深部軟巖巷道耦合支護方案的數值模擬

高 林 徐國強 李國峰

(1.河北聯合大學建筑工程學院;2.中鐵六局集團有限公司)

由于經濟發展對資源需求的增加，礦產開采深度不斷增加，隨之引發巷道圍巖大變形等一系列嚴重的次生工程災害，對深部資源的安全開采提出了嚴峻考驗［1-4］。深部圍巖處于軟巖狀態，其工程巖體力學性質主要表現為非線性大變形力學特性，對于處于深部軟巖環境下的開采巷道，其支護難度異常困難，支護方案的可行性異常重要［5-8］。本研究為了詳細了解處于深部軟巖環境中某運順巷道開挖后的應力、應變分布情況，驗證初步擬定的支護形方案的可靠性和支護效果，根據對該運輸順槽的變形破壞特征的分析，選取了變形較大的開口位置為研究對象，依據巷道賦存地質情況及巷道實際形狀、大小，對采用“錨網+鋼帶+錨索+噴射混凝土支護”(方案一)和“恒阻大變形錨桿+鋼帶+底角注漿錨管支護”(方案二)2種耦合支護方案，利用大型的有限差分軟件FLAC3D來進行開挖后的動態模擬。

1 計算模型的建立

利用MIDAS/GTS完成巷道幾何模型、地質界面的生成，隨后進行網格劃分并保存單元和節點的幾何信息，FLAC3D的前處理數據格式通過EXCEL處理后轉化而成，并應用Import Grid命令將前處理數據導入，從而生成地質力學模型和支護工況模型如圖1、圖2所示，計算所采用的物理力學參數見表1。

表1 支護物理力學參數取值

圖1 方案一模型

圖2 方案二地質力學與支護工況模型

2種支護方案的模型均由四面體單元構成，計算范圍為長×寬×高=20 m×40 m×40 m。支護方案一共劃分63 502個單元，11 954個節點;支護方案二共劃分25 370個單元，5 051個節點。模型限定條件為側面水平固定，底部固定，模型上表面為應力邊界，并采用13.5 MPa的荷載模擬上覆巖體的自重邊界。分別采用SHELL單元、cable單元和pile單元模擬混凝土噴層、恒阻錨桿和底角錨管的抗彎特性。材料破壞符合Mohr－Coulomb強度準則。巷道為穿越甲2煤層、泥巖和凝灰巖的穿層巷道。

2 支護方案模擬計算結果對比分析

2.1 位移場分布規律分析

巷道位移場分布如圖3、圖4所示。

圖3 支護方案垂直方向位移場分布

從圖3和圖4來看，支護方案一的圍巖變形較大，其中最大頂板下沉量達到692 mm，最大底鼓量達到634 mm，左幫移近量達到625 mm，右幫移近量達到541 mm，兩幫移近量共計達到1 166 mm，超過合理變形范圍，且左幫變形明顯大于右幫;支護方案二的圍巖變形比較均勻且變形較小，最大頂板下沉量為215 mm，最大底鼓量為204 mm，左幫移近量為175 mm，右幫移近量為180 mm，兩幫移近量共計355 mm，在合理變形范圍內。

支護方案一中，由于“錨網+鋼帶+錨索+噴射混凝土”未能與圍巖形成良好的耦合作用，在高應力的作用下，圍巖位移變形處于不穩定狀態，且底板沒有支護，底板首先發生變形，當底板位移發展到一定程度，巷道頂板和兩幫發生位移，最終導致大面積的頂板下沉、底鼓、幫縮、潰幫;而且巷道圍巖出現整體收縮變形，且頂板和底板的總體收縮量接近于左幫和右幫的總體收縮量，屬于典型的非對稱大變形破壞。

支護方案二中，在“恒阻大變形錨桿+鋼帶+菱形網+底角錨管”的共同協調作用下，允許巷道適量變形，釋放部分變性能，但支護強度始終不變。同時考慮到巷道皮帶側施工較為不便，在皮帶側打入2根錨管，比非皮帶側少1根錨管，因此使底板出現非對稱變形，但整體底板位移量較小。依據模擬結果分析可知，底腳錨管注漿填充了底板圍巖內的裂隙，加強了底板的強度，強化了底板整體性，阻斷了塑性滑移線的發展，限制了底板的移動，可以有效防止底板發生較大底鼓。

2.2 應力場分布規律分析

應力場分布如圖5～圖7所示。

圖5 支護方案垂直方向應力場分布

圖6 支護方案水平方向應力場分布

圖7 支護方案剪應力場分布

從圖5～圖7可見，支護方案一的巷道兩幫形成垂直應力集中區，垂直應力集中達到2.14×107N/m，巷道底板和頂板形成水平應力集中區，水平應力集中達到1.55×107N/m，在2個幫角和頂板兩側深處形成剪應力集中區，剪應力集中分別達到5.49×106N/m和5.18×106N/m;支護方案二的巷道兩幫形成垂直應力集中區，垂直應力集中達到2.23×107N/m，其水平應力和剪應力分布相對較為均勻，僅在個別點位出現與支護方案一的水平應力和剪應力值相近的應力集中點。相比較而言，支護方案二對于巷道圍巖應力分布的控制比較理想。

