破碎岩体巷道非对称破坏与变形规律定量预计与评价

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FLAC3D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.

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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

,226 北京科技大学学报第30卷测点位置m 测点位置m 240 -15-10 15 20 1”测点 200 ·-2测点 (c) 。-3测点 (a) -5(b) 器支护前 160 ·-4“测点 -15 支护前 -10 网支护后支护后 120 -5测点 -15 6 -30 -20 40 -25 -30 468101214 45 监测次数图7数值模拟与现场监测统计.(a)上运巷支护前后模拟规律；(b)下运巷支护前后模拟规律：(c)现场监测统计 Fig.7 Statistical regularity of numerical simulation and field monitoring results:(a)simulated law of upper transport lane before supporting:(b) simulated law of upper transport lane after supporting:(c)statistical data of field monitoring (秦四清，张倬元，王仕天，等.非线性工程地质学导引成都 4结论西南交通大学出版社，1993) (1)区域地应力特征、岩体空间变异性、非线性 [4]Wang J C.Principle and application of the stochastic analysis on the rock excavation engineering.Chin J Rock Mech Eng.2002, 等特征对破碎岩体变形与破坏具有重要影响，对于 21(Suppl.2):2474 历史性地震作用下的破碎岩体，受采动影响易造成 (王家臣·岩石开挖工程随机分析原理与应用.岩石力学与工程岩体失稳学报，2002,21（增2）：2474) (2)利用三维非线性差分程序，对110202工作 [5]ChoS E.Effects of spatial variability of soil properties on slope 面上、下运巷围岩变形特征进行数值计算，定量评价 stability.Eng Geol.2007.92(3/4):97 [6]Tan W H,Wang JC,Zhou R D.Analysis on spatial variability of 了破碎围岩非对称变形规律，为工程现场围岩稳定 strength parameter of rock mass.Chin Rock Mech Eng.1999. 性控制提供了定量化基础， 18(5):497 (③)数值计算和现场监测结果对比分析表明， (谭文辉，王家臣，周汝弟，岩体强度参数空间变异性分析·岩顶板软弱岩层厚度和强度对顶板下沉和破坏的影响石力学与工程学报，1999,18(5)：497) 也比较明显，破碎顶板适宜的支护型式是锚一索联 [7]Xie H P,Wang JA.Multifractal behaviors of fracture surfaces in rocks.Acta Mech Sin.1998.30(3):314 合支护，锚索将碎裂岩体与深处稳定岩体承接起来 (谢和平，王金安，岩石节理（断裂）表面的多重分形性质，力学与锚杆共同控制围岩非对称破坏与变形，提高了岩学报，1998,30(3)：314) 体的稳定性，从而验证了计算模型的正确性和有 [8]Xi'an University of Science and Technology.Shenhua-Ningxia 效性. Coal Group Ltd.Report of Comprehensive Research on Support- (4)工程实践表明，煤岩体强度是决定煤帮侧 ing Technique for Yangchangwan Coal Mine.Xi'an:Xi'an U- niversity of Science and Technology.2007 向非对称变形和挤压破坏的关键因素，其直接影响 (西安科技大学，神华一宁夏煤业集团有限责任公司.羊场湾煤顶板下沉，煤壁片帮，完整稳定的巷道两帮围岩有矿支护技术综合研究报告.西安：西安科技大学，2007) 利于提高顶板岩体的稳定性，从而控制冒顶的发生， [9]Hu G T,Yang W Y.Engineering Geology.Beijing:Geology Press.1984 参考文献 (胡广韬，杨文远.工程地质学，北京：地质出版社，1984) [1]Yu X F,Zheng Y R.Liu HH,et al.Underground Engineering [10]Wang J A.Xie H P.Kwasniewski M A.On anisotropic fractal Rock Mass Stability A nalysis.Beijing:Coal Industry Press, and multifractal properties of rock fracture surfaces.Chin 1983 Geotech Eng,1998,20(6):16 (于学馥，郑颖人，刘怀恒，等，地下工程围岩稳定性分析·北 (王金安，谢和平，Kwasniewski M A.岩石断裂面的各向异性京：煤炭工业出版社，1983) 分形和多重分形研究.岩土工程学报，1998,20(6)：16) [2]Cai M F.He MC.Liu D Y.Rock Mechanics and Engineering- [11]LiC L.Rock support design based on the concept of pressure Beijing:Science Press.2002 arch.Int J Rock Mech Min Sci,2006.43(7):1083 (蔡美峰，何满潮，刘东燕岩石力学与工程北京：科学出版社， [12]Jia HL,Wang C H.Li J H.Discussion on some issues in theory 2002) of soil arch.JSouthest Jiaotong University.003.38():98 [3]QingS Q.Zhang Z Y.Wang S T.et al.An Introduction to (贾海莉，王成化，李江洪，关于土拱效应的几个问题.西南 Nonlinear Engineering Geology.Chengdu:Southwest Jiaotong 交通大学学报，2003,38(4)：398) University Press.1993 (下转第232页)

