D0I:10.13374/i.issnl00113.2008..00B 第30卷第3期 北京科技大学学报 Vol.30 No.3 2008年3月 Journal of University of Science and Technology Beijing Mar.2008 破碎岩体巷道非对称破坏与变形规律定量预计与评价 任奋华来兴平2,3)蔡美峰) 吕兆海2,3)邹磊2.)柴盒23)李立波23) 1)北京科技大学土木与环境工程学院，北京1000832)西安科技大学能源学院，西安710054 3)教有部西部矿井开采及灾害防治重点实验室，西安710054 摘要在综合分析区域地质（震）特征、岩体空间变异性特征、开采技术条件和支护模式的基础上，利用FLAC孔程序，定量 评价了破碎岩体巷道非对称破坏与变形特征，与现场监测对比分析表明，顶部破碎岩层深度、劣化后的岩体强度以及支护模 式的合理性等对巷道岩体破坏的影响比较显著，锚杆（素）将破碎岩体与深层稳定岩体承接起来共同控制结构稳定性，从而进 一步验证了计算模型的正确性和可行性·工程实践表明，加固后完整稳定顶部岩体与两帮煤体共同控制了非对称载荷作用和 煤壁力学强度的劣化，减少了非对称变形、煤壁挤压及滑落失稳，进而有效遏制冒顶的发生· 关键词破碎岩体：巷道：非对称变形：数值模拟：定量预计 分类号TD327.2 Quantitative prediction and evaluation on the regularity of asymmetric damage and distortion upon broken rock mass roadways REN Fenhua),LAI Xingping23).CAI Meifeng,LV Zhaohai23).ZOU Lei23).CHAI Xin3),LI Libo23) 1)School of Civil and Environmental Engineering.University of Science and Technology Beijing Beijing 100083.China 2)Energy School.Xi'an University of Science and Technology.Xi'an 710054.China 3)Key Laboratory of Western Mines and Hazard Prevention.Ministry of Education of China.Xi'an 710054.China ABSTRACT Based on the comprehensive investigation of characteristics of the regional seismic geology,the spatial variability of rock properties,mining technical conditions and supporting patterns.the deformation and failure modes of broken rock mass roadways were quantitatively analyzed by FLACumerical modeling It is shown that the fracture depth in the roof,the strenth of fractured rock mass and the rationality of supporting patterns have remarkable influences on the stability of the roadways.The analysis results are good consistent with the field monitoring ones,which indicates that the numerical analysis models are correct.Engineering prac- tice indicated that the co-action of reinforced rock mass in the roof and two walls controlled the influence of asymmetric load and rock strength deterioration in two walls,which led to the reduction in asymmetric deformation,squeezed wall slipping and roof falling of the roadways. KEY WORDS broken rock"mass:roadway:asymmetric