擾動下含接觸帶巷道圍巖力學響應及控制研究

唐禮忠，陳源，鄧麗凡，高龍華，翦英驊

(中南大學 資源與安全工程學院，湖南 長沙 410083)

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擾動下含接觸帶巷道圍巖力學響應及控制研究

唐禮忠，陳源，鄧麗凡，高龍華，翦英驊

(中南大學 資源與安全工程學院，湖南 長沙 410083)

摘要:基于冬瓜山銅礦深部出礦巷道其復雜的賦存條件和“高應力+動力擾動”這的應力環境，巷道破壞嚴重，現行支護技術和方法不能滿足需要。為保證礦山安全生產，有必要進行支護優化設計。針對接觸帶位于巷道頂板、側幫2種工況提出不同支護優化方案，利用大型通用軟件ABAQUS對優化方案數值分析，驗證了優化方案的合理性，有效地控制巷道圍巖變形，可供礦山巷道支護參考。

關鍵詞：出礦巷道；動力擾動；接觸帶；數值模擬；支護優化

礦山進入深部開采后，巖體處在“高應力+動力擾動”這種復雜受力狀態下，表現出與淺部巖體不同的新現象，如巖爆、巖體大面積坍塌以及硐室失穩等動力災害問題[1-3]。此外，深部巖體賦存的地質環境復雜，如巷道位于不同巖性的巖層之中、含軟弱夾層或接觸帶等，表現出更復雜的變形特性。在軟弱夾層對巷道穩定影響方面，許多學者已經進行了研究，如張志強等[4]研究了頂部分布有軟弱夾層隧道的圍巖穩定性與支護結構安全性，得出了不同分布距離軟弱夾層對圍巖變形、應力、支護結構受力影響的一些量化成果；楊建平等[5]研究了深部軟巖即軟弱結構面的力學特性，提出了軟弱夾層的破壞準則及其損傷演化模型；郭福利等[6]通過建立力學模型，探討了含軟弱夾層圍巖變形的形成演化過程，揭示了高應力條件下軟弱夾層引起圍巖變形失穩的機理；張農等[7]研究了軟弱夾層滲水泥化對頂板穩定性的影響，提出了針對軟弱夾層滲水泥化巷道的安全控制對策。但是以上研究尚未考慮“高應力+動力擾動”這種復雜受力狀態下，改變軟弱夾層的位置對巷道穩定性的影響，因此，研究在高應力和動力擾動條件下，接觸帶對巷道穩定性的影響及其控制措施有著重要意義。本文采用大型通用有限元軟件ABAQUS對冬瓜山銅礦出礦巷道頂板和側幫分別含接觸帶2種工況圍巖力學響應進行數值分析，研究動力擾動下接觸帶位置對巷道圍巖的應力場、位移場和塑性區范圍的影響，并提出相應的支護優化方案，為礦山實際提供參考。

1工程概況

冬瓜山銅礦是國內的大型深埋銅礦[8]，其-760 m水平52線11～12采場的出礦巷道的部分區段穿過蛇紋巖與矽卡巖的接觸帶或位于接觸帶附近的巖層中，現行支護方式為錨桿+鋼筋網+噴射混凝土的支護，如圖1所示，錨桿長度為1.8～2.0 m，網度為1.0 m×1.0 m，外徑為40 mm，金屬網片大小為2 m×3 m，直徑6 mm，網格為100 mm×100 mm，噴層厚度為100 mm，強度等級為C20。經現場調查發現，接觸帶位于巷道頂板上部時，頂板巖層冒落現象常見，破壞處噴層剝落，部分錨桿出露或被拉斷等；接觸帶位于巷道側幫時，側幫巖層極易發生分離，形成破裂面，這些都給礦山的安全造成了很大的威脅。圖2(a)顯示巖層間存在夾層接觸帶，呈水平賦存，圖2(b)顯示接觸帶位于側幫上，與水平方向呈30°賦存。

