深部软岩巷道失稳机理的DDA数值模拟研究.pdf

2 0 0 9年第 6期 能 源 技 术 与 管 理 l 7 d n i 1 0 ． 3 9 6 9 ／ j ．i s s n ． 1 6 7 2 - 9 9 4 3 ． 2 0 0 9 ， 0 6 ． 0 0 7 深 部 软 岩 巷 道 失 稳 机 理 a -a DDA 数 值 模 拟 研 究 王 玉禄 阳泉煤 业集 团有限责任 公司， 山西 阳泉 0 4 5 0 0 0 [ 摘要 ] 针对某矿地质和技术条件 ，采用非连 续体力学计算程序模拟 了深井软岩巷道失稳 变形机理。模拟表 明 深部巷道 围岩的软岩特性十分明显 ， 变形首先从 关键部位 开 始 ， 进 而导致整个支护 系统的失稳 ； 深部地应力大而且应力场分布复杂是影响巷道 稳定性的最重要 因素 ； 变形破坏后的巷 道围岩在块体尺寸、 破裂面粘结力和抗拉 强 度等力学特性方 面均有显著恶化 ， 加剧 了巷道后期的变形破坏 ； 支护时机 不恰 当、 支护形式及参数不合理等是导致复杂条件软岩巷道失稳的关键原因。 [ 关键词 ] 深部开采； 软岩巷道； 失稳机理 ； 非连 续变形 [ 中图分类号 ]T D3 2 2[ 文献标识码 ]B [ 文章编号]1 6 7 2 ． 9 9 4 3 2 0 0 9 0 6 ’ 0 1 7 3 0 引 言 某矿软岩巷道埋深大 、 围岩软弱。 常规锚网喷 支护或 2 9 U型钢架棚支护效果差 ， 部分巷道返 修 加 固后仍不能有效控制变形 ，极大增加了支护成 本， 严重影响矿井正常投产。 许多学者通过现场实 测及借助连续体力学计算对巷道失稳机理作了大 量研究。但是， 地下工程岩体是一种非连续体 ， 其 变形主要南岩体 中方向各异的众多裂隙结构面发 生开裂 、 滑移等引起， 具有非线性、 非连续的特陛l 1 ， 采用连续介质力学理论研究结果带有相 当大局限 性。限于研究难度及研究手段 ， 迄今 为止 ， 尚未见 到采用非连续体力学方法研究巷道围岩位移变化 规律的。本文针对该矿地质和技术条件 ， 采用“ 非 连续变形分析 D D A ” 计算程序进行计算分析 ， 以 期获得的理论成果用于指导工程实践 。 1 软岩 巷道破坏特点及 失稳机 理分析 研究揭示 E 3 - 5 巷道支护的主要对象是松动圈 形成发展过程中的碎胀变形压力 。对于深部软岩 巷道 ， 开挖后其 围岩必然出现破碎区， 表现出一次 失稳现象。 而且， 该破碎区在没有约束条件下将持 续发展下去直至巷道完全破坏。 可以说 ， 复杂条件 下软岩巷道失稳破坏的根本原因就是巷道一次失 稳的长期发展。该矿深部巷道出现的变形破坏现 象 ，就是因为没有采取及时合理 的治理措施来阻 止其一次失稳的发展。 在巷道一次支护 中， 主要采 用传统锚喷支护和 U型钢可缩支架 ， 这两种支护 方式都未能很好地满足巷道支护要求 ，出现 了不 同程度的变形和破坏 。 对于锚喷支护巷道 ， 由于传 统施工工艺是先铺金属网后喷射混凝土至设计厚 度 ， 使得厚厚的喷层 附着于金属 网外部 ， 一旦变形 很容易剥离掉落 ， 带来较大的安全隐患。 2 软岩 巷道 围岩破裂 的 D D A数值模 拟 巷道围岩由于节理 、裂隙 、断层等弱面的存 在 ， 具有非连续 的特性 ， 其稳定性主要 由破裂面力 学性质所控制 ， 因此 ， 本文重点研究破裂面参数对 围岩位移的影响。