deformation:numerical simulation:quantitative prediction and evaluation 区域地应力特征、空间变异性和非线性等特征 失效或失稳，从力学角度看，开采扰动范围内巷道 对围岩变形与破坏具有重要影响】，岩体结构及 顶板岩层向下弯曲移动，当其内部拉、剪应力超过其 其力学性态参数的不确定性、随机性和支护模式（空 强度极限时，顶板产生断裂或冒落 间结构、形式、参数等)以及结构不合理等因素是导 宁夏回族自治区宁东矿区属我国13个煤炭重 致围岩失稳的主要原因，在开采扰动与地下渗流作 点建设与生产基地之一，区内羊场湾煤矿巷道开挖 用下，岩体损伤与破坏是一个从微观到宏观变尺度、 最大高度4.5m,最大断面积达20.4m2,开挖形成 时空演化过程，岩体内部大量微损伤的萌生、扩展和 大尺寸的空间结构（或采空区域），经常发生片帮与 贯通，导致岩体介质宏观力学性能的劣化及至最终 冒落等失稳现象，其变形与破坏有其独特性，存在非 对称变形及巷道围岩受载不均匀，本文采用三维非 收稿日期：2007-09-14修回日期：2007-10-08 线性差分程序，对110202工作面上、下运巷岩体变 基金项目：国家自然科学基金资助项目(Na,10402033;No, 形特征进行数值计算，结合现场监测信息进行对比 10772144):陕西省岩层控制重点实验室重点资助项目(N。.04S19) 作者简介：任奋华(1969一)，男，讲师，博士 分析，定量评价和预测破碎岩体变形规律，为现场工
破碎岩体巷道非对称破坏与变形规律定量预计与评价 任奋华1） 来兴平23） 蔡美峰1） 吕兆海23） 邹 磊23） 柴 鑫23） 李立波23） 1） 北京科技大学土木与环境工程学院北京100083 2） 西安科技大学能源学院西安710054 3） 教育部西部矿井开采及灾害防治重点实验室西安710054 摘 要 在综合分析区域地质（震）特征、岩体空间变异性特征、开采技术条件和支护模式的基础上利用 FLAC 3D程序定量 评价了破碎岩体巷道非对称破坏与变形特征．与现场监测对比分析表明顶部破碎岩层深度、劣化后的岩体强度以及支护模 式的合理性等对巷道岩体破坏的影响比较显著锚杆（索）将破碎岩体与深层稳定岩体承接起来共同控制结构稳定性从而进 一步验证了计算模型的正确性和可行性．工程实践表明加固后完整稳定顶部岩体与两帮煤体共同控制了非对称载荷作用和 煤壁力学强度的劣化减少了非对称变形、煤壁挤压及滑落失稳进而有效遏制冒顶的发生． 关键词 破碎岩体；巷道；非对称变形；数值模拟；定量预计 分类号 TD327∙2 Quantitative prediction and evaluation on the regularity of asymmetric damage and distortion upon broken rock mass roadways REN Fenhua 1）LAI Xingping 23）CAI Meifeng 1）LV Zhaohai 23）ZOU Lei 23）CHAI Xin 23）LI Libo 23） 1） School of Civil and Environmental EngineeringUniversity of Science and Technology BeijingBeijing100083China 2） Energy SchoolXi’an University of Science and TechnologyXi’an710054China 3） Key Laboratory of Western Mines and Hazard PreventionMinistry of Education of ChinaXi’an710054China ABSTRACT Based on the comprehensive investigation of characteristics of the regional seismic geologythe spatial variability of rock propertiesmining technical conditions and supporting patternsthe deformation and failure modes of broken rock mass roadways were quantitatively analyzed by FLAC 3D numerical modeling．It is shown that the fracture depth in the roofthe strength of fractured rock mass and the rationality of supporting patterns have remarkable influences on the stability of the roadways．