圖1　出礦巷道現行支護形式Fig.1 Current support method of ore-drawing roadway

(a)呈水平賦存；(b)與水平方向呈30°賦存圖2　接觸帶賦存情況Fig.2 Existing conditions of contact zone

2數值模型的建立

利用大型通用軟件ABAQUS建立模型，模型大小為18 m×20 m，出礦巷道斷面形狀為直墻三心拱型，直墻高2.25 m,拱高1.5 m，寬度4.5 m，接觸帶以夾層形式存在，呈近水平和30。賦存，厚度約為0.5 m，距巷道頂板中點的距離約為1 m，數值分析模型見圖3，巖體和接觸帶的力學參數見表1。采用理想彈塑性模型，屈服準則采用Mohr-Coulomb強度準則[9]。模擬分3步計算： 1)根據條件施加初始應力算至平衡，得到原巖應力場；2)巷道開挖，應力重新分布，并進行支護；3)在模型上部邊界施加剪切應力波，采用三維黏彈性人工邊界[10-12]設置，開啟動力分析計算程序進行計算，計算時間為0.5 s。根據北京有色冶金設計研究院進行的冬瓜山銅礦原巖應力測試結果，采用-760 m水平處的原巖應力，垂直應力為21 MPa,水平應力為36 MPa。根據文[13]提供的計算方法，參照冬瓜山銅礦爆破設計側邊孔設計參數，可取擾動峰值為30 MPa，剪切應力波取荷載波形中諧波的一段。

(a)接觸帶位于巷道頂板；(b)接觸帶位于巷道側幫圖3　數值分析模型Fig.3 Numerical calculation model

巖層密度/(kg·m-3)彈性模量/GPa泊松比黏結力/MPa內摩擦角/(°)矽卡巖400539.440.266.0546.81夾層20006.00.21.336.62蛇紋巖349824.840.274.0444.54

模擬支護時，錨桿用truss單元模擬，鋼筋網和混凝土用shell單元進行模擬，通過“model change”關鍵字控制錨噴網單元襯砌的施加，具體參數見表2。因為錨桿是全長錨固型，通過嵌入式“embedded”方法使錨桿與圍巖連接起來，而鋼筋網和混凝土與圍巖通過“tie”連接。

表2　襯砌材料參數

3結果分析

(a)接觸帶呈水平賦存最大主應力云圖；(b)接觸帶呈水平賦存塑性區分布圖；(c)接觸帶與水平方向呈30°賦最大主應力云圖；(d)接觸帶與水平方向呈30°賦存塑性區分布圖圖4　未支護時巷道圍巖最大主應力云圖與塑性區分布圖Fig.4 Maximum principal stress and plastic zone of surrounding rock before support

圖4為未支護時巷道圍巖最大主應力云圖和塑性區分布，可以看出，接觸帶位于側幫上和頂板上相比，巷道圍巖最大主應力在變化，且拉應力區域范圍在縮小，頂板塑性區向接觸帶上轉移，底板塑性區減小，說明接觸帶位置對應力波具有衰減作用，因此不同工況下的巷道的支護方案不能千篇一律，應結合具體的地質條件。3.1接觸帶在巷道頂板上部時

3.1.1優化前結果分析

圖5為現有支護下巷道圍巖最大主應力云圖和塑性區分布圖，從圖4(a)和4(b)及圖5可以看出，未支護時最大拉應力區域和塑性區主要集中在巷道頂板、底板和接觸帶附近；在現有支護形式下，巷道頂板、底板和接觸帶附近的最大拉應力區域有所減小，巷道圍巖塑性區范圍也有所減小，但變化不是很明顯。說明現行支護起到了一定的支護效果，但根據巷道現場破壞情況及數值計算結果，此支護措施并不是理想的方案。原因可能是頂板上的錨桿并沒有完全穿過接觸帶，以致錨桿沒有很好的發揮錨固作用，沒有足夠的承載力維持巷道圍巖的穩定性；底板沒有設置錨桿，導致有較大塑性區區域，所以出礦巷道在這種地質條件下，為保證礦山安全生產，需要優化現行支護方案。

