铁生沟煤矿岩巷变形破坏数值模拟分析

铁生沟煤矿岩巷变形破坏数值模拟分析摘要铁生沟煤矿煤层倾向近北，虽然东翼15采区的3条下山巷道布置均布置在厚度大的L7灰岩中部，设计采用锚喷支护。但是，由于灰岩厚度分布不均以及巷道帮部存在软弱夹层等情况，使得在15采区已掘进的800多米的下山巷道里由浅往深，变形越来越明显，底鼓越来越严重，变形最严重处的巷道只有约1M宽。鉴于在现场实际中，矿区生产人员仅仅对巷道破坏的表象进行了分析，为了进一步分析围岩破坏及应力分布状况，重现巷道的变形与破坏特征，以便做出正确有效的支护对策。结合已有的工程地质条件和支护条件，本文利用FLAC3D软件建立数值分析模型，通过对15采区巷道未支护和原方案支护的破坏状况进行应力分布、位移变形及塑性区进行对比分析，得出原支护方案不足的结论，并提出相应的改进措施。关键词软弱夹层，底鼓，数值模拟，对比分析引言铁生沟煤矿所在的巩义市位于河南省中部、中岳嵩山北麓，隶属郑州市，目前年产原煤量超过100万吨。随着南部采区煤炭资源的枯竭，采区逐渐向东北部位部署。铁生沟煤矿煤层倾向近北，因此往北，一是煤层高程变低，另一是地面变为丘陵山坡，致使该部位采区巷道埋深迅速加大。东翼15采区的3条下山巷道布置均布置在厚度大的L7灰岩中部，设计采用锚喷支护。在东五平台及东三五大巷掘进时，巷道变形监测表明，巷道收敛变形均未超过60MM，巷道稳定性良好。然而，在15采区轨道下山、回风下山和皮带下山等巷道掘进，巷道变形明显。在已掘的800M多的巷道里，由浅往深，变形越来越明显，底鼓越来越严重，变形最严重处的巷道只有约1M宽。本文通过数值模型软件FLAC3D，将巷道开挖支护前后进行变形、应力和塑性区方面的对比，进行定性和定量分析，以期说明巷道原支护措施不合理的结论和提出有助于巷道稳定性的建议。一、数值分析模型本文模拟巷道位置位于15采区的埋深位置在500M的下山巷道主岩巷段，研究巷道断面形状为直墙半圆拱形，巷道净宽4800MM，直墙高度1800MM，净高高度4200MM。根据地下结构的计算原理，当埋深Z等于或大于巷道半径或其宽、高之半的20倍以上时，巷道影响范围35倍洞径以内的岩体自重可以忽略不计，原岩水平应力可以认为均匀分布12，结合所研究巷道的结构形式及地质条件，在本次数值模拟实验中，数值模型在FLAC3D中的尺寸为，模型岩性分组及约束情况如图12所MZYX501示。数值模型的网格划分如图11所示，考虑到若采用FLAC3D软件中自带的RADCYLINDER命令来建立模型的半圆拱部分可能会在形成初始应力平衡时引起局部应力集中问题，故数值模型利用ANSYS软件建立并划分网格。其中，考虑到计算精度，在巷道开挖过程中可能会影响较大的区域部分，网格划分加密，整个模型共有26175个节点和20384个单元。建立模型均为六面体，模型约束为前、后、左、右和底部均采用法向约束，顶部施加边界应力约束，由公式（为上覆岩层的平均加权容重，为上覆岩层厚度）计算HZH确定34，用以模拟上覆岩层重度。二、软弱夹层的模拟方法软弱夹层的模拟可以采用参数弱化法和接触面INTERFACE命令来实现。参数弱化法的基本思想是通过对所需要模拟区域内的岩层进行单独参数赋值，从而显著区别其周围的岩体。而INTERFACE命令法则通过对夹层分界面两侧的容重、内摩擦角、内凝聚力、体积模量、剪切模量以及夹层分界面的法向刚度和切向刚度等系列参数的设置，从而实现对研究区域内软弱夹层的模拟。在计算过程中，由于软弱夹层部分网格容易发生变形，INTERFACE命令法网格变形难以控制，并不适合夹层分界面的模拟；而参数弱化法通过对弱化单元的单独赋值可有效抑制网格变形，从而保持夹层两侧岩体的连续性45。因而本文采用参数弱化法模拟软弱夹层。