T he analysis results are good consistent with the field monitoring oneswhich indicates that the numerical analysis models are correct．Engineering practice indicated that the co-action of reinforced rock mass in the roof and two walls controlled the influence of asymmetric load and rock strength deterioration in two wallswhich led to the reduction in asymmetric deformationsqueezed wall slipping and roof falling of the roadways． KEY WORDS broken rock-mass；roadway；asymmetric deformation；numerical simulation；quantitative prediction and evaluation 收稿日期：2007-09-14 修回日期：2007-10-08 基金项 目：国 家 自 然 科 学 基 金 资 助 项 目 （ No．10402033；No． 10772144）；陕西省岩层控制重点实验室重点资助项目（No．04JS19） 作者简介：任奋华（1969—）男讲师博士 区域地应力特征、空间变异性和非线性等特征 对围岩变形与破坏具有重要影响［1—3］．岩体结构及 其力学性态参数的不确定性、随机性和支护模式（空 间结构、形式、参数等）以及结构不合理等因素是导 致围岩失稳的主要原因．在开采扰动与地下渗流作 用下岩体损伤与破坏是一个从微观到宏观变尺度、 时空演化过程岩体内部大量微损伤的萌生、扩展和 贯通导致岩体介质宏观力学性能的劣化及至最终 失效或失稳．从力学角度看开采扰动范围内巷道 顶板岩层向下弯曲移动当其内部拉、剪应力超过其 强度极限时顶板产生断裂或冒落． 宁夏回族自治区宁东矿区属我国13个煤炭重 点建设与生产基地之一区内羊场湾煤矿巷道开挖 最大高度4∙5m最大断面积达20∙4m 2开挖形成 大尺寸的空间结构（或采空区域）经常发生片帮与 冒落等失稳现象其变形与破坏有其独特性存在非 对称变形及巷道围岩受载不均匀．本文采用三维非 线性差分程序对110202工作面上、下运巷岩体变 形特征进行数值计算结合现场监测信息进行对比 分析定量评价和预测破碎岩体变形规律为现场工 第30卷 第3期 2008年 3月 北 京 科 技 大 学 学 报 Journal of University of Science and Technology Beijing Vol．30No．3 Mar．2008 DOI:10．13374／j．issn1001－053x．2008．03．003
.222 北京科技大学学报 第30卷 程稳定性控制提供理论依据与基础 糙程度对渗流影响作用显著] 1工程地质特征 2数值计算模型及支护设计 1.1区域地质与构造特征 2.1计算力学与结构模型 破碎结构是不稳定顶板常见的岩体结构类型， 1907年俄国学者普罗托吉雅可诺夫提出的普 其工程地质特点包括：①层理与结构面发育且贯通 氏松散地压学说和1942年美国学者Terzaghi提出 性好，将岩体切割得相当破碎：②整体强度低，开挖 的太沙基学说都反映了地压中的拱效应，拱的形成 后顶板自稳能力差，易产生拱形冒顶，宁东矿区位 是由于岩体介质的不均匀位移引起的，它改变了介 于鄂尔多斯盆地西缘和吴忠地震活动带的东侧（我 质中的应力状态，从而把作用于拱上的压力传递到 国西北强地震区域)，井田位于碎石井区中段刘家庄 拱角及周围稳定围岩介质中].已有研究运用 一碎石井背斜与磁窑堡一长梁山向斜东侧F1断层 Timoshenko梁和岩石力学理论分别对顶板似连续 之间，褶曲较为发育，岩体比较破碎.历史上本区发 体以及帮煤变形破坏情况进行计算分析]、岩土力 生过7级以上大地震6次·受强地震作用，岩体内 学参数随机场的空间变异性分析及单元体力学参数 包含的节理（断层）和不连续面的形态对岩体的强 赋值]，以及锚杆锚索与围岩相互作用的非连续 度、变形、支护设计、施工与管理有决定性影响. 变形分析(DDA)].为评价和预测破碎岩体的稳 1.2岩体的空间变异性特征 定性，采用FLAC3D有限差分程序进行数值模拟计 岩体性质固有的空间变异性，即空间两点间岩 算及分析，揭示开采扰动区围岩变形与应力之间的 体参数具有相关性和变化性，对地下工程支护的正 关系，定量确定合理支护参数，为工程现场支护设计 确决策具有很大影响].