康志強 張雪巖 趙景民 張淑卿
(1.河北聯(lián)合大學礦業(yè)工程學院,河北 唐山,063009;2.河北省礦業(yè)開發(fā)與安全技術(shù)重點實驗室,河北 唐山 063009;2.唐山馬家溝礦業(yè)有限責任公司,河北 唐山 063009)
“S”型裂隙巖體錨固效果及應(yīng)力場分布規(guī)律
康志強1,2張雪巖1,2趙景民3張淑卿1,2
(1.河北聯(lián)合大學礦業(yè)工程學院,河北 唐山,063009;2.河北省礦業(yè)開發(fā)與安全技術(shù)重點實驗室,河北 唐山 063009;2.唐山馬家溝礦業(yè)有限責任公司,河北 唐山 063009)
針對裂隙巖體中的“S”型節(jié)理裂隙進行機理分析并對該節(jié)理的錨注效果進行了數(shù)值模擬研究,通過數(shù)值模擬軟件FLAC3D建立單根、雙根2種錨固方式下的裂隙巖體模型,并利用對FLAC3D軟件不同加錨方式下裂隙巖體的力學性能進行模擬,對比分析不同錨注方式下的錨固效果和主要破壞方式。研究結(jié)果表明:加錨可有效提高裂隙巖體的強度、彈模等力學參數(shù),改善巖體的整體力學性質(zhì),不同的錨注方式對裂隙巖體的錨注效果差別明顯。對“S”型裂隙巖體加以錨桿錨固,其應(yīng)力集中現(xiàn)象可以得到緩解,拉應(yīng)力峰值也有所下降,在裂隙端部加錨桿比在裂隙中部加錨桿的錨固效果要好,特別是在峰值強度和彈模方面有較大差別,且在裂隙端部位置加錨桿在峰值強度后表現(xiàn)較好,對裂隙后期擴展有較好的抑制作用。該研究成果對該類型的裂隙巖體錨固提供了理論依據(jù)。
數(shù)值模擬 錨桿加固 “S”型裂隙巖體 錨注效果
國內(nèi)外大量巖體工程實踐表明,巖體工程的失穩(wěn)及破壞大多數(shù)是由于巖體內(nèi)部的節(jié)理、裂隙等軟弱結(jié)構(gòu)面優(yōu)先發(fā)生破壞導致的。因此,在實際工程中,經(jīng)常采用錨桿加固來防止裂隙巖體的變形破壞[1-3]。錨桿作為主要的加固措施被大量采用,是因為它對節(jié)理巖體有明顯的加固作用,不僅能夠提高節(jié)理結(jié)構(gòu)面的彈性模量、抗壓強度等,還能夠增強巖體結(jié)構(gòu)的整體穩(wěn)定性。目前,錨固技術(shù)已廣泛應(yīng)用于巖土工程的各個領(lǐng)域,并且取得了顯著的經(jīng)濟效益[4-7]。錨固技術(shù)作為一種對原巖擾動小、安全可靠、經(jīng)濟有效的加固技術(shù)之一,能充分挖掘巖土體的強度潛能,調(diào)動巖土自身的強度和自承能力,從而極大地節(jié)約工程材料,同時也加快了工程建設(shè)的速度。
本研究通過建立不同錨固條件下的“S”型裂隙巖體模型,并利用FLAC3D軟件對模型進行數(shù)值模擬分析[8-10],得出不同加錨方式下的錨固效果和主要破壞方式,并對不同加錨方式下“S”型裂隙巖體的垂直和水平應(yīng)力場分布規(guī)律加以分析,為錨桿加固工程的優(yōu)化設(shè)計提供科學的理論依據(jù)。
1.1 幾何模型
本次模擬對象是含有“S”型裂隙的正方體試件,試件的尺寸為20 m×20 m×20 m。在模型的上部采用等速位移加載,實現(xiàn)單軸抗壓,速率控制在0.3 mm/min。模型劃分為1 720個單元,2 449節(jié)點,模型如圖1、圖2所示。
圖1 模型Fig.1 Model
圖2 含“S”型裂隙的切片圖Fig.2 With “S” type fracture section figure
1.2 邊界條件
(1)模型前、后和左、右邊界采用自由邊界條件。
(2)下部邊界取固定垂直方向位移。
1.3 模型參數(shù)
不同巖性和錨桿的物理力學參數(shù)見表1和表2。用結(jié)構(gòu)單元Cable模擬錨桿,錨桿在模擬過程中都看作是非線形材料。
表1 模型巖體力學參數(shù)Table 1 Rock mass mechanics parameters of the model
表2 錨桿參數(shù)Table 2 Bolt parameters
1.4 屈服準則
模型中均采用Mohr-Coulomb屈服準則來判斷巖體的破壞,并且均不考慮塑性流動(不考慮剪脹)。
