汪亦顯, 單生彪, 曹 平, 萬琳輝, 宋 恒

(1.水資源與水電工程科學國家重點實驗室(武漢大學 ),湖北 武漢 430072; 2.合肥工業(yè)大學 土木與水利工程學院,安徽 合肥 230009; 3.南昌軌道交通集團有限公司,江西 南昌 330038; 4.中南大學 資源與安全工程學院,湖南 長沙 410083)

軟巖開挖卸荷變形及支護效果的數(shù)值模擬

汪亦顯1,2, 單生彪2,3, 曹 平4, 萬琳輝4, 宋 恒4

(1.水資源與水電工程科學國家重點實驗室(武漢大學 ),湖北 武漢 430072; 2.合肥工業(yè)大學 土木與水利工程學院,安徽 合肥 230009; 3.南昌軌道交通集團有限公司,江西 南昌 330038; 4.中南大學 資源與安全工程學院,湖南 長沙 410083)

金川Ⅱ礦區(qū)巖體屬于高應(yīng)力軟巖,文章研究了深部軟巖巷道開挖卸載過程中圍巖變形及支護效果等問題,通過建立3D有限元模型對巷道開挖進行動態(tài)模擬,并對巷道不同支護情形下的圍巖變形進行對比分析。結(jié)果表明:巷道開挖卸載引起周圍巖體應(yīng)力釋放,致使圍巖向巷道徑向擠壓,產(chǎn)生的最大位移達到13.1 cm,影響巷道的安全使用;采用U型鋼+底部反拱共同支護后,對巷道兩幫及頂板的支護效果比較明顯,巷道兩幫圍巖的水平位移減少6.1 cm,頂板圍巖的沉降范圍減少,且圍巖應(yīng)力釋放速度減緩,但對巷道底板圍巖的支護未達到要求,底板隆起值增加1.5 cm;采用全斷面噴錨支護后,巷道頂、底板處圍巖的豎向位移顯著減小,同時巷道兩幫圍巖水平位移也相應(yīng)減小,但圍巖應(yīng)力釋放的速度加快。

數(shù)值模擬;高應(yīng)力軟巖;卸荷;變形；巷道支護

0 引 言

隨著國家礦產(chǎn)資源不斷開發(fā)和采掘,開采作業(yè)空間已由地表向深部地下方向擴展,采掘過程中不可預(yù)見的情況變得更多,導(dǎo)致施工的難度增大,對于采掘開挖技術(shù)的要求更嚴格,需考慮的問題更廣泛。對當?shù)叵律畈寇泿r進行巷道開挖時,圍巖的原始應(yīng)力受到破壞,致使初始應(yīng)力重分布,圍巖的應(yīng)力釋放使巷道受到水平側(cè)壓、頂壓及偏壓等作用,致使巷道產(chǎn)生底部隆起、頂部沉降等變形,甚至破壞。目前深部軟巖巷道的變形已成為影響礦產(chǎn)資源深部采掘施工安全的重要因素,巷道的支護和穩(wěn)定已成為國內(nèi)外研究的焦點。

國內(nèi)研究者和工程技術(shù)人員對此類問題做了相關(guān)研究,并取得一些成果。文獻[1]采用不連續(xù)變形分析軟件對影響巷道變形的巖體力學因素(例如地應(yīng)力、圍巖破裂面傾角和圍巖塊體彈性模量等)進行分析,研究結(jié)果表明地應(yīng)力是最重要的影響因素;文獻[2]運用顆粒流軟件PFC2D對軟巖巷道開挖后圍巖變形規(guī)律進行分析,探討了圍巖各個關(guān)鍵部位位移的分布特征;文獻[3]針對深部巷道開挖變形問題,采用FLAC3D有限差分程序并結(jié)合現(xiàn)場實測對巷道支護方法進行比較分析,發(fā)現(xiàn)圍巖破壞主要發(fā)生在巷道兩幫、肩角及底角,其中工程類比法支護方案最優(yōu);文獻[4]通過建立深部巷道開挖動力響應(yīng)模型,推導(dǎo)出擾動應(yīng)力、應(yīng)變、位移滿足擾動方程和邊界條件,并能準確反映巷道開挖時圍巖變形的動態(tài)過程理論與方法。

針對深部巷道開挖卸載過程中圍巖的應(yīng)力釋放引起巷道的變形與破壞等問題,許多研究者運用有限元軟件模擬巷道開挖過程,分析圍巖變形情況[5-11],為工程施工提供參考和預(yù)防解決措施。針對深部巷道開挖后引起的各種變形和破壞等問題,文獻[12-18]分別對不同地層結(jié)構(gòu)下的巷道進行相應(yīng)支護,通過采用多次支護來最大化地減小變形,并分析了相關(guān)因素對支護結(jié)果的影響。