通过室内测试、理论分 提供参考依据 析和现场实验（如点荷载强度试验法，声发射测试 2.2数值模型建立 等)更能反映这一特征[]，在破碎围岩条件下，由 2煤层厚度为7.27m,煤层走向210~260°，倾 于开采扰动作用，裂隙分布的随机性加剧了片帮与 向120~170°，倾角10°，平均埋深180m.110202工 冒落等失稳 作面上、下运巷位于2*煤层中，节理发育，顶板岩体 1.3地下水渗流特征 破碎.根据地质与开采技术特征，建立的计算模型 地下水渗流，在一定条件下能使岩体介质产生 如图1所示，模型倾向长800m,高180m,走向长 变形或破坏，影响围岩的稳定性[).110202工作面 300m,沿走向方向剖分了6层，单元总数为19000 位于矿区第Ⅲ含水组的下部.现场钻孔资料表明， 个，节点总数为22352.为了避免边界效应，采用固 第Ⅲ含水组含水丰富，平均水量在2m3h1,地下 定边界条件，底部采用固定约束，两端边界处沿x 渗流通过节理与裂隙导入从而劣化围岩强度诱发失 方向固定约束，前后边界沿y方向固定约束·由于 稳现象，根据实验室基于声发射的岩石崩解实验表 FLAC是时间渐进的，相应的计算次数隐含了时间 明，110202工作面岩体在饱水和失水崩解过程中声 因素，和物理时间具有一定的对应关系，因而一般 发射特征参数明显不同，崩解后节理断面的粗糙程 来讲，计算步数越多，对应的时间越长，模型发生的 度也明显不同.这从另一方面验证了节理表面的粗 变形也越大，为了真实地模拟开挖的时间效应，在 上覆岩层构造缺陷 110202上运巷 一110202下运巷 型 00m L,200m 800m (a) (b) 图1三维数值模型，(a)简化的计算模型：(b)网格单元 Fig.1 3D model for numerical simulation:(a)simplified model:(b)FDM mesh
程稳定性控制提供理论依据与基础． 1 工程地质特征 1∙1 区域地质与构造特征 破碎结构是不稳定顶板常见的岩体结构类型 其工程地质特点包括：①层理与结构面发育且贯通 性好将岩体切割得相当破碎；②整体强度低开挖 后顶板自稳能力差易产生拱形冒顶．宁东矿区位 于鄂尔多斯盆地西缘和吴忠地震活动带的东侧（我 国西北强地震区域）井田位于碎石井区中段刘家庄 —碎石井背斜与磁窑堡—长梁山向斜东侧 F1断层 之间褶曲较为发育岩体比较破碎．历史上本区发 生过7级以上大地震6次．受强地震作用岩体内 包含的节理（断层）和不连续面的形态对岩体的强 度、变形、支护设计、施工与管理有决定性影响． 图1 三维数值模型．（a） 简化的计算模型；（b） 网格单元 Fig．1 3D model for numerical simulation：（a） simplified model；（b） FDM mesh 1∙2 岩体的空间变异性特征 岩体性质固有的空间变异性即空间两点间岩 体参数具有相关性和变化性对地下工程支护的正 确决策具有很大影响［4—5］．通过室内测试、理论分 析和现场实验（如点荷载强度试验法声发射测试 等）更能反映这一特征［6—8］．在破碎围岩条件下由 于开采扰动作用裂隙分布的随机性加剧了片帮与 冒落等失稳． 1∙3 地下水渗流特征 地下水渗流在一定条件下能使岩体介质产生 变形或破坏影响围岩的稳定性［9］．110202工作面 位于矿区第Ⅲ含水组的下部．现场钻孔资料表明 第Ⅲ含水组含水丰富平均水量在2m 3·h —1地下 渗流通过节理与裂隙导入从而劣化围岩强度诱发失 稳现象．根据实验室基于声发射的岩石崩解实验表 明110202工作面岩体在饱水和失水崩解过程中声 发射特征参数明显不同崩解后节理断面的粗糙程 度也明显不同．这从另一方面验证了节理表面的粗 糙程度对渗流影响作用显著［10］． 2 数值计算模型及支护设计 2∙1 计算力学与结构模型 1907年俄国学者普罗托吉雅可诺夫提出的普 氏松散地压学说和1942年美国学者 Terzaghi 提出 的太沙基学说都反映了地压中的拱效应拱的形成 是由于岩体介质的不均匀位移引起的它改变了介 质中的应力状态从而把作用于拱上的压力传递到 拱角及周围稳定围岩介质中［11—12］．已有研究运用 Timoshenko 梁和岩石力学理论分别对顶板似连续 体以及帮煤变形破坏情况进行计算分析［13］、岩土力 学参数随机场的空间变异性分析及单元体力学参数 赋值［14］以及锚杆—锚索与围岩相互作用的非连续 变形分析（DDA） ［15］．为评价和预测破碎岩体的稳 定性采用 FLAC 3D有限差分程序进行数值模拟计 算及分析揭示开采扰动区围岩变形与应力之间的 关系定量确定合理支护参数为工程现场支护设计 提供参考依据． 2∙2 数值模型建立 2＃煤层厚度为7∙27m煤层走向210～260°倾 向120～170°倾角10°平均埋深180m．110202工 作面上、下运巷位于2＃煤层中节理发育顶板岩体 破碎．根据地质与开采技术特征建立的计算模型 如图1所示模型倾向长800m高180m走向长 300m沿走向方向剖分了6层单元总数为19000 个节点总数为22352．为了避免边界效应采用固 定边界条件底部采用固定约束两端边界处沿 x 方向固定约束前后边界沿 y 方向固定约束．由于 FLAC 是时间渐进的相应的计算次数隐含了时间 因素和物理时间具有一定的对应关系．因而一般 来讲计算步数越多对应的时间越长模型发生的 变形也越大．为了真实地模拟开挖的时间效应在 ·222· 北 京 科 技 大 学 学 报 第30卷
