节理岩体锚固应力分布规律与作用机理研究

节理岩体锚固应力分布规律与作用机理研究

节利岩石常被用作中国的岩体工程。基于以上研究成果,本文进一步对节理岩层锚杆支护技术下不同锚固方式的锚固机理进行研究.以阳煤一矿81303工作面回风巷锚杆索范围内顶板节理发育、两帮垂向裂隙发育为工程背景,根据锚杆自由段、锚固段、节理(或裂隙)的空间位置关系,对节理(或裂隙)变形时端锚、加长锚、全长锚方式下锚杆应力分布规律及杆体承载特性、锚杆-锚固剂-围岩相互作用机理进行研究,得出一系列的结论,为节理围岩锚杆支护设计提供一定的参考.1项目背景1.1直接底黑色泥岩主采煤层为8号煤,平均埋深540m,平均厚7.1m,平均倾角为4°,为近水平煤层,顶板为典型的层状岩层,直接顶为黑色泥岩,厚1.03m;老顶为深灰色石灰岩,厚2.25m;直接底为黑色泥岩,厚1.23m;老底为深灰色细砂岩,厚2.18m.工作面布置见图1,81303回风巷沿顶板掘进,断面大小为5.2m×3.8m.顶锚杆使用Φ22mm×2000mm螺纹钢锚杆,间排距为960mm×800mm,每隔一排交错布置2根Φ21.6mm×5200mm锚索加强支护.两帮各布置4根Φ22mm×2000mm螺纹钢锚杆与2根Φ15.24mm×5200mm锚索,原支护方案锚杆全部采用MSK23/60树脂锚固剂端头锚固,锚索使用MS双速23/120树脂锚固剂端头锚固方式,见图2.1.28原支护方案下顶板节理分布由巷道顶板钻孔窥视结果(如图3所示)得出锚杆索锚固范围内出现不同层状的岩性,在顶板约0.9～1.2m范围多发育水平节理裂隙.使用CT-2型矿用超声波围岩裂隙探测仪对巷道围岩破坏情况进行测试(结果如图4所示),发现波速在帮部0.8～1.2m深度时发生突变,证明此范围内存在较多垂向裂隙.而原支护针对性较差,无法适应巷道顶板锚杆锚索穿层及帮部锚杆索穿裂隙区域的情况.原支护方案下,顶板节理面及两帮裂隙受力变形,锚杆索受力增高破坏,顶板离层严重,煤柱裂隙扩展加剧,掘进期间巷道顶底板平均移近量为387mm,两帮平均移近量为463mm,巷道围岩整体变形较大.在考虑支护强度的原因后,首先进行了支护参数的调整,即在巷道顶及两帮增加一根锚杆提高其支护强度,但锚固方式仍采用端锚方式,在进行一段巷道试验后发现,锚杆索受力仍处于较高水平,顶板节理依旧出现离层现象,此时巷道顶底板平均相对移近量较原始方案下减小了约40mm,两帮变形量减小了约50～60mm,节理围岩变形未得到较好的控制.2在节理变形期间，对锚杆压力的分析2.1节理面巷道的锚杆抗拉受力分析节理沿锚杆轴向发生张开变形,力学模型如图5所示,根据节理与锚固段的相对位置可分为2种情况:1)节理面位于锚固段.在外力作用下节理发生张开变形,节理面附近的锚固剂最先感知变形并通过与钻孔壁的黏锚力阻止节理张开,此黏锚力又通过锚固剂-锚杆的摩擦力使锚杆产生轴向拉力,此过程力的传递路径为:节理张开→锚固剂→锚杆.2)节理面位于自由段.此时锚固剂无法直接抑制节理扩张,节理张开后在巷道表面将岩体变形力由托盘作用于锚杆自由段,再传递到位于稳定岩体的锚固区域,并通过锚杆-锚固剂-围岩的相互作用将力传递到稳定岩体中,此过程力的传递路径为:节理张开→托盘→锚杆自由段→锚固区域→稳定岩体.2.2节省：平衡滑移期间框架杆的抗剪刀分析力学模型如图6所示,节理面处锚杆受到横向剪切力3锚固结构的数值模型3.1数值模型的建立根据试验巷道实际生产地质条件,建立数值模型如图7所示.