侯朝炯、马念杰[20]研究了煤巷围岩塑性区发育规律，由低强度部 位起，至帮、角最大。姜耀东[21,22]研究了巷道挤压流动变形，为巷道主要破坏形 式， 软弱碎裂岩体的体积碎胀流动所引起大变形。 李晓[23]提出二次稳定的概念， 认为巷道围岩大变形是因为破裂区围岩的蠕变再失稳导致的。樊克恭、蒋金泉 等[24,25]提出了巷道围岩非均称控制机理。薛亚东、康天合[26]认为围岩结构影响 巷道破坏规律和形式。柏建彪等[27-29]认为在深部高应力条件下，煤巷帮部变形 导致顶板变形破坏。同时，底板底臌与两帮破坏互相影响。深部巷道围岩出现 分区破裂现象[30]。 1.2.2 深部深部顶板破碎巷道顶板破碎巷道锚杆支护机理研究锚杆支护机理研究 锚杆支护理论主要有悬吊理论、组合梁理