D D A方法是一种分析不连续介 质力学 的崭新 的岩土工程数值模 拟方法 ， 该方 法平行于有限元法 ， 充分考虑 了岩体的复杂性 ， 将 结构面切割而成的块体作为分析单元 ，将动力学 与静力学统一起米 ，用最小势能原理把块体之间 的接触 问题和块体本身的变形问题统一到矩阵中 求解 ， 具有完备的运动学理论 、 严格 的平衡假定 、 正确的能量消耗 。 2 ． 1 数值模拟条件 深部巷道围岩位移量是衡量巷道矿压显现强 烈程度和维护状况的重要指标 ，也是其最易直接 获得的指标， 它是巷道围岩应力 、 围岩强度和巷道 支护三大因素相互作用的最终表现。本文模拟对 象为轨道下山， 该巷道围岩为砂质泥岩 ， 巷道开挖 后 出现大松动圈， 数值模拟对象基本参数为 地应 力 2 1 ． 9 MP a ， 支护阻力 0 ． 2 MP a ， 破裂 面倾角 4 5 。 ， 破裂面粘结力 0 ． 1 MP a ， 破裂面抗拉强度 0 ． 1 MP a ， 破裂面内摩擦角 1 5。 ， 块体边长 0 ． 8 I T t X 1 ． 2 m， 块 体弹模 7 ． 9 G P a ， 块体泊松 比 0 ． 2 5 。 巷道形状为半 圆拱形 ， 跨度为 3 ． 6 13 “1 ， 高度为 1 8 王玉禄深部软岩巷道失稳机理的 D D A数值模拟研究 2 0 0 9 年第 6 期 3 m； 模拟巷道顶板 、 两帮及底板为均匀分布的可 缩量大的整体式支护。 在巷道顶 、 底板及两帮布置 4个围岩表面位移观测点 ， 如图 1 所示。 图 1 模型边界条件 2 ． 2 数值模拟结果及分析 2 ． 2 ． 1 地应力与围岩位移关系 地应力是引起地下巷道围岩变形 、破坏 的最 直接因素。 根据有关研究结论 ， 本矿原岩应力 以自 重应力为主。 模拟结果表明 地应力显著影响巷道 位移量。埋深增加， 4个特征点位移量普遍增大 ， 但位移增加速率明显不同，地应力对巷道上帮与 底板位移影响最为显著 ； 巷道位于中浅部 埋深小 于 8 0 0 m 时位移量较小 ， 巷道位于深部时位移量 对地应力变化敏感性显著增强 ，尤其是上帮位移 变化最为敏感 。 2 ． 2 ． 2 支护阻力与位移关系 支护阻力与围岩位移关系实质是支护与围岩 相互作用 。 从 图 2中可见 支护阻力显著影响着巷 道位移量及围岩稳定性 ，且支护阻力有一临界最 小值。随着支护阻力增加， 巷道位移量显著降低 ， 深部巷道临界 最小 支护阻力应为 0 ． 1 5 0 ． 2 MP a ， 巷道上帮为巷道支护关键部位。 从安全 、 经济角度 出发 ， 具体工程条件下， 支护阻力有一最优值 。当 支护阻力从 0 ． 2 M P a 增加到 0 ． 3 MP a 时 ， 巷道 4个 特征点的位移量并没有显著降低 ，然而每米巷道 支护成本要增加千元以上 ， 非常不经济。所以， 此 条件下 ， 支护阻力最优值0 ． 1 5 ～ 0 ． 2 MP a 为合适 。 l 支护阻力／ MP a 图 2 支护阻力与 围岩位移变化关系 2 ． 2 _ 3 围岩破裂面物理力学参数与位移关系 1 围岩破裂面倾角 0与位移关系。当围岩 破裂面倾角在 1 O o ～ 3 0 o 范围内增加时 ，巷道两帮 及顶底板的位移变化很小 ，说明模型参数工况下 巷道非常稳定。