锚杆直径为20mm,药卷厚6mm,托盘尺寸为150mm×150mm×20mm.本次数值计算模型忽略相邻锚固结构间的相互影响,选取的模型几何尺寸为2m×1m×3m,共26472个单元,32180个节点.为便于得到不同锚固形式下的树脂锚固体力学行为,更好地理解锚杆加固节理岩体的力学机理,实现锚固剂较大的黏结力,本文采用实体单元和接触面单元(interfaceelement)相结合的方法进行模拟.节理面位于3.2数值模型选取参数对锚杆、围岩、树脂锚固剂、托盘赋予不同的本构模型,锚杆和托盘采用理想弹性材料,围岩和树脂锚固剂采用莫尔-库仑模型.模型中锚杆-树脂锚固剂-围岩之间采用接触面命令实现,托盘-围岩之间也布置接触面,托盘与锚杆刚性连接来模拟煤矿现场螺纹钢锚杆与托盘、螺母之间的连接.根据MZ-Ⅱ型锚杆安装装置与LW-1000卧式拉力试验机进行多组锚杆拉拔试验,选取参数见表1.3.3开变形过程与节理剪切滑移过程模拟根据前文节理变形过程中的受力特点分析,对节理张开变形过程与节理剪切滑移过程中端头锚固、加长锚固和全长锚固方式的锚固机理进行分别模拟.节理受力张开过程中,通过在节理面位置给上方岩体施加垂直荷载4节省开孔时支架的张力特性4.1锚固剂与围岩的塑性区分析由图8可知,1)对于全长锚固,杆体周围的塑性区分布在节理面较远的两侧,且在锚杆轴向上塑性区范围最大,锚固剂大部分已发生破坏,但锚杆周围岩体的塑性破坏半径较小,这主要是因为节理张开时,岩体变形最先作用在锚固剂上,而全长锚固下锚杆杆体延伸受限,因此造成了节理两侧较大范围内的锚固剂发生塑性破坏;2)对于加长锚固,锚固剂与围岩的塑性区破坏主要分布在节理面附近,杆体周围岩体塑性区半径相比全长锚固增大,这主要是因为节理处锚杆存在一定的预紧力,岩体张开变形时需要克服锚固剂的黏结力与锚杆杆体主动约束力,因此引起较大范围岩体的塑性破坏;3)对于端头锚固,锚固剂与附近围岩的塑性破坏范围最小,只分布在锚杆自由段的末端附近,这主要由于节理张开变形时,锚杆自由段会先发生较大拉伸变形,最终锚固剂产生的变形破坏较小.根据前文受力分析,上述塑性区分布规律是由于全长锚固时锚固剂限制了锚杆延伸,在节理张开时锚固剂产生的黏锚力可立即作用于围岩,限制节理发生位移;而端头锚固下锚杆自由段较长,延伸率较大,节理岩层受力张开时,锚杆会同步变形,无法立即约束围岩;对于加长锚固,节理位于1.2m长的锚固区域,在节理变形时可立即发挥黏锚力阻止围岩变形,且又有0.8m的自由段利用预应力从外部抑制节理变形.4.2端头锚固锚杆索受力过3种锚固形式下杆体轴力分布曲线如图9所示.由图9可知,1)端头锚固时,节理位于锚杆自由段.节理未发生变形时,锚杆轴力保持所施加预应力大小,当岩层节理受力张开时通过托盘对锚杆端部施加拉力,自由段的轴向应力升高至260MPa并保持不变,此值相对于加长锚固与全长锚固较大,这正是造成原支护方案中端头锚固锚杆索受力过大的原因,在锚固段轴向应力快速减小,直至减小为0.2)加长锚固时,节理位于锚杆锚固段.