图7 数值模拟与现场监测统计．（a）上运巷支护前后模拟规律；（b）下运巷支护前后模拟规律；（c）现场监测统计 Fig．7 Statistical regularity of numerical simulation and field monitoring results：（a） simulated law of upper transport lane before supporting；（b） simulated law of upper transport lane after supporting；（c） statistical data of field monitoring 4 结论（1）区域地应力特征、岩体空间变异性、非线性等特征对破碎岩体变形与破坏具有重要影响．对于历史性地震作用下的破碎岩体受采动影响易造成岩体失稳．（2）利用三维非线性差分程序对110202工作面上、下运巷围岩变形特征进行数值计算定量评价了破碎围岩非对称变形规律为工程现场围岩稳定性控制提供了定量化基础．（3）数值计算和现场监测结果对比分析表明顶板软弱岩层厚度和强度对顶板下沉和破坏的影响也比较明显破碎顶板适宜的支护型式是锚—索联合支护锚索将碎裂岩体与深处稳定岩体承接起来与锚杆共同控制围岩非对称破坏与变形提高了岩体的稳定性从而验证了计算模型的正确性和有效性．（4）工程实践表明煤岩体强度是决定煤帮侧向非对称变形和挤压破坏的关键因素其直接影响顶板下沉煤壁片帮．完整稳定的巷道两帮围岩有利于提高顶板岩体的稳定性从而控制冒顶的发生．参考文献［1］ Yu X FZheng Y RLiu H Het al．Underground Engineering Rock Mass Stability A nalysis．Beijing：Coal Industry Press 1983 （于学馥郑颖人刘怀恒等．地下工程围岩稳定性分析．北京：煤炭工业出版社1983）［2］ Cai M FHe M CLiu D Y．Rock Mechanics and Engineering． Beijing：Science Press2002 （蔡美峰何满潮刘东燕．岩石力学与工程．北京：科学出版社 2002）［3］ Qing S QZhang Z YWang S Tet al．A n Introduction to Nonlinear Engineering Geology．Chengdu：Southwest Jiaotong University Press1993 （秦四清张倬元王仕天等．非线性工程地质学导引．成都：西南交通大学出版社1993）［4］ Wang J C．Principle and application of the stochastic analysis on the rock excavation engineering．Chin J Rock Mech Eng2002 21（Suppl．2）：2474 （王家臣．岩石开挖工程随机分析原理与应用．岩石力学与工程学报200221（增2）：2474）［5］ Cho S E．Effects of spatial variability of soil properties on slope stability．Eng Geol200792（3／4）：97 ［6］ Tan W HWang J CZhou R D．Analysis on spatial variability of strength parameter of rock-mass．Chin J Rock Mech Eng1999 18（5）：497 （谭文辉王家臣周汝弟．岩体强度参数空间变异性分析．岩石力学与工程学报199918（5）：497）［7］ Xie H PWang J A．Multifractal behaviors of fracture surfaces in rocks．Acta Mech Sin199830（3）：314 （谢和平王金安．岩石节理（断裂）表面的多重分形性质．力学学报199830（3）：314）［8］ Xi’an University of Science and TechnologyShenhua-Ningxia Coal Group Ltd．Report of Comp rehensive Research on Supporting Technique for Y angchangwan Coal Mine．Xi’an：Xi’an University of Science and Technology2007 （西安科技大学神华—宁夏煤业集团有限责任公司．羊场湾煤矿支护技术综合研究报告．西安：西安科技大学2007）［9］ Hu G TYang W Y．Engineering Geology．Beijing：Geology Press1984 （胡广韬杨文远．工程地质学．北京：地质出版社1984）［10］ Wang J AXie H PKwasniewski M A．On anisotropic fractal and multifractal properties of rock fracture surfaces． Chin J Geotech Eng199820（6）：16 （王金安谢和平Kwasniewski M A．岩石断裂面的各向异性分形和多重分形研究．岩土工程学报199820（6）：16）［11］ Li C L．Rock support design based on the concept of pressure arch．Int J Rock Mech Min Sci200643（7）：1083 ［12］ Jia H LWang C HLi J H．Discussion on some issues in theory of soil arch．J Southwest Jiaotong University200338（4）：398 （贾海莉王成化李江洪．关于土拱效应的几个问题．西南交通大学学报200338（4）：398）（下转第232页） ·226· 北京科技大学学报第30卷