第3期 任奋华等：破碎岩体巷道非对称破坏与变形规律定量预计与评价 ·223 计算时特别模拟了巷道的推进速度，根据开挖一定 旦采用合理的支护与加固模式后随着应力和变形的 长度所需要的时间来确定计算步数，鉴于破碎岩体 增加，屈服应力不断提高（应变硬化或强化）· 是一种松散介质，它对顶板支撑的力学作用只能近 如果锚杆加固系统能够足够支护力将松脱顶板 似地用弹性支撑体表述， 或危岩悬吊在稳定岩层中，就能减少和限制巷道顶 2.3支护模式的确定 板的下沉和离层或防止不稳定危岩的冒落、 如图2所示，当岩石材料达到峰值强度出现初 基于以上分析，确定合理的支护模式（材料性 始屈服后，演化至一定程度后出现应变软化现象，一 质、空间结构布局（尤其是高跨比值）以及强度参数 等)是保证岩体稳定的关键.根据Terzaghi提出的 峰值 应变硬化 岩石分类表中所给出的各类岩石的载荷高度（作用 在支护顶点的高度)值，岩层状态属于裂隙较多且块 应变软化 度小，局部区域完全破碎，侧压大，其载荷高度飞按 照下式计算： h=1.10X(B+H) (1) 式中，B为开挖断面宽度，m;H为开挖断面中高， m. 根据现场支护状况调查综合分析后对其支护模 图2概化的岩体应变硬化和软化曲线 式进行调整（表1），锚杆（索）力学参数见表2. Fig.2 Generalized strain hardening and softening curves of rock 表1锚杆与错素支护结构布局及相关参数 Table 1 Layout of supporting structure and corresponding parameters of the cable and bolt 断面形状及结构参数 锚杆一锚索支护参数 位置 断面形状宽度，B/m中高，H/m 锚杆长度/m顶帮锚杆间排距 错索长度/m 间距 110202上运卷 梯形 5.5 3.0 2.2 0.90m×0.90m 8.3 2.2m×2.0m 110202下运巷 梯形 3.7 3.6 2.2 0.85m×0.85m 8.3 在锚杆间隔2m装一锚索 表2锚杆与锚素物理力学参数 Table 2 Physical and mechanical parameters of the cable and bolt 支护材料直径/mm 泊松比，μ长度，L/m弹性模量，E/GPa屈服载荷，o/GPa锚固剂泊松比，！锚固剂弹性模量，E/GPa 锚杆 20.00 0.25 2.2 1.80 0.30 错素 15.24 0.25 8.3 1.85 0.30 2.4计算参数的选择 6 在软弱岩层中开挖的巷道，围岩破碎带内不稳 Mohr-Coulomb 定岩块在自重作用下也可能发生冒落，冒落趋势依 赖于岩石物理力学性质和地质特征，根据大量岩石 力学实验证实，岩石破坏后强度有所降低并产生劣 化1一].图3描述了与岩石材料有关的典型的应力 应变曲线18].破碎岩体物理力学性态有别于典型 Hoek-Brown 的弹塑性介质，因此采用Hoek Brown强度准则： 1,=3十m0.3十s (2) 式中，o,为岩石峰值强度时的最大主应力；3为最 图3与岩石材料有关典型的应力应变曲线 小主应力；m和s为材料常数，取决于岩石性质和 Fig.3 Typical stressstrain curve corresponding with rock material 原始破裂状况；。为为岩石单轴抗压强度.另外，当 数，由于地层主要为软弱岩层介质和煤，其平均容 拉应力达到岩石的抗拉强度时岩石材料破坏， 重为25kNm-3,计算区域埋深为180m,则其平均 表3给出了实验测试的岩石与煤的物理力学参 自重应力(oH)为4.5MPa,计算中采用Mohr一
