软弱夹层对煤矿主斜井围岩稳定性的影响分析

宋朝阳，纪洪广

(北京科技大学土木与环境工程学院 金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室，北京 100083)



采选技术

软弱夹层对煤矿主斜井围岩稳定性的影响分析

宋朝阳，纪洪广

(北京科技大学土木与环境工程学院 金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室，北京 100083)

深部煤层的开采导致上部覆岩运动与破坏，覆岩中的软弱夹层是影响井筒、硐室及地下巷道等地下工程围岩稳定的关键因素之一。针对弱胶结砂岩中软弱夹层对主斜井围岩稳定性问题，基于分层位移场的软弱夹层静力计算模型，计算得到软弱夹层各点的精确位移。采用理论分析与数值模拟的方法分析了软硬互层弹性模量之比、软弱夹层的泊松比以及软硬互层厚度之比对穿越软弱夹层的斜井围岩变形规律。结果表明：软硬互层弹性模量之比对主斜井围岩稳定性有显著影响；当k值小于0.1时，即软弱夹层弹性模量与硬层弹性模量相差一个数量级以上时，软弱夹层围岩变形显著增加，二者呈幂函数关系；随着软硬互层弹模比值的减小，软弱夹层与上下硬层之间应力梯度变化值增高，斜井顶底板在软硬层接触面变形最大；软弱夹层泊松比由0.1增大至0.4过程中，斜井围岩变形量逐渐减小，顶板位移量减小0.42m；软硬互层的厚度比越大，围岩稳定性越差，竖直方向的移近量约为两帮移近量的3倍。

软弱夹层；斜井；围岩；弹性模量；泊松比

软弱夹层是井巷围岩中的最薄弱面，软弱夹层的压缩、离层、层间错动和变形挤出等破坏现象对井巷围岩的稳定起着重要作用甚至是控制作用[1]。鄂尔多斯地区的煤系地层主要有粗砂岩、中砂岩、泥岩、砂质泥岩和粉砂岩等成熟度及结构成熟度较低的白垩系、侏罗系地层。强度极低的弱胶结的泥岩与相对强度较高的硬岩形成软硬互层或软弱夹层结构，其物理属性具有典型的不均一性、各向异性和不连续性[2]。

目前，研究者对边坡工程、地下工程和采矿工程等含软弱夹层的工程研究中主要分为两种方面：①软弱夹层的分布状况对结构稳定性的影响；②软弱夹层自身的力学特性分析。软弱夹层的分布状况主要为软弱夹层的位置[2-7]、层数[3]对巷道底鼓[1-8]、冒顶[5]、片帮[6]以及巷道非匀称失稳[9-12]的影响。软弱夹层自身特性方面的研究中，殷勇等[13]基于修正Prandtl挤压理论解答计算软弱夹层的极限荷载，为软弱夹层的承载稳定性分析提供参考。徐素国等[14]研究了软弱泥岩夹层对层状盐岩体力学特性的影响，研究发现软弱夹层对层状盐岩体的强度起决定性作用，且软弱夹层附近的岩体拉压应力相互转化造成整体破坏；宋彦琦等[15]采用基本岩石力学实验针对不同倾角天然软弱夹层的大理岩的破坏规律，岩样尽管整体以劈裂破坏，但在倾斜夹层处会出现不同程度的剪切滑移，产生拉剪复合型破坏。基础岩石力学实验证明软弱夹层软硬互层结构的层间剪切效应显著，易发生剪切破坏。王东方等[18]研究分析发现对于层合板中间有材料模量存在量级差别的材料来说，剪切效应明显，力学分析时经典层合板理论误差较大；杨建平等[16]提出了软弱夹层的破坏准则及其损伤演化模型；张顶立等[17]提出软硬互层的弹性模量对软硬夹层结构稳定性有重要影响，应用系统协调破坏方法提出岩层损伤参量D系统稳定性评价指标。已有损伤模型的显著特点是将软弱夹层及其围岩视为一个完整的力学系统，即软硬岩层结构的总变形量等于软、硬层变形量之和，变形前垂直于中面的法线在软硬互层变形后仍垂直于中面[18]。根据上述分析，采动影响下斜井围岩运动在软硬岩层间会出现水平剪切、离层拉伸以及岩层内沿井筒轴向和水平方向的拉伸和压缩变形。其中，斜井围岩竖直、水平应变都会导致斜井支护失效，围岩结构失稳。随着开采深度的增加，软弱夹层自身的力学参数、软弱夹层的厚度、软弱夹层与斜井之间的角度及水平地应力的水平都会对斜井围岩稳定性带来影响。