(a)最大主應力云圖；(b)塑性區分布圖圖5　現有支護下巷道圍巖最大主應力云圖與塑性區分布圖Fig.5 Maximum principal stress and plastic zone of surrounding rock under the current support method

3.1.2優化后結果分析

根據現行支護布置和數值計算結果可知，頂板上的錨桿端部沒有穿透到上部巖層，起不到錨固作用，需要增加錨桿長度；其次現場頂板冒落破壞現象，說明要加強頂板支護；最后結合現場測定松動圈厚度范圍，如圖6所示。綜合以上因素，改變錨桿長度、數量及布置方式，同時加大混凝土強度等級,如圖7所示。

圖6　松動圈厚度圖Fig.6 Thickness of loose zone

圖7　支護優化后的形式Fig.7 Form of support after optimization

圖8為支護優化后巷道圍巖最大主應力云圖和塑性區分布圖，將圖8和圖5進行對比，可以看出：優化后，拉應力區域主要集中在錨桿上，且錨桿上的最大主應力達到32.12 MPa；巷道頂板圍巖中拉應力和兩幫圍巖中壓應力值較優化前減小了很多；巷道圍巖的塑性區主要分布在接觸帶上部區域、巷道底板及與兩幫的交角處，各錨桿端部也有部分塑性區，而頂板塑性區范圍減小了很多。說明優化后錨桿較好的發揮其作用，提供較大的承載力，減小圍巖的應力集中，保證圍巖的穩定性，達到了支護優化的目的。

表3為各監測點位移變化沉降值，可以看出：現行支護下的位移值較未支護時減小，頂板位移由45.48 mm減小為32.69 mm，減小量達到28%左右，兩幫位移由45.21 mm減小為35.45 mm，減小量達到22%；支護優化后的位移值較優化前大幅度減小，頂板和兩幫的位移值分別為15.34和18.66 mm，減小量分別是優化前的53%和47%；底板區域未設置錨桿，位移變化不明顯，但也有減小的趨勢。說明現行支護起到一定效果，但效果不明顯，優化后，巷道頂板及兩幫位移變形得到有效的控制，優化方案可行，可供礦山實際參考。

(a)最大主應力云圖；(b)塑性區分布圖圖8　支護優化后巷道圍巖最大主應力云圖與塑性區分布圖Fig.8 Maximum principal stress and plastic zone of surrounding rock after optimization

支護情況頂板中點位移/mm兩幫中點位移/mm底板中點位移/mm未支護45.4845.2138.15支護優化前32.6935.4532.19支護優化后15.3418.6630.21

3.2接觸帶在巷道側幫上時

3.2.1支護優化前結果分析

圖9為現有支護下的巷道圍巖最大主應力云圖和塑性區分布圖，從圖4(c)，4(d)和圖9中可以看出：在現有支護形式作用下，巷道頂板最大拉應力值有所減小，巷道底板拉應力區域無明顯變化；而塑性區和未支護相比，塑性區范圍明顯減小，支護后塑性區主要集中在靠近接觸帶的巷道頂板及部分接觸帶中間區域，在巷道底板中并沒有出現塑性區。原因是接觸帶位置對應力波具有衰減作用，削弱了對巷道的破壞，因此出礦巷道在這種的地質條件下，支護方案應發生變化，不能和3.1一樣。

(a)最大主應力云圖；(b)塑性區分布圖圖9　支護后巷道圍巖最大主應力云圖與塑性區分布圖Fig.9 Maximum principal stress and plastic zone of surrounding rock under the current support method