计算时特别模拟了巷道的推进速度根据开挖一定 长度所需要的时间来确定计算步数．鉴于破碎岩体 是一种松散介质它对顶板支撑的力学作用只能近 似地用弹性支撑体表述． 2∙3 支护模式的确定 如图2所示当岩石材料达到峰值强度出现初 始屈服后演化至一定程度后出现应变软化现象一 图2 概化的岩体应变硬化和软化曲线 Fig．2 Generalized strain hardening and softening curves of rock 旦采用合理的支护与加固模式后随着应力和变形的 增加屈服应力不断提高（应变硬化或强化）． 如果锚杆加固系统能够足够支护力将松脱顶板 或危岩悬吊在稳定岩层中就能减少和限制巷道顶 板的下沉和离层或防止不稳定危岩的冒落． 基于以上分析确定合理的支护模式（材料性 质、空间结构布局（尤其是高跨比值）以及强度参数 等）是保证岩体稳定的关键．根据 Terzaghi 提出的 岩石分类表中所给出的各类岩石的载荷高度（作用 在支护顶点的高度）值岩层状态属于裂隙较多且块 度小局部区域完全破碎侧压大其载荷高度 h 按 照下式计算： h＝1∙10×（B＋ H） （1） 式中B 为开挖断面宽度m；H 为开挖断面中高 m． 根据现场支护状况调查综合分析后对其支护模 式进行调整（表1）锚杆（索）力学参数见表2． 表1 锚杆与锚索支护结构布局及相关参数 Table1 Layout of supporting structure and corresponding parameters of the cable and bolt 位置 断面形状及结构参数 锚杆—锚索支护参数 断面形状 宽度B／m 中高H／m 锚杆长度／m 顶帮锚杆间排距 锚索长度／m 间距 110202上运巷 梯形 5∙5 3∙0 2∙2 0∙90m×0∙90m 8∙3 2∙2m×2∙0m 110202下运巷 梯形 3∙7 3∙6 2∙2 0∙85m×0∙85m 8∙3 在锚杆间隔2m 装一锚索 表2 锚杆与锚索物理力学参数 Table2 Physical and mechanical parameters of the cable and bolt 支护材料 直径／mm 泊松比μ 长度L／m 弹性模量E／GPa 屈服载荷σ1／GPa 锚固剂泊松比μ 锚固剂弹性模量E／GPa 锚杆 20∙00 0∙25 2∙2 2 1∙80 0∙30 3 锚索 15∙24 0∙25 8∙3 2 1∙85 0∙30 3 2∙4 计算参数的选择 在软弱岩层中开挖的巷道围岩破碎带内不稳 定岩块在自重作用下也可能发生冒落冒落趋势依 赖于岩石物理力学性质和地质特征．根据大量岩石 力学实验证实岩石破坏后强度有所降低并产生劣 化［16—17］．图3描述了与岩石材料有关的典型的应力 —应变曲线［18］．破碎岩体物理力学性态有别于典型 的弹塑性介质因此采用 Hoek—Brown 强度准则： σ1s＝σ3＋ mσcσ3＋sσ2 c （2） 式中σ1s为岩石峰值强度时的最大主应力；σ3 为最 小主应力；m 和 s 为材料常数取决于岩石性质和 原始破裂状况；σc 为为岩石单轴抗压强度．另外当 拉应力达到岩石的抗拉强度时岩石材料破坏． 表3给出了实验测试的岩石与煤的物理力学参 图3 与岩石材料有关典型的应力—应变曲线 Fig．3 Typical stress-strain curve corresponding with rock material 数．由于地层主要为软弱岩层介质和煤其平均容 重为25kN·m —3计算区域埋深为180m则其平均 自重应力（σH） 为 4∙5MPa．计算中采用 Mohr— 第3期 任奋华等： 破碎岩体巷道非对称破坏与变形规律定量预计与评价 ·223·
.224 北京科技大学学报 第30卷 Coulomb本构模型，锚杆锚索采用修正后的cable~ bolt单元 表3煤与岩体物理力学参数 Table 3 Physical and mechanical parameters of rocks and coal 弹性模量， 泊松比， 剪切模量： 体积模量 抗拉强度， 粘聚力， 内摩擦角， 岩层 E/GPa G/CPa K/GPa g/MPa C/MPa 1() 粗砂岩 4.90 0.25 1.96 3.26 2.00 7.30 29.0 1#煤层 2.15 0.30 0.83 1.79 0.54 4.21 26.1 细砂岩 9.00 0.15 3.90 4.30 2.40 9.00 23.0 粉砂岩 10.00 0.23 4.10 8.30 1.46 6.00 28.0 2*煤层 2.15 0.30 0.83 1.79 0.54 4.21 26.1 泥岩 7.45 0.48 2.52 6.21 1.40 5.58 22.0 粉砂岩 10.00 0.23 4.10 8.30 1.46 6.00 28.0 3数值模拟评价与监测对比分析 没有明显增加，但出现破坏的单元数明显增加，拉 破坏区深度和范围也显著扩大，巷道围岩将发生拉 3.1最大主应力分布特征与围岩变形规律 裂破坏；施加锚杆支护后，顶板的拉应力集中已经不 图4(a,b)分别反映了110202上、下运巷道支 明显，但下部底板仍然存在较大的拉应力集中，由于 护前后最大主应力分布特征，图4(c,d)分别描述了 没有采取适当的加固措施（或约束），在非对称卸荷 计算巷道（含锚杆一锚索轴力）围岩局部应力场特 作用下造成右下方围岩的横向鼓胀或演化为片帮， 征.