基于上述分析，本文基于分层位移场的软弱夹层静力计算模型，计算得到软弱夹层各点的精确位移变化，并分析了软弱夹层的弹性模量、泊松比以及软弱夹层的厚度对夹层间剪切效应的影响以及斜井围岩的变形失稳现象。

1　软弱夹层各点位移计算模型

沉积岩体地层近水平层赋存，层间一般以软弱夹层充填且厚度一般较小，抗拉强度极低，岩层面方向易发生剪切破坏。应用层板浅柱面壳静力计算来建立软弱夹层各点位移，假定软弱夹层处于平面应力或者平面应变状态[18]，如图1所示，软弱夹层极坐标系为(R，θ)，与之对应的正交坐标系为(X，Y)，X方向与Y方向上的位移分别为(u，w)。

图1　软硬互层结构示意图

假设沿弱胶结层厚度方向为线性，且考虑曲率的影响，结构应变方程可写为式(1)。软硬互层为各项异性材料，其本构方程见式(2)。引用三层层合板的结构势能表达式见式(3)。

(1)

(2)

(3)

基于最小势能原理，并固定结构两端变形，δu=0联立方程(1)～(3)，从而得到软硬互层结构的静力平衡控制方程，见式(4)。

(4)

(5)

(6)

(7)

求解线性方程组可得A8n×1，即a1n，a2n，a3n，a4n，a5n，a6n，a7n，a8n，带入方程(6)可求得软弱夹层各点的位移值。

2　软弱夹层损伤破坏模型

软弱夹层面由于井筒的开挖造成应力重分布，应力扰动造成围岩体的失稳破坏。软弱夹层的损伤演化直至离层破坏的过程运用应变等效的概念来定义，P.P.Camanho和C.G.Davila[19]建立了离层初始损伤到最后失效破坏的线性损伤方程，见式(8)。

(8)

由于软弱夹层从初始损伤到最后失效破环过程，应力与变形关系为指数递减的非线性关系，本文采用的分段线性计算得到的软弱夹层各点剪切位移采用伍国军等[11]提出的指数形式损伤演化模型，更符合软弱夹层非线性破坏过程。损伤演化方程见式(9)。

(9)

3　主斜井围岩稳定性分析

3.1主斜井围岩变形机制分析

主斜井承担矿井的主提升、进风及安全出口任务，主斜井围岩稳定性受井筒掘进、井筒服役以及采煤形成的覆岩运动等扰动因素敏感，尤其是层间软弱夹层界面极易发生剪切、拉伸和离层现象，支护难度增加，严重影响矿井的高效安全生产。

主斜井井筒穿软硬互层示意图如图2所示，软弱夹层影响下的主斜井典型变形如图3所示。井筒围岩受层状地层的影响，垂直方向上岩体力学参数差异，从而造成围岩应力非线性分布；软弱夹层受自重应力及水平构造应力的共同作用，其变形不协调造成层间剪切滑移变形；此外，由于层状岩层的水理特性不同，膨胀性矿物含量和遇水泥化程度的不同，软弱夹层发生挤出和扩容变形导致井筒围岩软弱夹层界面产生离层现象。

3.2主斜井模型建立

本文以榆林某煤矿主斜井为基本地质条件，本模型取埋深500～550m段进行分析，模型尺寸取为高度×宽度×长度=40m×60m×200m，斜井倾角14°，断面为6m×5m(宽×高)直墙半圆拱，边界受法向位移约束，地表自由，采用摩尔库伦模型进行求解，采用应力逐步释放法来模拟洞室开挖的施工过程，图4为三维数值模型。根据现场工程地质勘察报告、初设资料及室内物理力学试验确定数值计算的物理力学参数，见表1。

图2　主斜井井筒穿软硬互层示意图

图3　软硬互层主斜井井筒变形示意图

表1　数值计算参数表

岩性K/GPaG/GPaρ/(kg·m-3)C/MPaφ/°σt/MPa粗砂岩0.721.3023903.67337.89细砂岩0.380.6924102.13293.17泥质砂岩0.420.8023701.43304.22中砂岩0.480.8424201.09323.35

软弱夹层上下硬层按粗砂岩力学参数取值，中间软弱夹层为泥岩，遇水泥化严重。工况1时，软弱夹层与硬层的弹性模量比值k在0.001～1之间变化；工况2时，软弱夹层的泊松比在0.1～0.5之间变化，其余各层泊松比不变。工况3时，软弱夹层的厚度在1～10m范围内变化，上下硬层厚度均为10m。