在0.8m的自由段,锚杆轴力保持129MPa不变,基本与施加的预应力大小相同;在锚固段,杆体轴力在节理面两侧的0.2m范围内近似呈开口向下的抛物线对称分布,轴力在节理面处达最大值252MPa,对于锚固区域深处,轴力变化规律与端头锚固一致.3)全长锚固时,锚杆轴力在节理面两侧0.5m范围内呈开口向下的抛物线对称分布,轴力在节理面位置达到最大值约235MPa,而在锚杆尾部0.5m距离内的轴力上升是因为全长锚固时施加的预应力无法传递到锚固区域深处,只引起锚杆尾部紧固构件一定范围内的锚杆轴力发生上升,此结果与文献由此,对于锚固段的节理,由锚固剂内部黏聚力及通过锚固剂引起锚杆轴力的共同作用来控制节理张开.而位于自由段的节理,是由预应力从外部提供约束力,以抵消较大的围岩变形应力来控制节理张开.4.3感知节理开口的灵敏度分析由图10可知,平衡时刻端头锚固、加长锚固、全长锚固的节理附近岩体的变形量分别为12.4,4.2,6.3mm.为分析不同锚固方式对岩体受力变形的控制效果,对产生不同节理张开度时引起节理处锚杆轴力变化的规律进行研究,提出不同锚固方式感知节理张开的灵敏度指标,该指标可由轴力与节理张开度曲线的斜率衡量.由图10可知,1)端锚锚杆的斜率最小,其灵敏度最低,节理的张开变形只能间接通过锚杆托盘起作用.而其较长的自由段具有较大的延伸率,导致轴力增阻缓慢;2)全长锚固锚杆的斜率明显增大,其灵敏度较高这是由于锚杆全长都存在黏锚力,在节理发生张开变形时,节理面两侧的锚固剂立即发挥作用,阻止节理变形,而后引起锚杆快速增阻;3)加长锚固时控制效果更好,曲线斜率最大,说明其对节理张开的控制更为敏感,一是因为节理位于锚固区域存在黏锚力第一时间阻止节理张开,二是节理处锚杆虽处于锚固区,但仍存在约39MPa的预紧力,对于锚固剂所传递的黏锚力—摩擦力—锚杆轴力,可实现初始高阻,三是自由段的预应力可以从外部提供有效压应力,约束围岩变形.5节省时根系的抗修剪特性5.1端前锚固方式下的锚杆锚固方式从塑性区分布图(图11)可以看出,1)端头锚固时,围岩的塑性区发生在锚杆产生“S”变形的两个拐角弯曲变形区域以及锚杆的锚固—自由交界区域;2)加长锚固与全长锚固时,围岩的塑性区只分布在节理面附近,发育高度相对端头锚固时增大.端头锚固方式下,节理发生剪切滑移,上部围岩产生的水平应力直接作用于杆体,在锚杆发生拉弯变形后,岩体沿锚杆水平弯曲方向的滑移阻力只有杆体的抗剪力提供,岩体变形破坏较为严重;而加长锚固与全长锚固时,节理发生剪切滑移,围岩直接受锚固剂约束,后通过锚杆-锚固剂-围岩的相互作用,控制节理滑移,有效缓解了围岩中锚杆弯曲变形拐角处的应力集中,降低了围岩的破坏程度,提高了锚固体的抗剪能力.5.2节理面区域应力分析平衡时刻杆体轴向应力、水平应力分布曲线如图12所示.由图12可知:1)端头锚固时,在距锚固起始点0.6m范围内轴力增高至215MPa,而后迅速下降,并在节理面处降至最低值90MPa,由前文受力分析可得,此突变是由于节理面处一定长度的锚杆弯曲变形形成了类似于桁架的结构,此处锚杆内力不完全沿着杆体的方向,造成轴力发生突然减小;在节理面附近发生突变后又迅速恢复至轴力最大值310MPa,后下降为175MPa并保持不变,此数值也相比于加长锚固与全长锚固方式较大,因而造成了原支护方案下锚杆索受力过大.