可看出开挖后应力发生重新分布，巷道上部围 现场观测也反映了这一点，锚杆托板被挤碎、支柱折 岩和底板出现较大的拉应力，拉断区和剪切破坏区 损，最大横向变形达0.9m,如图4(e一g)所示. 迅速扩展至整个顶板和底板.两帮煤层的破坏深度 (e 图4最大主应力分布规律.(a)巷道支护前：(b)巷道支护后；(c)上运巷局部应力场：()下运巷局部应力场：(e)巷帮拉破坏，锚杆托板被挤 碎：()巷帮横向鼓胀，支柱折损：(g)顶板剧烈下沉 Fig.4 Distributing regularity of the maximum principle stress:(a)before roadway support:(b)after roadway support:(c)local stress field of the upper transport lane:(d)local stress field of the lower transport lane:(e)tensile failure in the wall of the roadway,anchor pallet crushed:(f) transversal expansion of the roadway wall,stanchion crippling:(g)roof sinking acutely 3.2最小应力与位移场分布特征及规律 了施加锚杆与锚索后巷道岩体局部（含锚杆轴力）的 图5为巷道开挖支护前后的最小应力与位移场 应力场和位移场，由此可见最大位移出现在开挖巷 分布特征及规律，其中图5(a,c)分别反映了未支护 道的上边界围岩处，同时顶板下沉量、两帮位移也显 工况下巷道局部破坏特征规律，图5(d,f)分别反映 著增加，应力和位移均呈现出明显的非对称性，支
Coulomb 本构模型锚杆—锚索采用修正后的 cable- bolt 单元． 表3 煤与岩体物理力学参数 Table3 Physical and mechanical parameters of rocks and coal 岩层 弹性模量 E／GPa 泊松比 μ 剪切模量 G／GPa 体积模量 K／GPa 抗拉强度 σ／l MPa 粘聚力 C／MPa 内摩擦角 ψ／（°） 粗砂岩 4∙90 0∙25 1∙96 3∙26 2∙00 7∙30 29∙0 1＃煤层 2∙15 0∙30 0∙83 1∙79 0∙54 4∙21 26∙1 细砂岩 9∙00 0∙15 3∙90 4∙30 2∙40 9∙00 23∙0 粉砂岩 10∙00 0∙23 4∙10 8∙30 1∙46 6∙00 28∙0 2＃煤层 2∙15 0∙30 0∙83 1∙79 0∙54 4∙21 26∙1 泥岩 7∙45 0∙48 2∙52 6∙21 1∙40 5∙58 22∙0 粉砂岩 10∙00 0∙23 4∙10 8∙30 1∙46 6∙00 28∙0 3 数值模拟评价与监测对比分析 3∙1 最大主应力分布特征与围岩变形规律 图4（ab）分别反映了110202上、下运巷道支 护前后最大主应力分布特征图4（cd）分别描述了 计算巷道（含锚杆—锚索轴力）围岩局部应力场特 征．可看出开挖后应力发生重新分布巷道上部围 岩和底板出现较大的拉应力拉断区和剪切破坏区 迅速扩展至整个顶板和底板．两帮煤层的破坏深度 没有明显增加但出现破坏的单元数明显增加拉 破坏区深度和范围也显著扩大巷道围岩将发生拉 裂破坏；施加锚杆支护后顶板的拉应力集中已经不 明显但下部底板仍然存在较大的拉应力集中由于 没有采取适当的加固措施（或约束）在非对称卸荷 作用下造成右下方围岩的横向鼓胀或演化为片帮 现场观测也反映了这一点锚杆托板被挤碎、支柱折 损最大横向变形达0∙9m如图4（e—g）所示． 图4 最大主应力分布规律．（a）巷道支护前；（b）巷道支护后；（c）上运巷局部应力场；（d）下运巷局部应力场；（e）巷帮拉破坏锚杆托板被挤 碎；（f）巷帮横向鼓胀支柱折损；（g）顶板剧烈下沉 Fig．4 Distributing regularity of the maximum principle stress：（a） before roadway support；（b） after roadway support；（c） local stress field of the upper transport lane；（d） local stress field of the lower transport lane；（e） tensile failure in the wall of the roadwayanchor pallet crushed；（f） transversal expansion of the roadway wallstanchion crippling；（g） roof sinking acutely 3∙2 最小应力与位移场分布特征及规律 图5为巷道开挖支护前后的最小应力与位移场 分布特征及规律其中图5（ac）分别反映了未支护 工况下巷道局部破坏特征规律图5（df）分别反映 了施加锚杆与锚索后巷道岩体局部（含锚杆轴力）的 应力场和位移场．由此可见最大位移出现在开挖巷 道的上边界围岩处同时顶板下沉量、两帮位移也显 著增加应力和位移均呈现出明显的非对称性．支 ·224· 北 京 科 技 大 学 学 报 第30卷