3.2.2支護優化后結果分析

針對接觸帶位于巷道側幫上時，在現行支護下巖層極易發生分離、片幫等問題并結合3.2.1數值計算結果，發現巷道頂板左側錨桿沒有完全穿過接觸帶，錨桿沒法發揮其作用，導致該部分應力集中，產生較大的拉應力區域，使得該區域巖體發生剪切破壞帶動頂板冒落。因此，通過優化該區域的錨桿布置，使其穿透接觸帶，延伸到上部堅硬的巖層中，同時改善巷道兩幫的錨桿布置方式，具體措施如圖10所示。

圖10　支護優化后的形式Fig.10 Form of support after optimization

圖11為支護優化后巷道圍巖最大主應力云圖和塑性區分布圖，從圖11中可以看出：最大主拉應力出現在左側錨桿上，達到51.94 MPa；巷道頂板以拉應力為主，其數值較優化前的小，巷道左幫以壓應力形式存在；優化后，塑性區較優化前范圍明顯縮小，分布區域主要在接觸帶上。

圖11　支護優化后巷道圍巖最大主應力云圖與塑性區分布圖Fig.11 Maximum principal stress and plastic zone of surrounding rock after optimization

表4為各監測點位移變化沉降值，可以看出：現行支護下巷道位移值較未支護時都減小，頂板位移由41.64 mm減小為36.96 mm，減小量達到11%左右，左幫位移由40.45 mm減小為34.32 mm，減小量為15%，右幫位移由40.02 mm減小為33.32 mm，減小量為16%；支護優化后的位移值較優化前大幅度減小，頂板和兩幫的位移值分別為18.47，19.7和22.52 mm，減小量分別是優化前的50%，43%和32%。說明在此特殊地質情況下，支護優化方案起到明顯的支護效果，達到控制圍巖變形的目的，可供礦山實際參考。

表4　各監測點位移

4結論

1)出礦巷道的支護方法選擇和設計應結合具體的地質條件，接觸帶位置對應力波的傳播、巷道應力分布、塑性區分布等有一定的影響，如接觸帶位于側幫上時對應力波傳播的衰減作用較接觸帶位于頂板時明顯。

2)礦山目前使用的支護形式具有一定效果，如巷道圍巖的應力集中及位移變形較未支護時都有所減小，但是減小量并不明顯，因此有必要針對這2種工況提出不同支護優化方案。

3)支護優化后，巷道頂板及兩幫的位移值大幅度減小，相比優化前，位移最大減小量達到50%，說明支護優化后巷道圍巖的應力及位移變形得到有效的控制，為改善現場支護提供一定的參考意義。

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(編輯陽麗霞)

The mechanical response features and control of surroundingrock with contact zone under dynamic disturbance

TANG Lizhong, CHEN Yuan, DENG Lifan, GAO Longhua, JIAN Yinghua

(School of Resources & Safety Engineering, Central South University, Changsha 410083, China)

Abstract:Based on the fact that the ore-drawing roadway is seriously damaged and its current support techniques and methods can not meet the requirements due to its complex occurrence condition and stress environment of high stress with dynamic disturbance in Dongguashan Copper mine . In order to ensure the safe production, it is necessary to conduct optimization design of supporting structures. In view of two kinds of working conditions, which the contact zone is located in the roadway roof or side , putting forward different optimization scheme and using the finite element software ABAQUS to numerical analysis of the optimization program. It is verified that the optimized scheme is rational and the deformation of surrounding rock is effectively controlled. The conclusion can provide a reference for the mine roadway support.

Key words:ore-drawing roadway; dynamic disturbance; contact zone; numerical simulation; support optimization

中圖分類號：TU452

文獻標志碼：A

文章編號：1672-7029(2016)02-0309-07

通訊作者：唐禮忠(1963-)，男，四川德陽人，教授，博士，從事巖石力學與地下空間結構穩定及工程地質災害防治等方面的教學與研究；E-mail:lztang11@csu.edu.cn

基金項目：國家重點基礎研究發展規劃(973計劃)項目(2010CB732004)

收稿日期：2015-06-15