支護方案一中，由于兩幫和頂板的支護強度不足，無法有效控制巷道底板的變形，減少巷道的底鼓量，巷道兩幫出現的應力集中，易導致巷道潰幫現象的發生;支護方案二中，由于底角錨管的打入，有效切斷了水平應力向底板的傳遞，底板水平應力分布較為均勻，說明底角錨管對于控制底鼓的作用是十分明顯的。

2.3 破壞場規律分析

巷道塑性區分布特征如圖8所示。

圖8 支護方案塑性區分布

從圖8可以看出:巷道的破壞是一個復雜的變形過程，巷道開挖后圍巖應力狀態重新分布，塑性區進而得以發展。支護方案一的塑性區分布范圍相對較大，最大擴展范圍為6 m，且該區域范圍內的圍巖基本處于塑性狀態，巷道的整體穩定性能無法保證。支護方案二的塑性區分布范圍相對較小，基本分布于巷道周邊2 m的范圍，僅部分圍巖進入塑性狀態。由此可以看出，支護方案二對于巷道圍巖的變形控制是十分有效的。在支護方案一中采用錨網、錨索支護后，沒有實現預期的支護體與圍巖的耦合作用，無法有效限制支護范圍內的圍巖變形;當圍巖變形發展到一定程度，破壞也由圍巖表層逐步向圍巖深部擴展;破壞的深入又引發了圍巖的更大程度變形和破壞，并逐步超出了支護體的支護能力，使得支護體無法約束和控制圍巖變形，最終導致支護體發生破壞。在支護方案二中采用恒阻大變形錨桿支護后，頂板及兩幫的塑性區的范圍有所減小，在恒阻大變形錨桿允許圍巖有一定的變形的前提下，允許部分圍巖進入塑性狀態;底角注漿錨管控制底板后，底板塑性區的范圍大面積減小。

2.4 支護體受力分析

支護體受力(最大表面位移)運算時步關系曲線如圖9所示。

圖9 支護體受力(最大表面位移)－運算時步關系曲線

可見，支護方案一中給予錨桿施加588 kN的預緊力，錨桿受力隨著圍巖變形的增加而逐漸增大，但錨桿受力與圍巖變形趨勢并不同步。當圍巖變形值達到215 mm時，支護體達到設計最大抗拉強度值2 450 kN，此時圍巖的變形仍在發展，由于支護體不能與圍巖實現協調變形，當圍巖變形到一定程度，超過錨桿自身的可延伸長度時，支護體失效，圍巖變形繼續發展，最終導致巷道失穩。支護方案二中給予恒阻錨桿施加588 kN的預緊力，恒阻錨桿受力隨著圍巖變形的增加而逐漸增大，且恒阻錨桿受力與圍巖變形趨勢基本同步，當恒阻錨桿達到且保持著1 274 kN的設計要求時，圍巖變形值始終控制在220 mm范圍內，此時恒阻錨桿在保持恒阻的同時仍能發生變形，最終達到巷道的整體穩定。

3 結論

通過對2種支護方案的數值模擬分析，可以看出，支護方案一的整體變形量較大，其中主要表現為底鼓量較大，主要因為開放性底板導致的能量從底板優先釋放;支護方案二的耦合支護作用顯著，通過底角注漿錨管切斷應力向底板滑移的路線，能夠將底鼓量控制在允許的范圍內，同時通過恒阻大變形錨桿釋放圍巖內的部分能量，有效控制圍巖變形，實現了支護體與圍巖的耦合，能有效控制圍巖穩定性。

［1］ 何滿潮.深部開采工程巖石力學的現狀及其展望［C］∥第八次全國巖石力學與工程學術大會論文集.北京:科學出版社，2004:88-94.

［2］ 錢七虎.非線性巖石力學的新進展——部巖體力學的若干問題［C］∥第八次全國巖石力學與工程學術大會論文集.北京:科學出版社，2004:10-17.

［3］ 錢七虎.深部地下工空間開發中的關鍵科學問題［C］∥第230次香山科學會議文集.北京:科學出版社，2004:2004.

［4］ 何滿潮，謝和平，彭蘇萍，等.深部開采巖體力學研究［J］.巖石力學與工程學報，2005，24(16):2803-2813.

［5］ 何滿潮，李國峰，任愛武，等.深部軟巖巷道立體交叉硐室群穩定性分析［J］.中國礦業大學學報，2008，37(2):167-170.

［6］ 李國峰，蔡 建，郭志彪.深部軟巖巷道錨注支護技術研究與應用［J］.煤炭科學技術，2007(4):44-47.

［7］ 郭志彪，李國峰.興安煤礦深部軟巖巷道底鼓破壞機理及支護對策研究［J］.煤炭工程，2009(2):66-70.

［8］ 李國峰，李占金，唐強達.鶴煤五礦深部軟巖巷道變形機理及控制對策研究［J］.煤炭工程，2010(1):60-63.