本文以金川Ⅱ礦區(qū)深部軟巖巷道開挖工程為例,基于巷道實際變形和地層結(jié)構(gòu)特點,運用有限元軟件模擬開挖時巷道圍巖變形及支護后圍巖變形的主要變化特征,對金川礦區(qū)采動圍巖變形規(guī)律和變形機理進行研究,用以指導(dǎo)Ⅱ礦區(qū)安全生產(chǎn)和地質(zhì)災(zāi)害的防治,并為類似工程提供參考。

1 開挖過程模擬

1.1 工程背景

金川集團股份有限公司Ⅱ礦區(qū)地質(zhì)構(gòu)造發(fā)育,礦巖破碎,地應(yīng)力較高,巖體穩(wěn)定性極差,地質(zhì)條件復(fù)雜,開采難度大。金川礦床可劃分為4個相對獨立的巖段,從西向東依次為Ⅲ、Ⅰ、Ⅱ、Ⅳ 4個礦區(qū),如圖1所示。

1.第四系 2.條痕混合巖 3.大理巖 4.含榴二云片麻巖 5.均質(zhì)混合巖 6.黑云斜長片麻巖 7.混合巖 8.混合花崗巖 9.晚期花崗巖 10.超基性巖體 11.地質(zhì)界線 12.斷層構(gòu)造

根據(jù)金川礦床地質(zhì)構(gòu)造及1 100 m水平分段巖體質(zhì)量分區(qū),選取Ⅱ礦區(qū)地面標高為-676 m某段開拓巷道作為研究背景。該區(qū)域巖性多變,圍巖裂隙發(fā)育,穩(wěn)定性差，采掘卸荷巷道實際尺寸為4.60 m×1.70 m×2.30 m。建立有限元實體單元模型,采用4節(jié)點三角形錐體單元,共103 652個單元,網(wǎng)格劃分如圖2所示。

計算模型前、后、左、右面上施加相應(yīng)的法向約束,下表面施加豎向約束,上表面為自由邊界。圍巖原始應(yīng)力場q0=18.8 MPa作用在模型的上表面,水平向最大主應(yīng)力σhmax=34.2 MPa,最小主應(yīng)力σhmin=13.6 MPa,沿模型前、后、左、右4個面從上往下呈斜面遞增分布。

由于實際地質(zhì)條件與施工狀態(tài)比較復(fù)雜,模型計算時假設(shè)巖體是各向同性、連續(xù)的彈塑性材料,各巖性均采用摩爾-庫倫屈服準則。

圖2 三維數(shù)值計算模型

計算模型的力學參數(shù)見表1所列。表1中,ρ為巖體密度;E為巖體彈性模量;μ為泊松比;σt為巖體抗拉強度;c為黏聚力;φ為內(nèi)摩察角。

表1 計算模型的力學參數(shù)

1.2 巷道開挖過程

模擬開挖卸荷過程,先對模型中巖體施加重力荷載和原巖初始應(yīng)力的邊界荷載,并清除初始應(yīng)力作用下巖體的位移(即位移清零)。計算模型巷道總長15.0 m,開挖過程從z=0 m開挖到z=15.0 m,每延米為1個卸荷開挖時步,整個卸荷過程共分為15個卸荷開挖時步。開挖卸載過程中,巷道周圍的巖體均向巷道方向收斂,徑向應(yīng)力降低。

1.3 卸荷變形結(jié)果

巷道開挖過程中圍巖沿x方向水平位移、沿y方向豎向位移及總位移云圖如圖3所示。

圖3 開挖后圍巖位移云圖

從圖3a可知,巷道開挖過程中,整體圍巖水平方向位移影響范圍較小,巷道兩幫圍巖的水平位移受開挖影響較大,巷道左側(cè)圍巖向x正方向移動,右側(cè)向x負方向移動,且隨著圍巖與巷道距離的增大,圍巖的水平位移量逐漸減小,其中水平位移區(qū)域主要集中在巷道兩幫塑性軟化區(qū)內(nèi)的圍巖,這是因為該處圍巖的應(yīng)力釋放最大,周圍巖體向巷道水平方向徑向擠壓,沿x正向水平位移最大值為12.7 cm,沿x負向水平位移最大值為10.3 cm。

從圖3b可知,巷道開挖卸載引起圍巖的豎向位移與水平位移相比,在塑性軟化區(qū)內(nèi)影響范圍更小,而在彈性區(qū)與塑性強化區(qū)內(nèi)影響范圍更大,豎向位移主要集中在巷道頂、底板處,頂部沉降最大值為7.2 cm,底部隆起最大值為7.8 cm,巷道出現(xiàn)底鼓現(xiàn)象。