4　计算结果分析

4.1软弱夹层弹性模量对斜井围岩稳定性的影响

4.1.1软弱夹层位移分析

分析软弱夹层弹性模量对斜井围岩稳定性的影响，绘制如图5所示的软弱夹层与硬层的弹性模量比值与斜井软弱夹层处围岩的变形量关系曲线。斜井穿过软弱夹层井筒开挖后，斜井围岩变形位移向自由面移动，不同位置的变形量不同，斜井顶板最大位移发生在软弱夹层与下硬层分界面，斜井底板最大位移发生软弱夹层与上硬层的分界面，两帮最大位移发生在软弱夹层中部。上覆压力的作用以及软弱夹层承载低且受扰动敏感，导致斜井围岩在竖直方向移近量最为显著，远大于水平方向的移近量，顶底板最容易发生破坏。

图4　数值模拟计算模型网格划分

图5　不同弹性模量比值时围岩关键点位移值变化

由图5、图6分析知：随着软硬互层弹模比值的减小，软弱夹层中斜井围岩关键点的变形量逐渐增加，大致呈幂函数关系迅速增加。当软弱夹层与硬层的弹性模量比值小于0.1时，软弱夹层稳定性更差，当弹性模量比值k从0.2减小到0.1时，竖直方向移近量增加0.19m，水平方向移近量增幅达0.12m；当软硬层弹性模量比值k从0.1减小到0.05时，竖直方向移近量增加0.4m，水平方向移近量增加0.25m；说明软弱夹层弹性模量与硬层弹性模量相差一个数量级及以上时，软弱夹层围岩变形显著，穿越软弱夹层的斜井施工难度显著增加。

4.1.2软弱夹层应力场及破坏分析

由图7、图8可以看出，斜井穿过软弱夹层井筒开挖后，斜井围岩应力重分布，软弱夹层中靠近井筒的围岩应力释放区域较大，容易发生破坏，距离井筒8m以上的地层应力分布比较均匀，趋近于原岩应力，地层也相对比较稳定。由图8、图9可以看出，随着软层与硬层弹性模量比值的减小，井筒围岩内应力集中区离井筒渐远，在相同的扰动范围内，应力梯度趋缓，斜井围岩受扰动的范围逐渐扩大。软弱夹层与上下硬层之间应力梯度变化值较高，随着软硬互层弹模比值的减小，软弱夹层与上下硬层间的最大主应力梯度越来越高，软弱夹层稳定性或者发生突发性灾害的危险性就越大。

图6　弹性模量比值k=0.05时斜井围岩总位移云图

图7　弹性模量比值k=0.05时斜井围岩最大主应力云图

图8　不同k值时垂直井筒轴向的最大主应力云图

由图10、图11可以看出斜井围岩软弱夹层区域应力释放明显，围岩以剪切破坏为主，斜井围岩塑性区由圆形逐渐转化为矩形分布。

由图12分析知：随着软硬互层弹性模量比值k的减小，在k大于0.1时软弱夹层顶底板的塑性区深度也越来越深，在k小于0.1时塑性区深度没有明显的变化；随k值的逐渐减小，塑性区深度与弹性模量比值近似呈幂函数关系；井筒围岩两帮的塑性区深度增加幅度大于顶底板的塑性区增加幅度。

图9　不同k值时距井筒表面不同深度的应力值

图10　弹性模量比值k=0.05时斜井围岩塑性区云图

图11　不同k值时垂直井筒围岩塑性区分布

图12　不同弹性模量比值时顶底板塑性区深度变化

4.2软弱夹层泊松比对井筒结构的影响

软弱夹层的泊松比增加，其剪切模量减小体积模量增加，软弱夹层越不容易被压缩，软弱夹层关键点的位移量逐渐减小。

分析软弱夹层泊松比对斜井围岩稳定性的影响，绘制如图13所示的软弱夹层泊松比变化对斜井围岩关键点的变形量关系曲线。由图可以看出：随着软弱夹层泊松比的增大，围岩关键点的变形量逐渐减小，近似成线性关系变化，斜井顶板在竖直方向的位移值最大，软弱夹层泊松比由0.1增大至0.4过程中，顶板位移量减小0.424m，变化率增幅80%，同时，软弱夹层泊松比的变化对斜井顶底板在x方向上的位移变化影响并不大。