而当围岩破裂面倾角在 3 0 。 - 5 0 。 范围内增加时， 巷道位移量变化极大 ， 尤其是当围 岩破裂面倾角达到 4 0 。 一 4 5 。 时，无论是巷道两帮 还是顶底板位移均有一个突变点 ，对此必须给予 高度重视。 2 围岩破裂面粘结力与位移关系。从图 3 中可知 ①破裂面粘结力显著的影响着巷道位移 量 ， 且粘结力有临界最小值 。随着粘结力增加， 巷 道位移量显著降低 ， 深部巷道破裂面临界 最小 粘结力应为 0 ． 1 M P a ， 其中巷道上帮及底板尤为巷 道支护关键部位 。采用锚杆支护或者锚注 注浆 可增加破裂面粘结力， 能极大降低巷道位移量。 ② 从经济角度出发 ， 具体工程条件下 ， 粘结力有最优 值。当粘结力从 0 ． 1 M P a 增加到 0 ． 2 MP a时， 巷道 4 个特征点的位移量绝对数值并没有显著降低 ， 成本却增加了很多。 粘结力 P a 图 3 破裂面粘结力与顶底板位移关系 3 围岩破裂面内摩擦角与位移关系。模拟 结果显示 ①内摩擦角的变化对巷道位移量的影 响较为显著。 随着 内摩擦角增加 ， 巷道位移量显著 降低 ，内摩擦角对深部巷道位移量显著影响的临 界 最小 值为 2 5 。 3 0 。 ， 巷道上帮为支护的关键 部位。 ②当内摩擦角 p 1 0 。 ～ 1 5 。 时， 巷道 4 个特征 点位移量均较大 ； 当 q 2 5 。 ～ 3 O 。 时 ， 位移量减少明 显 ，说明 2 5 o 3 0 7 基本为此种条件下影响深井巷 道位移量拐点 。 4 围岩破裂面抗拉强度与位移关系。模拟 显示破裂面抗拉强度显著影响着巷道两帮的位移 量 ， 对顶底板位移量影响不显著。1 ． 0 MP a 基本为 此种条件下显著影响两帮位移量围岩破裂面的最 小抗拉强度 曲线拐点 。 5 围岩块体尺寸 破裂面间距 与位移关系。 研究表明块体尺寸大小显著影响围岩位移量的 大小。 随着块体尺寸增大， 位移量显著降低。 影响 位移量的临界块体尺寸点为 0 ． 8 m X 1 ． 2 i n 。 6 围岩块体弹性模量与位移关系。从图4 2 0 0 9年第 6期 能 源 技 术 与 管 理 1 9 可见 ， 围岩块体弹性模量在 5 ～ 2 0 G P a范围内变化 时 ， 总体上巷道位移量变化不显著。 弹模的变化对 上帮位移量影响较大。 弹 模 ／ M 图 4 块体弹性模量与顶底板位移关系 7 围岩块体泊松 比与位移关系 。围岩块体 泊松 比在 0 ． 1 0 ． 4 5范围内变化时 ，巷道位移量总 体在增加 ， 但是变化不大 ， 巷道没有失稳 冒落 ， 块 体泊松比对巷道位移量影响不显著。其主要原因 可能是由于假设 围岩松动圈块体本身在外力作用 下仅有弹性应力和弹性应变而不发生破坏 ， 所以， 块体泊松 比变化引起块体弹性位移量较小 。 3 软岩巷道围岩位移影响因素分析 通过对上述计算结果的分析 ，巷道围岩位移 影响因素次序为 地应力 支护阻力 块体尺寸 破裂面粘结力 破裂面抗拉强度 破裂面倾角 破 裂面内摩擦角 围岩块体泊松 比 块体 弹性模量 。 从这个顺序看 ，巷道稳定性主要由破裂面力学性 质所控制。巷道位置确定后 ， 则巷道围岩地应力 、 块体尺寸及破裂面 节理面、 层理面等 倾角等数 值即确定 ， 所 以欲减小 围岩位移量 ， 一是提高巷道 表面的支护抗力 ，另一方面应优先考虑增加围岩 残余强度 ，即破裂面粘结力 、抗拉强度及 内摩擦 角。 