為了對模型內(nèi)部的破壞形態(tài)詳盡描述,模擬過程均對模型做一個切片,其計算步驟為1 000步。模擬結(jié)果見圖3~圖6所示。從圖3中看出:在施加等速位移加載時,裂隙內(nèi)部首先發(fā)生拉伸破壞,中間位置最大1.46×105MPa,上下邊緣位置次之,從而導致破壞首先圍繞裂隙的上下尖端擴展,隨后以其中一端為主擴展,最后形成剪切破壞為主,同時伴有拉破壞的混合破壞模式。從圖4中可以看出:在施加等速位移加載時,仍是裂隙內(nèi)部首先發(fā)生拉伸破壞,中間位置最大1.0×105MPa。從圖5中可以看出:仍是裂隙內(nèi)部首先發(fā)生拉伸破壞,中間位置最大為0.96×105MPa。從圖6中可以看出:仍是裂隙內(nèi)部首先發(fā)生拉伸破壞,中間位置最大為1.44×105MPa。通過對比可以發(fā)現(xiàn),試件加錨以后拉應(yīng)力最大峰值均有所下降,以端部雙錨的峰值下降最為明顯,強度下降達34.25%;其次為在端部位置加單根錨桿,其峰值下降強度為31.51%;最后為在中部位置加雙根錨桿,其峰值有所下降,但下降不明顯,僅為0.01%。另外還可以看出,施加錨桿能夠使裂隙產(chǎn)生的應(yīng)力集中現(xiàn)象得到部分緩解,說明施加的錨桿可以對裂紋的萌生起到一定的抑制作用。
圖3 無錨桿垂直方向應(yīng)力分布Fig.3 No bolt stress distribution in vertical direction
圖7~圖10是等速垂直加載時,對水平應(yīng)力場所作的切片圖。圖7顯示:在垂直應(yīng)力作用下,“S”型裂隙的中部產(chǎn)生應(yīng)力集中,最大拉應(yīng)力達到8.44×104MPa,且出現(xiàn)拉應(yīng)力覆蓋45°角的現(xiàn)象,繼而發(fā)生單斜面剪切破壞。圖8顯示:在裂隙的中部產(chǎn)生應(yīng)力集中現(xiàn)象,最大拉應(yīng)力為5.4×104MPa。圖9顯示:拉應(yīng)力最大峰值為5.0×104MPa。圖10所示拉應(yīng)力最大峰值為7.05×104MPa。通過對比可以發(fā)現(xiàn),試件施加錨桿以后,拉應(yīng)力的最大峰值均有所下降,其中以試件端部施加雙錨桿后,拉應(yīng)力最大峰值下降最為明顯,相比無錨桿的情況下下降40.76%;其次為在試件端部施加單錨桿,拉應(yīng)力最大峰值下降36.02%;最后為在試件中部施加雙錨桿,拉應(yīng)力峰值下降16.47%。由此可見,對“S”型裂隙巖體加以錨桿錨固,應(yīng)力集中現(xiàn)象可以得到緩解,拉應(yīng)力峰值也有所下降,且在端部施加錨桿相比較于在中部施加錨桿效果更為顯著。但由于錨桿的密度以及強度等因素的影響,在45°的方向依然存在拉應(yīng)力,說明裂隙對試件的強度影響較大,單純施加錨桿存在欠缺。
圖4 上端部單根錨桿垂直應(yīng)力分布Fig.4 The vertical stress distribution of upper single anchor
圖5 上端部雙根錨桿垂直應(yīng)力分布Fig.5 The vertical stress distribution of upper double anchor
圖6 中部雙根錨桿垂直應(yīng)力分布Fig.6 The vertical stress distribution of central double anchor
(1)裂隙的存在都較大程度地降低了巖石和類巖材料的力學特性,而加錨可有效改善這種削弱,有效提高裂隙巖體的強度、彈模以及改善材料破壞后期的力學表現(xiàn)。
圖7 無錨桿水平方向應(yīng)力分布Fig.7 No anchor horizontal stress distribution
圖8 上端部單根錨桿水平應(yīng)力分布Fig.8 The horizontal stress distribution of upper single anchor
圖9 上端部雙根錨桿水平應(yīng)力分布Fig.9 Horizontal stress distribution of upper double anchor
圖10 中部雙根錨桿水平應(yīng)力分布Fig.10 Horizontal stress distribution of central double anchor
(2)不同的加錨方式其錨固效果有較明顯的差別。首先,在裂隙端部加錨桿比在裂隙中部加錨桿的錨固效果要好,特別是在峰值強度和彈模方面有較大差別,且在裂隙端部位置加錨桿在峰值強度后表現(xiàn)較好,對裂隙后期擴展有較好的抑制作用;其次,在裂隙兩端加錨比在一端加錨的效果要好,無論從起裂強度、峰值強度還是彈模及后期表現(xiàn)來看,兩端加錨都要強于一端加錨。這說明僅一端加錨容易使裂隙以另一端為起裂突破口,進而影響巖石整體的力學表現(xiàn)。
[1] 康志強,郭立穩(wěn),張艷博,等.礦山裂隙巖體錨注機理及數(shù)值模擬研究[J].煤礦安全,2012(11):27-30. Kang Zhiqiang,Guo Liwen,Zhang Yanbo,et al.Study on numerical simulation and bolt grouting mechanism of mine fracture rock masses[J].Safety in Coal Mines,2012(11):27-30.
