金属矿山节理化岩体巷道锚杆支护加固机理模拟研究
2012-01-08康志强罗忠伟贾玉波
康志强,罗忠伟,贾玉波
(河北联合大学矿业工程学院,河北省矿业开发与安全技术重点实验室,河北 唐山 063009)
锚杆加固技术其力学实质是通过人为加载或随岩体变形被动发挥的方式,改善岩体的应力状态,从而充分发挥岩体本身的自承能力和自稳能力,保障岩体工程的安全性和稳定性。岩体是含有大量节理裂隙损伤的天然结构体,其变形和破坏与节理裂隙的扩展和贯通密切相关。锚杆对岩体的加固效应集中体现在锚杆对裂纹和节理的止裂增韧效应上,近几十年来,很多学者开展了这方面的理论研究工作,并取得了大量的成果,为从理论上揭示锚杆的加固机理奠定了基础[1-3]。运用计算机数值计算的方法研究锚杆的加固效应,是近年来研究锚杆加固机理的有效手段,利用数值分析的方法可以从宏观的应力场和位移场角度,来研究加锚岩体结构的强度和稳定性变化,通过分析加锚前后岩体结构场效应的变化,从而判断锚杆的加固效果[4-5]。伴随着岩锚技术的发展,锚固理论以及锚固效应的研究也不断深入,从而为岩锚设计和施工技术的提高,提供理论和研究的支持。尤其是岩体锚固效应的研究对于揭示锚杆作用的内在机制具有十分重要的意义。
本文以金属矿山节理岩体巷道为原型,利用数值模拟软件对节理裂隙岩体双轨巷道锚杆支护进行数值模拟分析,进一步揭示了锚杆支护对于改善节理巷道围岩受力状况、限制巷道围岩的变形量等方面的显著效果。
1 锚杆加固节理岩体的基本原理
从国内外大量的资料[6-7]可知,锚杆在节理面的剪切作用下,锚杆不仅沿着节理弱面厚度发生明显变形,而且锚杆直径的3~4倍的区段内也会有明显的剪切变形。假设锚杆的剪切变形长度为lt,杆体轴向变形长度为ln,锚杆与节理面的夹角为φ。根据图1可以得到下列公式:
ξn=Ltcosφ-Lnsinφ;
ξt=Ltsinφ+Lncosφ
式中ξn、ξt是弱面的切向和法向位移;Lt、Ln是杆体的横向和轴向位移。
其中
;
式中Eb、Gb是锚杆材料的杨氏模量和剪切模量;A是与杆体截面形状有关的剪切系数,对于园截面实心杆体,A=4/3;Bt和Bn分别是锚杆杆体内剪应力、轴向应力分布形状系数,σb,τb分别是锚杆轴力和剪力。
图1 节理弱面位移图
应用等效连续模型,节理弱面的强度通过锚杆的作用得到增强,则加锚节理面的抗剪强度变为[8]:
τbs=(σc+σsn)f+(CC+τs)
式中f是节理面的摩擦系数;σc、CC分别是节理弱面自身的压应力和粘结力;σsn、τs分别是由杆体提供给弱面的等效法向和切向应力。
结合上述个方程得到节理弱面的本构方程:
2 裂隙岩体巷道数值计算模型的建立
采用大型三维数值模拟软件FLAC建立节理裂隙岩体巷道模型,模拟巷道的支护施工,模型长度x为30m,宽度y为3m,高度z为30m。其中y正向为巷道开挖推进方向。在模型中,单轨运输巷道断面宽L=5500mm,高H=4300mm,整个模型划分为1056个单元,1647 个节点。
第二,地方财政支持力度使合作项目受限。三地经济发展的水平决定了财政对高校师资培训的支持力度。北京市中心开展的一些师资培训项目中,北京市教委或高校给予了全额的资金拨付,津冀两地的项目开展则会采取部分财政支持部分自付或者完全自付的方式,全额资金支持比例较低。这就造成在一些有合作意向的培训项目上,由于资金配套不足而只能有限合作,影响了师资培训项目的开展和师资间的交流。
建模时,要考虑消除边界条件的影响。根据实际采矿经验与采矿理论,模型上边界施加均匀的垂直压应力,模型两侧施加水平压应力,模型下表面为位移约束,左右边界约束侧向位移。同时,在模拟过程中,要考虑地应力荷载的影响,各步的开挖通过将开挖的部分定义为null空单元来实现。以结构单元cable模拟锚杆,结构单元shell模拟注浆;锚杆和锚索在模拟过程中都看作是非线形材料。
裂隙岩体巷道数值模拟力学参数,如表1所示。
表1 节理岩体力学参数表
计算采取两种模型进行计算:
模型Ⅰ:节理裂隙岩体巷道开挖后,不进行支护的物理模型。