,232 北京科技大学学报第30卷 [3]Ling R H.Chen Y E.Slope sliding eriteria considering plastic (张治强，蔡嗣经，马平波。数据挖掘在岩质边坡稳定性预测中 strain and plastic strain rate.J Eng Geol.1997,5(4):346 的应用.北京科技大学学报，2003,25(2)：103) (凌荣华，陈月娥.塑性应变与塑性应变率意义下的滑坡判据 [7]Shen L,Wang JG.Ji YS.et al.Safety analysis and application 研究.工程地质学报，1997,5(4)：346) of rock deformation for high slope.Coal Sci Technol,2005.33 [4]Monitoring of Stage Slide and Research of Its Effect on Under- (11):64 ground Mining and Countermeasure in Changba Opencast Mine (申力，王建国，纪玉石，等.高边坡岩体变形安全性分析及其 of China.Beijing:University of Science and Technology Beijing. 应用.煤炭科学技术，2005,33(11)：64) 2005,14 [8]Tang Q Y,Feng M G.DPS Data Processing System for Practi- (厂坝露天转井下阶段滑坡监测及对井下开采影响与对策研 cal Statistics.Beijing:Science Press.2002 究北京：北京科技大学，2005：14) (唐启义，冯明光：实用统计分析及其DPS数据处理系统.北 [5]Gao Y T.Zhang Y P,Wu S C.Mechanism analysis of anti-slid- 京：科学出版社，2002) ing piles in soil slope.JUniv Sci Technol Beijing.2003.25(2): [9]Yang X H.Zhu Y X,Meng L J.Theory and practice for rock 117 engineering system:introduction.Met Mine.2000(7):1 (高永涛，张友葩，吴顺川，土质边坡抗滑桩机理分析.北京科 (杨效华，祝玉学，蒙立军.岩石工程系统理论与应用：岩石工技大学学报.2003,25(2)：117) 程系统概论.金属矿山，2000(7)：1) [6]Zhang Z Q.Cai J.Ma P B.Application of data mining to pre- [10]Hudson JA.Rock Engineering Systems:Theory and Practice. dicting the stability of rock slope.J Univ Sci Technol Beijing Horwood Chicester,1992:20 2003,25(2):103 (上接第226页) 661 [13]Zhang Y G.Xie K H.He F L.et al.Study on surrounding rock [16]Xie H P.Zhou H W,Wang J A.et al.Application of FLAC to stability of working face supported by bolt"mesh anchor in soft predict ground surface displacements due to coal extraction and and thick coal seam.Chin J Rock Mech Eng.2004.23(19): its comparative analysis.Chin J Rock Mech Eng.1999.18(4): 3298 397 (张玉国，谢康和，何富连，等。锚网索支护软煤综放面开切眼 (谢和平，周宏伟，王金安，等.FLAC在煤矿开采沉陷预测中围岩稳定性研究岩石力学与工程学报，2004,23(19)：3298) 的应用及对比分析，岩石力学与工程学报，1999,18(4)： [14]Hu X R.Tang C A.Spatial variation analysis on the random 397) field of mechanical parameters for rock and soil and the parame- [17]Wang J A.Xie H P.Kwasniewski M A,et al.3D numerical ter estimation of elements.Chin J Rock Mech Eng.2000.19 analysis on thick coal seam extraction by special mining method (1):59 under buildings.Chin J Rock Mech Eng.1999.18 (1):12 (胡小荣，唐春安，岩土力学参数随机场的空间变异性分析及 (王金安，谢和平，Kwasniewski M A,等.建筑物下厚煤层特单元体力学参数赋值研究.岩石力学与工程学报，2000,19 殊开采的三维数值分析.岩石力学与工程学报，1999,18(1)： (1):59) 12) [15]Moosavi M.Grayeli R.A model for cable bolt rock mass inter- [18]Xie H P.Chen Z H.Wang J C.Three-dimensional numerical action:integration with discontinuous deformation analysis analysis of deformation and failure during top coal cavingIn (DDA)algorithm.Int J Rock Mech Min Sci,2006.43(4): Rock Mech Min Sci,1999,36(5):651

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