图13　软弱夹层不同泊松比条件下围岩关键点位移值

4.3软弱夹层厚度对井筒结构的影响

随着软弱夹层的厚度增加，最大剪应力的大小、软弱夹层扰动范围及地层的变形随之增加，软弱夹层的厚度越大，相同扰动范围内，高剪应力影响越明显，软硬互层交界面处的滑动位移及顶底板的变形量最为显著，且由于上覆压力及自重应力的影响，顶板软弱夹层与硬层接触区域产生局部拉破坏，造成围岩破坏，因此斜井顶板软弱夹层底层位置出现最大位移值。

分析不同软硬互层厚度比对斜井围岩稳定性的影响，绘制如图14所示的软硬互层厚度比变化对斜井围岩关键点的变形量关系曲线。由图14可以看出：随着软硬互层厚度比的增大，围岩关键点的变形量逐渐增加，近似成线性关系变化，斜井顶底板在竖直方向的位移值最大，远大于其水平方向的位移值和两帮的位移值，最大位移值出现在斜井顶板软弱夹层与下硬层交界处，不同厚度比条件下，竖直方向的移近量约为两帮移近量的3倍。

图14　不同软硬互层厚度比条件下围岩关键点位移值

软弱夹层较厚时，斜井顶板的冒落将增加施工难度，必须在软弱夹层发生大变形之前采取锚网支护，锚杆进行全长锚固并将其锚固在完整的岩石中，必要时采用锚杆注浆的方式将松散破碎的软弱夹层胶结成整体，提高软弱夹层承载能力，控制斜井围岩的变形。

5　结　论

通过不同软弱夹层力学参数对斜井围岩稳定性进行的理论计算与数值计算分析得出如下结论。

1)应用层合板浅柱面壳静力计算来建立软弱夹层各点位移，能够减小计算误差，中间软弱夹层的力学参数对软硬互层的稳定性有重要影响。

2)软硬互层弹性模量之比对主斜井围岩稳定性有显著影响，当k值小于0.1时，即软弱夹层弹性模量与硬层弹性模量相差一个数量级以上时，软弱夹层围岩变形显著增加，二者呈幂函数关系。

3)随着软硬互层弹模比值的减小，软弱夹层与上下硬层之间应力梯度值较高，斜井顶板在软弱夹层与下硬层接触面附近变形最大，斜井底板在软弱夹层与上硬层接触面变形最大。

4)软弱夹层泊松比由0.1增大至0.4过程中，顶板位移量减小0.424m；软硬互层厚度比越大，围岩稳定性越差，竖直方向的移近量约为两帮移近量的3倍。

斜井穿过软弱夹层时围岩稳定性最差，使得巷道开挖后的支护成为棘手问题。软弱夹层对井筒围岩的影响，除了上述软弱夹层的弹性模量、泊松比及厚度因素影响外还受埋深、地应力、软弱夹层与井筒夹角、井筒断面尺寸及水渗透等诸多因素的影响。同时，软弱夹层的时间效应也是其必须考虑的重要因素之一。

[1]孙利辉，纪洪广，杨本生，等.大采深巷道底板软弱夹层对底鼓影响数值分析[J].采矿与安全工程学报，2014，31(5)：695-701.

[2]张志强，李宁，陈方方，等.不同分布距离的软弱夹层对洞室稳定性的影响研究[J].岩土力学，2007，28(7)：1363-1368.

[3]王育良，高召宁，孟祥瑞，等.不同位置的软弱夹层对巷道稳定性的影响[J].煤矿安全，2015，46(6)：193-199.

[4]冯伟，韩立军，任光住等.极弱胶结地层中硐室群围岩稳定性控制技术[J].金属矿山，2013，7：49-53.

[5]张 农，李桂臣，阚甲广.煤巷顶板软弱夹层层位对锚杆支护结构稳定性影响[J].岩土力学，2011，32(9)：2753-2758.

[6]李廷春，卢振，刘建章，等.泥化弱胶结软岩地层中矩形巷道的变形破坏过程分析[J].岩土力学，2014，35(4)：1077-1083.

[7]李宁，许灿荣，任耀，等.倾斜产状软弱夹层贯穿巷道围岩稳定性分析[J].煤炭工程，2013(5)：89-92.

[8]李廷春，张仕林，卢振，等.泥化弱胶结软岩巷道底板变形破坏机理分析[J].湖南科技大学学报：自然科学版，2015，30(1)：1-7.