模型Ⅱ:巷道开挖后,对围岩锚注支护后物理模型。采用普通锚注支护结构,其中锚杆规格为Φ22mm×2000m,长度L=2000mm,弹性模量21GPa,抗拉强度0.25MPa,单位长度上水泥浆刚度15.7MPa,单位长度上水泥浆的粘结力0.2MPa,预紧力8kN,间排距1000mm×1500mm,噴层厚度200mm。锚杆托盘采用由钢板压制而成的碟形托盘,规格为150mm×150mm×10mm,和螺母之间加减摩垫圈。
锚杆采用树脂药卷端头锚固,树脂锚固剂型号为K23350,直径为23mm,每支长度为350mm,用量为2支/根。锚杆均使用配套标准螺母紧固,螺母扭矩150~200N·m。
3 巷道围岩的应力云图分析
图2和图3分别为巷道开挖不支护和实施锚喷支护后巷道的围岩X方向的应力云图。从图中可以看出,在巷道开挖后,巷道围岩存在较大的拉应力,拉应力峰值达到6.597×104Pa,巷道顶部及周围处于拉应力集中区,产生破坏的趋势比较明显,巷道底部处于压应力集中区。由此可知,巷道顶板存在冒落的危险,两帮存在片帮的危险。采用锚喷支护后,巷道顶底板及两帮受拉应力影响的范围明显减小,顶板的拉应力集中区消失,顶部处于稳定状态中,从而说明了锚喷支护的效果比较显著。巷道两帮和底板的拉应力峰值为2.81×104Pa,与不支护的情况相比,减小了约140%,且拉应力处于岩体的极限应力范围内,巷道围岩处于稳定之中,锚喷效果明显,巷道围岩稳定。
图2 巷道支护前X方向应力云图
图3 巷道锚喷支护X方向应力云图
图4 巷道支护前Z方向应力云图
图5 巷道锚喷支护Z方向应力云图
4 巷道围岩的位移云图分析
图6和图7分别为巷道开挖后不支护和实施锚喷支护后巷道围岩X方向位移云图。巷道在开挖不支护的情况下,巷道左帮围岩移动1.61×10-1m,右帮围岩移动-1.63×10-1m。采用锚喷支护后,巷道左右两帮围岩位移变化量显著,左帮围岩移动1.17×10-1m,右帮围岩移动-1.18×10-2m。由数据看出,采用锚喷支护后巷道两帮移尽量减少了约40%。由此看出采用锚喷支护对片帮起到一定的效果,锚喷支护效果比较明显。
图6 巷道支护前X方向位移云图
图7 巷道锚喷支护X方向位移云图
图8 巷道支护前Z方向位移云图
图9 巷道锚喷支护Z方向位移云图
图8和图9分别为巷道开挖后不支护和实施锚喷支护后巷道围岩Z方向位移云图。巷道开挖后顶板下沉2.52×10-1m,底板最大底膨量为2.0×10-1m。采用锚喷支护后,顶板的下沉量为1.22×10-1m,而底板最大底膨量1.5×10-1m,顶底板移近量减小50%。由此说明,锚喷支护后,巷道围岩围岩明显减小,巷道处于稳定状态中,与现场实测的结果基本一致。
5 结论
通过研究锚杆支护前后岩体结构应力场和位移场的变化规律,从而判断锚杆的加固效果得出锚杆加固在节理岩体巷道中的作用机理,揭示了锚杆加固对节理岩体的加固支撑作用。
通过Flac3D大型数值模拟软件计算表明:锚杆支护加固对于改善节理化巷道围岩的受力状况、限制巷道围岩变形量具有重大的作用,对节理裂隙岩体进行锚杆加固是一种有效的节理岩体支护方法。在技术上是可行的,在工程实践中具有重大的指导意义。
[1]李术才,朱维申.加锚节理岩体断裂损伤模型及其应用.水利学报,1998(8):52-56.
[2]何思明,王成华,吴文华.基于损伤理论的预应力锚索荷载一变形特性分析[J].岩石力学与工程学报,2004.23(5):786-792.
[3]许宏发,卢红标,钱七虎.土层灌浆锚杆的蠕变损伤特性研究[J].岩土工程学报,2002,24(1):61-63.
[4]蔡永昌,朱合华,李晓军.一种用于锚杆支护数值模拟的单元处理方法[J].岩石力学与工程学报,2003,22(7):1137-1140.
[5]冯光明,冯俊伟,谢文兵,等.锚杆初锚力锚固效应的数值模拟分析[J].煤炭工程,2005(7):46-47.
[6]Ludvig,B.sheat teatonroekbolte proe of the Int.Symp[M].on ROCK bolting,Stockholm,1983.
[7]Bazant, Z.P.Oh,H:Deformalion of craeked not-reinforced eonerete Walls[J].J.of structural Engineering,ASCE,1983,9(1).