因此 ， 对破裂岩体注浆或者采用深入到围岩内 部的锚杆支护以增加破裂面粘结力 、抗拉强度及 内摩擦角为首选支护方案。 4 支护“ 关键部位” 的概念及对策 数值模拟结果与工程实践均证实 ，巷道开挖 后 ， 巷道 围岩两帮及顶底板位移量并不是均匀的， 而是首先从巷道某一个或者某几个部位开始变形 破坏 ， 从而导致整个巷道失稳 ， 这些首先破坏的部 位称 为支护的“ 关键部位” 。 上述数值模拟结果显示 ，深井大松动圈非连 续体软岩巷道的“ 关键部位” 是巷道围岩的上帮及 底板 ， 尤其是巷道上帮位移量较大 ， 一旦巷道支护 体的强度 、刚度及可缩量不适应巷道上帮位移特 性 ，巷道会首先从此破坏 ，然后导致其它部位失 稳 ， 最终导致巷道全断面失稳破坏 。所以， 应该针 对巷道 的不同部位 ，采取不同的支护参数或治理 措施。 就本文讨论的深井大松动圈软岩巷道而言 ， 在巷道全断面支护阻力设计为 0 ． 1 5 ～ 0 ． 2 MP a 情况 下 ， 巷道上帮应加强支护， 局部施加全长锚 固高强 锚杆或者锚索是合适 的。 5 结论 1 深部巷道 围岩的软岩特性十分明显 ， 除 一 部分 围岩本身强度低呈现软岩特性外 ，即使坚 硬岩石也会呈现明显 的软化和弱化现象。深部地 应力大而且应力场分布复杂是影响巷道稳定性 的 最重要因素。 2 变形破坏后的巷道围岩在块体尺寸 、 破 裂面粘结力和抗拉强度等力学特性方面均有显著 恶化 ， 导致承载能力急剧降低 ， 再加上没有及时实 施有效的主动支护等加强支护手段 ，加剧了巷道 后期 的变形破坏。 3 支护 时机不恰 当 、 支护形式及参数不合 理等也是 导致 复杂条件软岩巷道 失稳的关键原 因， 特别是软岩巷道的“ 关键部位 ” 没有得到足够 的重视而采取相应的加强支护措施 ，导致巷道从 关键部位首先失稳 ，继而导致巷道全断面失稳破 坏 ；施工质量的好坏也是直接影响巷道稳定性与 维护水平 的重要因素 。 [ 参 考 文 献 ] [ 1 ]朱俊平． 软岩巷 道支护技 术及其在实 践 中的应 用 [ J ] ． 煤炭工程 ， 2 0 0 6 ， 5 2 0 - 2 1 ． [ 2 ]吴和平 ， 陈建宏 ， 张涛 ， 等 ． 高应 力软岩巷道 变形破坏 机理与控制对策研 究[ J ] ． 金属矿山 ， 2 0 0 7 ， 9 5 0 5 4 ． [ 3 ]付 国彬 ． 锚 杆与 围岩相 互作 用关 系 及锚 固力 的研究 [ D] ． 中国矿业大学博士论文 ， 1 9 9 9 ． [ 4 ]柏建彪 ， 侯 朝炯 ， 杜木 民 ， 等． 复合 顶板极软煤 层巷道 锚 杆 支 护 技 术 研 究[ J ] ．岩 石 力 学 与 工 程 学 报 ， 2 0 01 ， 2 0 1 5 3 - 5 6 ． [ 5 ]刘军 ， 李 仲奎 ． 非连续变形分析 DD A 方法研究现状及 发展趋势[ J ． 岩石力学与工程学报 ， 2 0 0 4 ， 2 3 5 8 3 9 8 4 5． [ 作者简介] 王玉禄 ] 9 7 0 一 ， 男， 山西祁县人， 采矿工程师， 毕业于 中国矿业大学矿井建设专业 ， 现工作于 阳泉煤业集 团有 限 责任公司。 [ 收稿日期 2 0 0 9 0 7 3 1 ]