[9]王襄禹，柏建彪，王猛.弱面影响下深部倾斜岩层巷道非均称失稳机制与控制技术[J].采矿与安全工程学报，2015，32(4)：545-551.

[10]孟庆彬，韩立军，乔卫国，等.极弱胶结地层开拓巷道围岩演化规律与监测分析[J].煤炭学报，2013，38(4)：572-579.

[11]伍国军，陈卫忠，杨建平，等.基于软弱夹层损伤破坏模型的软岩巷道支护优化研究[J].岩石力学与工程学报，2011，30(S1)：4129-4135.

[12]张志强，李宁，陈方方，等.不同应力环境中软弱夹层对洞室围岩稳定性影响研究[J].水力发电学报，2009，28(2)：78-83.ZHANG

[13]殷勇，周国庆.软弱夹层的极限荷载分析[J].岩土力学，2015，36(4)：1035-1049.

[14]徐素国，梁卫国，莫江，等.软弱泥岩夹层对层状盐岩体力学特性影响研究[J].地下空间与工程学报，2009，5(5)：878-883.

[15]宋彦琦，李名，刘江.含不同倾角天然软弱夹层的大理岩破坏试验[J].中国矿业大学学报，2015，44(4)：1-7.

[16]杨建平，陈卫忠，郑希红.含软弱夹层深部软岩巷道稳定性研究[J].岩土力学，2008，29(10)：2864-2870.

[17]张顶立，王悦汉，曲天智.夹层对层状岩体稳定性的影响分析[J].岩石力学与工程学报，2000，19(2)：141-144.

[18]王东方，杨嘉陵.中间弱层对层合板性能影响分析[J].应用力学学报，2012，29(5)：487-493.

[19]CAMANHOPP，DAVILACG.Mixed-modedecohesionfiniteelementsforthesimulationofdelaminationincompositematerials[R].[S.I.]：NASA/TM，2002：1-37.

Analysis of stability of surrounding rock of coal inclined shaft with weak intercalated layer

SONGZhao-yang，JIHong-guang

(StateKeyLaboratoryofHigh-EfficientMiningandSafetyofMetalMinesMinistryofEducation，SchoolofCivilandEnvironmentalEngineering，UniversityofScienceandTechnologyBeijing，Beijing100083，China)

Movementandfailureofoverlyingrockcausedbyminingofdeepcoalseams.Theweakintercalatedlayerisoneofthekeyfactorsinfluencingthestabilityofthesurroundingrockstabilityoftheshaft，thechamberandtheundergroundtunnel.Inordertostudythestabilityofsurroundingrockofinclinedshaftwithweakintercalatedlayerinweakcementationsandstone，themodelofstaticsaccountatweakintercalatedlayerbasedonstratifieddisplacementfield.Itcalculatestheexactdisplacementofeachpointofthesoftandhardrocklayers.Theoreticalanalysisandnumericalsimulationmethodareusedtoanalysessurroundingrockdeformationlaw，whichisaffectedbythesoftandhardrocklayerselasticmodulusratio，weakinterlayerpoison’sratioandthethickness.TheresultsshowedthattherearesignificanteffectsonsurroundingrockstabilityoftheInclinedShaftwithsoftandhardrocklayerselasticmodulusratio.Whenthekvalueislessthan0.1，thatis，whentheelasticmodulusofthesoftlayerandthehardlayerdiffersbyoneorderofmagnitudeandabove，thedeformationofthesurroundingrockincreasessignificantly，andthetwobecomesapowerfunctionrelationship.Thestressgradientbetweentheweakandtheupperandlowerhardlayersincreaseswiththedecreaseofk.Themaximumdeformationoccursintheinclinedroofandflooratthejunctionofsoftandhardlayer.ThedeformationofsurroundingrockslopedecreaseswiththePoisson'sratioofweakintercalationlayerisincreasedfrom0.1to0.4，roofdisplacementdecreases0.42m.Thegreaterthethicknessratio，theworsethestabilityofthesurroundingrock.Therooftofloordisplacementisabout3timesofthatofthetwosidesininclinedshaft.

weakinterlayer；coalinclinedshaft；surroundingrock；elasticmodulus；poissonratio

2016-01-12

国家自然科学基金重点项目资助(编号：51534002)

宋朝阳(1986-)，男，山东邹平人，博士研究生，主要从事岩石力学与数值分析研究工作。E-mail：szhaoyang123@126.com。

TD353

A

1004-4051(2016)08-094-06