[2] 王忠昶,欒茂田,楊 慶,等.裂隙巖體錨固止裂的數(shù)值模擬研究[J].巖石力學與工程學報,2007(S1):3446-3451. Wang Zhongchang,Luan Maotian,Yang Qing,et al,Study on numerical simulation of reinforcement on crack prevention of jointed rockmass[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2007(S1):3446-3451.
[3] Zhang P,He R L,Li N,et al.Uniaxial compressive strength analysis of fractured media containing intermittent fractures at different strain rates[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2007,26(1):2735-2742.
[4] 洪海春,徐衛(wèi)亞.地震作用下巖體錨固性能研究綜述與展望[J].金屬礦山,2006(3):5-10. Hong Haichun,Xu Weiya.Review and prospect of anchorage properties of reinforced rockmass under Earthquake[J].Metal Mine,2006(3):5-10.
[5] Bobet A,Einstein H H.Fracture coalescence in rock-type materials under uniaxial and biaxial compression[J].International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences,1998,35(7):863-888.
[6] Wong R H C,Chau K T.Crack coalescence in a rock-like material containing two cracks[J].International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences,1998,35(2):147-164.
[7] 顏 峰,姜福興.裂隙巖體注漿加固效果的影響因素分析[J].金屬礦山,2009(6):14-17. Yan Feng,Jiang Fuxing.Analysis of the factors influencing the grouting reinforcement effects of fractured rockmass[J].Metal Mine,2009(6):14-17.
[8] 康志強,賈玉波,張艷博.基于FLAC3D的節(jié)理巖體巷道錨注加固數(shù)值模擬[J].金屬礦山,2013(4):61-64. Kang Zhiqiang,Jia Yubo,Zhang Yanbo.Numerical simulation research of bolt grouting reinforcement to jointed rock based on FLAC3D[J].Metal Mine,2013(4):61-64.
[9] 藍 航,姚建國,張華興,等.基于FLAC3D的節(jié)理巖體采動損傷本構(gòu)模型的開發(fā)及應(yīng)用[J].巖石力學與工程學報,2008(3):572-579. Lan Hang,Yao Jianguo,Zhang Huaxing,et al.Development ang application of constitutive model of jointed rock mass damage due to mining based on FLAC3D[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2008(3):572-579.
[10] 陳亞軍,王家臣.節(jié)理巖體邊坡漸進破壞的數(shù)值模擬研究[J].有色金屬:礦山部分,2006(2):28-31. ChenYajun,Wang Jiachen.Study on numerical simulation of progressive failure of jointed rock slope[J].Nonferrous Metals:Mine Section,2006(2):28-31.
(責任編輯 徐志宏)
Effects of “S” type fractured rock anchoring and the distribution rule of stress field
Kang Zhiqiang1,2Zhang Xueyan1,2Zhao Jingmin3Zhang Shuqing1,2
(1.CollegeofMiningEngineering,HebeiUnitedUniversity,Tangshan063009,China;2.HebeiProvinceKeyLaboratoryofMiningDevelopmentandSafetyTechnique,Tangshan063009,China;3.TangshanMajiagouMiningCo.,Ltd.,Tangshan063009,China)
Aimed at the mechanism analysis of the “S” type joints in the fractured rock mass,a numerical simulation of the anchoring effect of joint is made.Through numerical simulation software FLAC3D,a fractured rock mass model under single and double root is built to simulate the mechanical properties of the fractured rock mass under different anchor grouting method and compare their anchoring effect and the main failure mode.The results showed that:anchoring can effectively improve the mechanical parameters of the fractured rock mass,such as its strength and elastic modulus,and increase the overall mechanical properties of rock mass.Different ways of anchor injection has different anchoring effect on fractured rock mass.After “S”-type fractured rock mass is anchored,its stress concentration phenomenon can be alleviated,and the peak of tensile stress also falls.The bolt anchoring effect is better to install the bolt at the end of fracture than in central crack,especially in the peak strength and elastic modulus with bigger difference,and it presents better effect at the end of fracture anchor bolt after peak strength,and has good inhibition on later extension of crack.The study provides a theoretical basis for anchoring this type of fractured rock.
Numerical simulation,Anchor reinforcement,F(xiàn)ractured rock mass with the type of “S”, Anchoring effect
2013-11-22
國家自然科學基金項目(編號:51174071),河北省自然科學基金項目(編號:E2012209004),河北聯(lián)合大學培育基金項目(編號:LDPY007)。
康志強(1974—),男,博士,教授,碩士研究生導師。
TD353+.6
A
1001-1250(2014)-01-046-04