对于水平应力,锚杆在节理面两侧的0.1m范围内受力较大,对称受到21.3MPa的拉应力和29.5MPa压应力,而其他区域应力基本保持为0;2)加长锚固和全长锚固时,锚杆仍处于受压状态,在节理面上方0.1m处达到最大值分别为230,205MPa.唯一不同的是加长锚固由于0.8m的自由段,使其在距锚固端头1.2～2.0m范围内轴力保持129MPa不变.对于水平应力,加长锚固和全长锚固时杆体水平应力分布曲线基本类似,于节理面呈对称分布,峰值分别为22.7,20.2MPa,主要受压应力作用.5.3“s”形变形期锚杆应力和滑移节理面处岩体水平位移与锚杆水平应力曲线如图13所示:1)端头锚固时,由于锚杆与孔壁存在6mm的空区,因此杆体受力滞后岩层滑移6mm.锚杆受外载剪切后,发生拉弯变形,锚杆跟随上方岩体滑移,直到抵紧下部岩体孔壁后杆体开始发生“S”形变形,之后锚杆应力依次会经历急增阻、缓增阻、急降阻阶段,岩体滑移变形量最大达34mm;2)而对于加长锚固和全长锚固,节理滑移时岩体首先与锚固剂接触,药卷强度虽相对锚杆较低,但很大程度上提高了感知剪切位移的敏感性,随着剪切位移增加,杆体应力经历急增阻阶段与高阻稳定阶段,以及时、高工作阻力的优势抑制节理发生剪切滑移,岩体最大滑移量分别为8.73mm,12.1mm.根据受力分析,加长锚固时,节理处锚杆抗剪力由黏锚力与预应力共同提供,及时高阻抑制了锚杆发生“S”变形,进而减弱了岩体发生沿非连续面分离的“导轨”作用6工程应用和效果分析6.1树脂锚固剂加固锚固.上述数值模拟研究结果与文献最终提出节理围岩巷道支护参数如图14所示,顶板支护:锚杆间排距800mm×800mm,两支MSCK23/60树脂锚固剂加长锚固;锚索间排距为2000mm×1600mm,采用1支MSCK23/60+2支MSZ23/80树脂锚固剂锚固.两帮支护:锚杆间排距为800mm×800mm,使用2支MSCK23/60树脂锚固剂加长锚固;实体煤帮、煤柱帮锚索间排距为1500mm×1600mm,采用1支MSCK23/60+2支MSZ23/80树脂锚固剂加长锚固.施工工程中加强管理,保证锚杆预紧力在40kN以上.6.2顶底及两帮变形结合81303回风巷具体地质生产条件,将上述支护方案进行应用.在巷道掘进期间对试验巷道表面位移进行现场实测,监测结果如图15a,在掘进初期巷道顶底及两帮变形增大较快,在巷道掘出30d左右逐渐稳定,其中顶底板相对移近量稳定在168mm,相对于原支护方案下减小了56.6%,煤柱帮变形量量稳定在109mm,实煤体帮变形量稳定在98mm,相对于原支护方案减小了55.3%;在回采期间,试验巷道表面位移量如图15b,随工作面推进,在距离工作面80m左右时,巷道表面位移明显增大,顶底板、两帮最大变形量为273,347mm,可以满足巷道正常使用.7节理岩锚杆1)节理岩层张开时:加长锚固锚杆对节理岩层的离层最敏感,能通过预应力与黏锚力共同作用快速增阻抑制节理离层;而全长锚固锚杆预应力难以传递到节理面位置,使其增阻灵敏性比加长锚锚杆略差;端头锚固锚杆只依靠预应力提供约束力,其对节理离层的控制效果最差.2)节理岩层滑移