三、数值模拟参数按照工程地质钻孔的柱状图以及现场调研分析，将模型从上到下划分为砂泥岩组、灰岩岩组和软层岩组。巷道几乎全部布置在灰岩岩组内，灰岩岩组取值6M，但是其中有软层岩组位于巷道帮部下方和底板下方一部分，厚度为065M，砂泥岩组分别自灰岩岩组和软层岩组结束后直接取到模型边界处。图11数值模型网格划分情况图12数值模型约束及岩层划分巷道位于模型中部，底板中心距离上下和左右边界均为25M，结合原巷道的设计方案，模拟的锚杆采用FLAC3D里的CABLE构件单元模拟，其相应的物理参数如表11所示；2喷砼利用改变相应分组单元的参数予以实现，其相应的物理参数如表12所示。分组考虑岩体结构、地下水、地质构造对巷道围岩的影响，并结合上一章节的参数计算和经过多次数值模拟后确定岩体的物理力学参数分别见表13。表11锚杆的物理力学参数表12喷砼参数参数长度/M直径D/MM弹性模量/GPA抗拉强度/MPA预紧力/T参数厚度/M泊松比体积模量/GPA剪切模量/GPA密度/KGM3锚砼010216671252400表13围岩力学参数岩层名称重度/KN/M3弹性模量/GPA抗拉强度/MPA摩擦角内聚力/MPA泊松比砂泥岩组250012043508025灰岩岩组260021184012020软层岩组2100042000530025031四、数值模拟结果分析（一）巷道变形分析巷道的表面及巷道围岩内部变形情况是检验巷道支护效果以及支护是否合理的重要指标。在支护条件相同的条件下，巷道的变形情况在一定程度上能够反映巷道围岩的破碎状况6。巷道围岩在支护前后的位移变形云图如图13所示。从图13（A）和（B）巷道支护前后的垂直方向位移云图可以看出，巷道在支护前，明显的位移变形主要集中在底板中部、底脚以及帮部下方，顶板出现相对较小的位移，体现了顶板的围岩的剥离情况；巷道支护后，顶板的发生较大位移的区域变形明显减小，相比来说两帮下部和底脚的位移减小区域比较少，而且此时巷道帮部位移向底板转移，使得支护后的底板位移增大。A未支护垂直位移云图（B）支护后垂直位移云图（C）未支护水平位移云图（D）支护后水平位移云图（E）未支护水平位移云图（F）支护后水平位移云图图13巷道围岩变形图从图13（C）和（D）可以看出，在支护前，巷道较大的水平位移主要集中在巷道起拱线附近、帮部下方、底脚处和底板上靠近底脚的地方；在支护后，顶部和起拱线在支护前出现的较大水平位移范围减少比较明显，两帮中央位移也向底脚方向转移，虽然支护后巷道底脚和底板上靠近底脚的区域的水平位移减小，但是在这些地方仍然出现明显的位移变形集中现象。比较图13（E）与（F）的总位移云图的矢量图可看出，在支护后，巷道顶板和两帮上部的总位移的变形量和变形范围都得到了较好的控制。但是在两帮的下部、底脚及底板处的位移仍然很大。支护后巷道的变形依然主要表现为底板上垂直方向的位移，底鼓变化趋势与垂直位移一样，均有增大的趋势。为了能够将数值模拟中巷道开挖过程中位移变形与计算步数之间的关系显示出来，因此分别对巷道顶、底板及帮部中点的变形量与时步的关系进行了记录，然后将计算数据导出，利用绘图软件ORIGIN进行处理，结果如图14所示。（A）支护前测点计算时步与位移关系（B）支护后测点计算时步与位移关系图14测点计算时步与位移之间关系图从图14可以看出，在巷道支护前，底板变形量约为926MM，顶板为55MM，顶、底板总收敛量为981MM；两帮变形量均为74MM，则两帮收敛量为128MM。在支护后，巷道底板变形量约为958MM，顶板收敛量为39MM，则顶底收敛量为997MM；两帮收敛量均为46MM，则两帮收敛量为92MM。与实际监测的位移对比，支护前后的数值模拟得到的数据与实际有一定差异，这是因为数值模拟存在一定理想假设情况，并不能完全做到与现场围岩分布、岩性条件和应力等条件完全一致，而且还要考虑到巷道的实际监测布点滞后、巷道两帮壁后充填以及监测时间较短巷道顶底板收敛为稳定等情况。