某大型地下硐室不良地质体变形及控制措施研究

2022-04-26石广斌魏娟盆

金属矿山 2022年4期

石广斌肖清魏娟盆张雯洪勇

(1.西安建筑科技大学资源工程学院,陕西西安 710055;2.陕西省岩土与地下空间重点实验室,陕西西安 710055)

随着我国经济的快速发展,深部资源得以开发,随之而来的深部岩体所具有的特殊工程地质问题也更加地突出[1-4]。由于地下硐室群建在深部岩体中,开挖可能引起围岩释放压力,导致大型硐室围岩变形。当围岩的变形超过周围岩体的承受能力时,硐室群岩体发生滑动和破坏[5-8]。目前对大型地下硐室群围岩破坏的研究方法主要有三维数值模拟法,如肖益盖等[9]采用三维数值仿真模拟计算方法对某大型地下岩体开挖工程进行整体性稳定评价;代碧波等[10]依据矿山的开采计划,建立了数值模型,分析了采动影响下巷道围岩的应力、塑性区和位移变化规律。根据前期地质勘探资料显示,某大型地下硐室群存在不良地质体,即PH挤压带为发育在T3Z2[3]岩组内的2条规模较大的碳质千枚岩带,其物理力学指标在Ⅳ2类及以下,直接影响着大跨度地下硐室群围岩稳定。因此,本研究将通过三维弹塑性有限元方法模拟硐室群岩体开挖的力学过程,基于塑性区分布建立力学模型。根据毛洞开挖围岩变形提出永久性和连续性措施,为硐室群围岩支护措施的制定提供科学的依据。

1 工程地质概况

某大型地下硐室群位于左岸下坝线稍靠下游山体内,主要由主厂房和主变室等平行布置,硐室群垂直最大埋深为250 m,主厂房开挖尺寸(长×宽×高)为183.0 m×25.8 m×65.25 m,主变室开挖尺寸(长×宽×高)为117.2 m×16.5 m×30.8 m,硐室群间距为39.2 m。

硐室群出露地层岩性为三叠系上统杂谷脑组上段(T3Z2)薄～厚层状变质细砂岩夹碳质千枚岩。其外围构造简单,无大断层通过,根据前期地质勘探揭露该硐室群存在不良地质体,主要为层间挤压错动带(PH条带)(图1)。PH条带的物理力学指标等同于Ⅳ2类围岩,在此地质条件下对大跨度地下硐室群开挖将面临围岩变形较大,从而造成围岩变形失稳或破坏。考虑边界条件、荷载情况等,力学参数值见表1。

图1 工程地质图Fig.1 Engineering geological map

表1 岩体质量分级及力学参数Table 1 Rock mass quality classification and mechanical parameters

2 围岩力学本构模型

硐室群岩体开挖过程中,围岩初始应力因破坏而重新分布,当释放的应力大于围岩强度时,围岩产生的屈服破坏转变成塑性变形,为防止硐室出现坍塌,硐室群围岩的破坏问题多采用Mohr-Coulomb屈服准则。因此为便于分析,现假设硐室群围岩为均质各向同性的连续介质,本研究在众多研究者的基础上[11、12],基于 Mohr-Coulomb屈服准则,考虑围岩开挖—支护过程中锚固效应,对围岩进行弹塑性分析。

3 不良地质体条带宽度对围岩稳定影响

3.1 数值分析模型

根据硐室群实际尺寸建立地下硐室群三维整体模型。模型坐标系采用右手法则,X轴平行于硐室群纵轴线,Y轴垂直于硐室群纵轴线,Z轴指向上为正。模型两边为Ⅲ类围岩,中间为Ⅳ类围岩(代表PH条带),通过改变Ⅳ类围岩的宽度,即PH条带宽度,研究不良地质体宽度对围岩稳定性的影响。计算模型边界取开挖高度的3倍,模型四周采用法向约束,屈服准则采用莫尔—库伦准则,硐室群开挖体模型单元示意见图2,计算分析方案见表2。

图2 开挖体单元模型示意Fig.2 Schematic diagram of excavated body unit model

表2 计算分析方案Table 2 Calculation and analysis plans

3.2 开挖分期组合

根据地下硐室群的布置,结合硐室群岔洞的结构特点和施工条件,对地下硐室群进行分层开挖,分期开挖组合见表3,分层高度示意见图3。

表3 洞室群分期开挖顺序Table 3 Staged excavation sequence of cavern group

图3 地下硐室群分层高度示意(标高单位:m)Fig.3 Schematic diagram of the layered height of the underground chamber group