從圖3c可知,總位移主要集中在巷道兩側(cè)圍巖,以非對稱形式沿水平方向擴展,豎直方向位移變化不顯著,最大總位移量為13.1 cm。

巷道開挖后不同監(jiān)測點處位移情況對比如圖4所示。

圖4 開挖后不同監(jiān)測點位移

從圖4可知:巷道兩幫圍巖的變形量明顯大于頂、底板處,其中右側(cè)幫圍巖水平位移量最大,頂板圍巖沉降最小,說明巷道在開挖過程中周圍巖體應(yīng)力釋放大小不一致;頂、底板處監(jiān)測點位移在開挖1～5時步內(nèi)變化較大,在5～15時步過程中變化不明顯,趨于穩(wěn)定;巷道兩幫處監(jiān)測點位移在開挖1～10時步內(nèi)變化較大,10時步以后開挖過程中位移變化不顯著,說明巷道開挖過程中頂、底板處位移影響范圍比兩幫處小,且圍巖應(yīng)力釋放速度不一致。

2 支護方案

針對上述深部軟巖巷道開挖引起的圍巖變形狀況,本文采用2種支護方案:

(1) 采用U型鋼+底部反拱共同支護方案。U型鋼截面面積為4 000 mm2,沿巷道掘進方向架設(shè),間距1.5 m,巷道底部設(shè)置反拱,拱高0.35 m,U型鋼和底部反拱與巷道之間的空隙通過向巷道內(nèi)壁噴射厚度為0.2 m的混凝土以及向底部噴射厚度為0.5 m的混凝土來加以充填與固定。

(2) 采用全斷面噴錨支護方案。錨桿直徑為25 mm,長度為6.0 m,每個斷面寬度為1個開挖步寬1.0 m,共布置10根錨桿,均在斷面正中間,同一斷面的錨桿間距弧長為1.5 m,不同斷面間錨桿間距為1.0 m。

2種方案的支護材料力學參數(shù)見表2所列。分別重新建立3D有限元模型模擬巷道開挖過程,并在每步開挖結(jié)束后再模擬加上相應(yīng)的支護結(jié)構(gòu),然后繼續(xù)開挖下一步,直至巷道貫通,其中U型鋼、反拱及錨桿采用梁單元,混凝土材料采用實體單元,并與無支護條件下巷道開挖時圍巖的變形情況進行對比。

表2 支護材料力學參數(shù)

3 支護效果對比

3.1 U型鋼+底部反拱共同支護后圍巖變形

巷道開挖支護后圍巖沿x方向水平位移、沿y方向豎向位移及總位移云圖如圖5所示。

從圖5可以看出，巷道支護后圍巖變形范圍均增大,位移分布情況比較均勻,由此可知應(yīng)力集中現(xiàn)象減弱。

圖5 U型鋼+底部反拱共同支護后圍巖位移云圖

從圖5a可知,圍巖在水平方向變形仍然主要集中在巷道兩幫處,呈近似對稱分布形態(tài),其中沿x正向水平位移最大值為6.6 cm,負向最大值為5.8 cm。從圖5b可知,巷道處圍巖周邊隆起變形區(qū)域增大,其中底板處最大隆起值為9.3 cm,有明顯底鼓現(xiàn)象。從圖5c可知,總位移影響范圍較大,其中最大位移為9.3 cm。

巷道開挖支護后不同監(jiān)測點的位移如圖6所示。

從圖6可知,開挖卸荷后,采用U型鋼+底部反拱共同支護后的左、右兩幫變形近似于對稱分布,巷道頂、底板處位移大于兩幫的位移,底板處最大,左側(cè)幫最小。其中頂、底板處圍巖的位移在開挖1～10時步內(nèi)變化較大,10～15時步內(nèi)變化不明顯,趨于穩(wěn)定；兩幫處監(jiān)測點位移在開挖1～8時步內(nèi)變化較大,8～15時步內(nèi)變化不顯著。上述結(jié)果表明支護后有效減緩了圍巖應(yīng)力釋放的速度。

圖6 U型鋼+底部反拱共同支護后不同監(jiān)測點位移

3.2 全斷面噴錨支護后圍巖變形

全斷面噴錨支護后圍巖不同監(jiān)測點在不同開挖時步下的位移曲線如圖7所示。

圖7 全斷面噴錨支護后不同監(jiān)測點位移

從圖7可知:開挖卸荷后,采用全斷面噴錨支護后的左、右兩幫以及頂、底板變形均近似于對稱分布,頂、底板處圍巖的位移遠小于巷道兩幫處圍巖,其中底板處位移量最小,右側(cè)幫最大,分別為0.03、0.08 m;頂、底板處圍巖的位移在開挖1～4時步內(nèi)變化量較大,第4時步后位移增量減小;巷道兩幫圍巖的位移在開挖1～5時步內(nèi)變化量較大,第5時步后位移基本不再變化。上述結(jié)果表明支護后加快了圍巖應(yīng)力釋放的速度。