然而从数值模拟中的巷道顶、底板以及两帮的收敛变形趋势和实际情况基本一致。（二）应力分布特征分析图15中的（A）、（B）图为巷道围岩支护前后最小主应力云图。在巷道支护后，靠近硐室的顶部和两帮的压应力区域减少，压应力的数值从支护前的226MPA增大至支护后231MPA；巷道的最小主应力向两帮下部和底脚处集中；支护前后，底板出现的拉应力由233MPA增大至238MPA，且拉应力的区域也在底板下出现增大现象，出现这种现象主要是（A）支护前最小主应力云图（B）支护后最小主应力云图（C）支护前最大主应力云图（D）支护后最大主应力云图图15支护前后巷道围岩主应力云图顶部、帮部支护后，拉应力向未支护的底板转移。图15中的（C）、（D）为巷道支护前后围岩的最大主应力云图。从图中可以看出，巷道的最大主应力主要分布在硐室的两帮下部、底脚和底板下出现软弱夹层的位置，在支护前后最大主应力分布区域向洞壁方向有明显的减小现象，但是数值没有发生变化。支护前后巷道底板出现的拉应力从032MPA减少至031MPA，拉应力的分布区域没有明显变化。（三）塑性区分析塑性区是因为巷道开挖后，围岩进行二次应力重新分布形成的最终结果，是判断巷道破坏的主要因素。因此，在数值模拟中，其面积大小以及分布的范围可以作为判断巷道围岩稳定重要依据之一。图16中（A）和（B）分别反映了在支护前后巷道的塑性区破坏情况。（A）支护前塑性区分布（B）支护后塑性区分布图16支护前后巷道围岩塑性区破坏图从图16（A）中可以看出，巷道在没有支护时候，主要的塑性破坏区域是巷道的底板和两帮及起拱线附近。这是因为在两帮下部及底板下部有软层岩组的存在，造成这些区域围岩的承载能力很低，明显低于顶部灰岩岩组和底板的砂泥岩组。所以在巷道开挖之后，应力的二次分布会在这些地方形成很大的塑性破坏区，在底脚和底板，巷道围岩几乎全部出现不可逆转的塑性破坏；在起拱线附近出现的破坏主要是因为两帮下部的软层岩组的承载能力不够，造成顶部围岩传下的应力不能很好的传递到底板，所以在起拱线附近承受很大的应力，形成较大的破坏区。从图16（B）中可以看出，巷道在顶部和帮部打入锚杆支护及硐室喷砼后，巷道主要的塑性破坏区域主要出现在两帮下部和底板，顶部、起拱线附近及两帮上部围岩的塑性区明显减小。这是因为在支护后，尤其是顶、帮锚杆支护后，提高了顶部和帮部围岩的承载力，使得这部分围岩发生的变形区域减小。但是在两帮下部、底脚及底板仍然出现很大的拉伸和剪切破坏，分布区域也没有出现变化，这主要是在顶、帮部锚杆支护后，在巷道两帮及顶部产生应力增加，使得底板出现剪切滑动破坏。从巷道支护前后的破坏区域分布总体情况看来，锚杆和喷砼支护后，巷道围岩的塑性破坏区域仍然很大，这种支护措施并不能很好地解决巷道的底鼓问题。五、结论通过对巷道开挖后的支护前后两种情况的数值模拟分析，将两种情况下巷道的垂直位移场、水平位移场，计算时步与位移的关系，最大主应力、最小主应力分布特征以及塑性区分析，可以得出如下结论（1）巷道原来的支护措施是在顶部和帮部施加锚杆，然后在巷道壁内喷砼作为永久支护，从巷道现有的情况监测以及数值模拟结果来看，原有的支护措施显然是不足以保证巷道安全的。而且在顶帮支护后，造成围岩位移向巷道底板转移，增加了底鼓量，造成底板的进一步破坏。（2）巷道设计在灰岩中，但是巷道帮部下方及靠近底板处存在的软弱围岩是威胁巷道稳定性的重要因素，因此需要变更原有的支护方案，对巷道的帮部下方及底板进行治理。（3）针对巷道目前出现的严重底鼓问题，分析应该考虑到“治底是关键”。同时考虑巷道的稳定性应从系统的观点出发，不能仅仅考虑单一方面的治理，应该将帮部、顶板和底板的治理综合起来作为一个整体考虑的问题。参考文献1唐良琴,刘东燕,聂德新向