3.3 计算结果与分析

3.3.1 硐室群塑性区分布

根据计算分析方案,由三维数值模拟计算可得出,围岩塑形应变见表4,上下游边墙和顶拱塑性区分布最大深度与PH条带宽度间的关系见图4,部分计算分析方案的塑性区分布云图见图5。

表4 围岩最大塑性区深度Table 4 Maximum plastic zone depth of surrounding rock

从图4、图5可看出,PH条带宽度越大,围岩塑性区变化越大,由于硐室间的相互作用影响,随着地下硐室下部开挖,边墙的塑性区不断向深部发展,当全部围岩类别为Ⅲ类时,主厂房的下游边墙与主变室的上游边墙之间的塑性区并未全部贯通。当有不良地质体存在时,硐室开挖结束后,主厂房下游边墙与主变室的上游边墙间的塑性区基本贯通,塑性区最大深度为40 m,此时硐室群围岩极不稳定。

图4 硐室群塑性区深度与PH条带宽度间的关系Fig.4 The relationship between the plastic zone depth of chamber group and PH strip width

图5 围岩塑性区分布云图Fig.5 Cloud map of the distribution of plastic zone of surrounding rock

总体上,随着开挖次序增加,顶拱塑性区深度变化不大,基本处于稳定状态,主厂房的上游边墙塑性区分布最大深度为34.1 m,主变室下游边墙塑性区分布最大深度为24 m。

3.3.2 围岩变形

随着不良地质体PH条带宽度的增加,硐室群上游边墙的变形要比下游边墙的变形大,这主要受地应力倾向和相应洞室开挖的影响,部分开挖方案的围岩位移变形图见图6。硐室位移相对收敛变化率如图7所示,参照国家标准《岩土锚杆与喷射混凝土支护工程技术规范》(GB 50086—2015)[13],Ⅲ类围岩允许相对位移收敛率在0.2%～0.50%,Ⅳ类围岩允许相对位移收敛率在0.40%～1.20%。通过图7可看出,随着PH条带宽度的增加,围岩相对位移值随之增大,当PH条带宽度超过15 m时,围岩允许相对位移收敛率超过1.2%,由此得出围岩变形程度较大,必须在一定的支护措施下控制围岩的稳定性。

图6 硐室开挖围岩变形图Fig.6 Deformation diagram of surrounding rock in chamber excavation

图7 围岩位移相对收敛变化率Fig.7 Relative convergence rate of change of surrounding rock displacement

4 岩体变形控制措施及效应分析

4.1 支护参数设计

在第3节毛洞开挖围岩塑性区和变形分析基础上,依据国内外已建的相关工程实例和现行规范《岩土锚杆与喷射混凝土支护工程技术规范》(GB 50086—2015)[13]的基础上,结合该地下洞室群工程的地质条件及枢纽特点,并参照最终确定的支护设计方案如表5。限于篇幅,只对PH条带宽15m时的硐室群进行支护研究。

表5 地下硐室群系统支护参数Table 5 Supporting parameters of underground chamber group system

4.2 计算结果与分析

(1)计算方法及模型。计算模型在原无支护围岩稳定计算模型基础上增加锚杆、锚索及喷混凝土等支护措施,施工顺序与无支护时相同,围岩系统支护见图8。

图8 硐室群围岩系统支护Fig.8 Supporting diagram of surrounding rock system of cave room group

(2)围岩塑性区分布。开挖完成后的有无支护围岩塑性区最大深度比较见图9,有支护情况下的塑性区分布规律与无支护基本相同。硐室群围岩支护后,主厂房上游边墙塑性区分布最大深度为4 m,主变室下游边墙塑性区分布最大深度为1.4 m,塑性区最大深度均未超过锚杆长度的70%,有效抑制了硐周破坏区发展。从计算结果分析,锚固支护有效缩减了塑性区深度变化,支护效果显著,从支护后塑性区的分布情况看,各硐室围岩稳定性得到安全保证。

图9 硐室群开挖围岩支护前后塑性区变化Fig.9 Changes of plastic zone before and after support of the cavern group surrounding rock excavation

(3)围岩位移分布。为进一步对锚固效果进行对比,对有、无支护时的围岩位移变化进行分析统计,见图10。硐室群支护后,围岩最大位移变形分布在上游墙,主厂房围岩最大位移为360 mm,主变室围岩最大位移为210 mm,与无支护相比,有支护时的围岩最大位移明显小于无支护时围岩最大位移,硐周围岩允许相对位移值为1.0%,说明锚固支护有效抑制了硐室群边墙、顶拱的变形。