3.3 支護對比分析

圖4、圖6及圖7反映了開挖卸荷后未支護、U型鋼+底部反拱共同支護和全斷面噴錨支護3種情形下的圍巖變形情況。綜合分析可知,不支護時巷道周邊圍巖的變形均較大,與不支護情形相比,采用U型鋼+底部反拱共同支護能有效地降低巷道左、右兩幫圍巖的水平位移,右側(cè)幫圍巖位移減少6.1 cm,左側(cè)幫圍巖減少4.5 cm;拱頂處圍巖沉降雖然增加0.1 cm,但拱頂沉降范圍大大減小;對于減小拱底處圍巖隆起的效果不明顯,底板位移增大了1.5 cm。采用全斷面噴錨支護能有效地降低拱頂與拱底處圍巖的豎向位移,與不支護情形相比,拱頂圍巖沉降減小了4.0 cm,拱底圍巖隆起值減小了5.0 cm,巷道兩幫處圍巖水平位移也減小,但圍巖的應(yīng)力釋放速度增大。

4 結(jié) 論

針對軟巖開挖卸荷變形和支護效果,運用有限元軟件對開挖過程進行數(shù)值模擬,并對不同支護方式下圍巖變形進行對比,結(jié)果表明:

(1) 軟巖巷道在開挖卸載過程中圍巖均向巷道徑向擠壓,產(chǎn)生變形最大值達到13.1 cm。

(2) 采用U型鋼+底部反拱共同支護后巷道兩幫及頂板支護效果明顯,巷道兩幫圍巖水平位移減少6.1 cm,頂板沉降范圍減少,但巷道底鼓現(xiàn)象明顯,底板隆起增量為1.5 cm。

(3) 采用全斷面噴錨支護能有效地減少巷道拱頂與拱底處圍巖的豎向位移,分別減少4.0、5.0 cm,同時也減少了巷道兩幫處圍巖的水平位移,但不是很明顯。

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Numericalsimulationonunloadingdeformationandsupportingeffectofsoftrockexcavation

WANG Yixian1,2, SHAN Shengbiao2,3, CAO Ping4, WAN Linhui4, SONG Heng4

(1.State Key Laboratory of Water Resources and Hydropower Engineering Science, Wuhan University, Wuhan 430072, China; 2.School of Civil and Hydraulic Engineering, Hefei University of Technology, Hefei 230009, China; 3.Nanchang Rail Transit Group Co., Ltd., Nanchang 330038, China; 4.School of Resources and Safety Engineering, Central South University, Changsha 410083, China)

The rock in Jinchuan No.2 Mining Area is high stress soft rock. In this paper, the surrounding rock deformation and the supporting effect during the excavation of deep soft rock roadway were investigated. A three-dimensional finite element model was established to simulate dynamically the construction process of roadway. Deformation of surrounding rock supported by different measures was compared and analyzed. The numerical results show that the stress in surrounding rock is released during the excavation of roadway, and it makes the radial extrusion of surrounding rock to the roadway, and the maximum deformation value is 13.1 cm. It would affect the safety of roadway. After using the joint supporting plan of U-shaped steel and bottom inverted arch, the supporting effect on the two sides and roof of roadway is obvious. The horizontal displacement of the two sides of roadway reduces 6.1 cm, and the range of settlement of the roof of roadway decreases. It slows the speed of stress release, but does not meet the supporting requirement for surrounding rock of roadway floor. The swell of surrounding rock of roadway floor increases by 1.5 cm. After the whole section of roadway is sprayed by anchor, the vertical displacement of surrounding rock of roadway roof and floor decreases obviously, and the horizontal displacement of surrounding rock of the two sides of roadway decreases slightly, but it accelerates the stress release.

numerical simulation; high stress soft rock; unloading; deformation; roadway supporting

2015-08-04；

2017-11-05

國家自然科學基金資助項目(51774107);安徽省住房城鄉(xiāng)建設(shè)廳科學技術(shù)計劃資助項目(2013YF-27);合肥市重點工程建設(shè)局科技支撐資助項目(2013CGAZ0771)和水資源與水電工程科學國家重點實驗室開放研究基金資助項目(2013B111)

汪亦顯(1980-),男,湖北黃岡人,博士,合肥工業(yè)大學副教授,碩士生導(dǎo)師.

10.3969/j.issn.1003-5060.2017.12.012

TU941

A

1003-5060(2017)12-1643-06

(責任編輯張淑艷)