第3期 任奋华等：破碎岩体巷道非对称破坏与变形规律定量预计与评价 .225. 护后改变了位移的分布形式和范围，图6(a,b)分别 道在支护后，顶板与两帮围岩的应力均有所提高，巷 描述了巷道支护前后围岩应力非对称变化特征，巷 道稳定性显著提高， b 图5支护前后应力与位移分布特征.(a)未支护巷道；（凸）支护前上运巷；(c)支护前下运巷；(d)支护后巷道；（©）支护后上运巷；()支护后 下运巷 Fig.5 Distributing characteristics of stress and displacement before and after supporting:(a)non-supported roadway:(b)upper transport lane be- fore supporting:(e)lower transport lane before supporting:(d)supported roadway:(e)upper transport lane after supporting:(f)lower transport lane after supporting 通两帮c。 通两帮0. 观底帮0 顶板 顶板O 3 2 30 测点位置m (a)(b) 000 -30 测点位置m -30 图6支护前后岩体应力变化特征.(a)支护前：(b)支护后 Fig.6 Varying characteristics of stress before and after supporting:(a)before supporting:(b)after supporting 3.3数值模拟与监测对比 顶板变形量达到0.22m·可见支护措施在一定程度 数值模拟结果表明：在未支护条件下，巷道开挖 上控制了非对称载荷的作用，减少巷道围岩非对称 过程中变形量很大，且呈现出明显的非对称性，如 变形.现场监测实践表明，从图7(c)反映的监测结 图7(a)所示，110202上运巷顶板最大变形量达到 果统计规律可看出，2共、3、4的累计离层分别为 0.44m,支护后顶板变形量达到0.29m;如图7(b) 129,219,145mm,满足工程需求. 所示，下运巷顶板最大变形量达到0.30m,支护后
护后改变了位移的分布形式和范围．图6（ab）分别 描述了巷道支护前后围岩应力非对称变化特征．巷 道在支护后顶板与两帮围岩的应力均有所提高巷 道稳定性显著提高． 图5 支护前后应力与位移分布特征．（a）未支护巷道；（b）支护前上运巷；（c）支护前下运巷；（d）支护后巷道；（e）支护后上运巷；（f）支护后 下运巷 Fig．5 Distributing characteristics of stress and displacement before and after supporting：（a） non-supported roadway；（b） upper transport lane before supporting；（c） lower transport lane before supporting；（d） supported roadway；（e） upper transport lane after supporting；（f） lower transport lane after supporting 图6 支护前后岩体应力变化特征．（a）支护前；（b）支护后 Fig．6 Varying characteristics of stress before and after supporting：（a） before supporting；（b） after supporting 3∙3 数值模拟与监测对比 数值模拟结果表明：在未支护条件下巷道开挖 过程中变形量很大且呈现出明显的非对称性．如 图7（a）所示110202上运巷顶板最大变形量达到 0∙44m支护后顶板变形量达到0∙29m；如图7（b） 所示下运巷顶板最大变形量达到0∙30m支护后 顶板变形量达到0∙22m．可见支护措施在一定程度 上控制了非对称载荷的作用减少巷道围岩非对称 变形．现场监测实践表明从图7（c）反映的监测结 果统计规律可看出2＃、3＃、4＃ 的累计离层分别为 129219145mm满足工程需求． 第3期 任奋华等： 破碎岩体巷道非对称破坏与变形规律定量预计与评价 ·225·