节理岩体大型地下洞室群开挖支护过程离散元分析

，，，

(长江科学院 水利部岩土力学与工程重点试验室，武汉 430010)

1 研究背景

节理岩体中各种不同类型或组合的不连续面决定了地下洞室失稳破坏的基本形态[1]。为限制岩体的变形破坏，锚杆通常作为地下洞室施工过程中的主要支护结构。锚杆施作后主要发挥悬吊作用和抗剪作用，锚杆的抗拔能力及其自身强度决定了对其围岩失稳的控制效果。目前分析锚杆的锚固作用普遍采用锚杆单元法[2]和等效连续法[3]。锚杆单元法是将锚杆胶结于岩体单元上，胶结面性质通常用库伦滑移模型表示，因此可反映锚杆与围岩的相互作用。但也有研究认为，采用杆单元模型计算得到的锚杆支护作用甚小，反映不出大量工程实践所揭示的锚杆对岩体的强有力的支护效果[4]。等效连续法不具体模拟每根锚杆，而是将施锚后围岩的力学特性代入计算模型中。其中一种途径是建立加锚岩体的本构关系。

李术才等[3]应用加锚断续节理岩体断裂损伤模型模拟锚杆的支护效应。张玉军和刘谊平[5]建立了加锚岩体的本构方程和破坏准则。等效连续法另一种途径是将加锚岩体变形、强度参数作等效处理，但参数的选取却是难点。朱维申和任伟中[6]通过模型试验研究了节理岩体的抗压强度、弹性模量随锚杆参数变化规律。侯朝炯和勾攀峰[7]通过大尺寸的模型试验研究了不同锚杆密度下岩体的峰值、残余强度特性。上述锚杆加固研究均是基于连续介质分析方法，涉及到非连续介质分析方法鲜有报道。非连续介质分析方法将岩块和节理面分开考虑，可以模拟节理面相对滑移。实际上，节理岩体中施加锚杆主要是为了增强节理面强度。因此本文以大岗山地下洞室群为依托工程，采用离散元法模拟节理岩体地下洞室锚杆开挖支护过程，研究锚杆对不同岩体结构变形、应力状态、损伤区改善作用，对关键块体阻滑作用，揭示节理岩体洞室开挖支护过程中锚杆加固机理。

2 工程概况

大岗山水电站地下厂房系统由主厂房、主变室和尾调室3大洞室组成，按轴线方向N55°E“一”字形平行布置，岩柱厚度47.50 m。主厂房开挖(长×宽×高)尺寸为206.00 m×30.80 m× 73.78 m，主变室开挖尺寸144.00 m ×18.80 m ×25.10 m(长×宽×高)。3大洞室分9步进行开挖。具体施工开挖步及开挖高程如图1所示。每开挖一层即施加相应系统锚杆和锚索。

锚杆：分别有直径Φ28 mm、长6 m和直径Φ32 mm、长9 m的预应力150 kN 2种类型锚杆，矩形交错布置，Ⅱ类围岩中锚杆间距1.5 m。

锚索：I型锚索有长L=15 m、预应力T=1 500 kN和长L=20 m预应力、T=1 800 kN 2种类型，矩形布置于主厂房中上部和尾调室中部，间距4.0 m；主变室两侧边墙与厂房和尾调室布置3排II型对穿锚索，其长L=48 m、预应力T=1 800 kN。

岩体质量总体以II类岩体为主，局部洞段为III类围岩。主要发育①近SN/E∠60°～80°;②N15°W/SW∠65°～80°;③N15°～30°E/NW∠60°～70°;④近EW/N(或S)∠60°～80°;⑤N40°～65°E/NW∠70°～85°;⑥N40°～65°E/SE∠40°～55°等6组裂隙。

图1 地下厂房洞室群施工分层开挖方案(开挖高程)

3 洞室群开挖支护的离散元模拟

3.1 模型范围与计算条件

图2(a)为地下洞室群离散元计算模型。模型y轴为铅直方向，向上为正，x轴与厂房轴线垂直，向右方向为正;z轴沿厂房轴线，由里指向外为正。在距洞室开挖面100 m范围内设置3组节理模型，分别为缓倾-中倾组合、缓倾-陡倾组合、倾-陡倾组合，节理间距为4 m，见图2(b)。3组节理模型分别为地下厂房区A,B,C段较不利的节理面组合形式[8]。

图2 地下洞室群计算模型和节理分布模型标志

岩体采用摩尔-库仑本构模型，节理采用库仑滑移模型。岩体弹性模量25 GPa，密度2 650 kg/m3，泊松比0.25，摩擦角55°，凝聚力3 MPa，抗拉强度0.1 MPa。节理法向、切向刚度分别为18,7 GPa/m，摩擦角50°。

锚杆和锚索支护布置见图3。锚杆弹性模量98 GPa，极限拉力0.548 MN，锚索弹性模量200 GPa，极限拉力2.6 MN。由于离散元灌浆材料模型不考虑摩擦角，只计凝聚力，故根据地应力水平将灌浆材料摩擦阻力等效为凝聚力，总凝聚力取为0.6 MN/m。

图3 系统锚杆和锚索支护布置

应力场由岩体自重应力和构造应力2部分组成，垂直于洞室轴向的水平向侧压力系数为0.6，平行于洞室轴向的水平侧压力系数为1.4。应力场施加完毕后将岩体位移、节理位移清0，然后再进行洞室开挖支护计算。施加锚杆(索)预应力时，先将锚杆(索)两端锚固，将中间部位作为自由段，该段灌浆总凝聚力取为0；完成一定步数计算让锚杆预应力与围岩应力相互平衡，相当于模拟预应力施加过程；然后再进行“灌浆”，即恢复自由段灌浆凝聚力。

3.2 计算结果分析

3.2.1 变形特征

图4为各方案洞室群开挖后位移矢量及节理变形图，其中灰线为围岩位移，黑线为节理剪切位移、黑线粗细表征量值的大小。

由图知，开挖支护完成后，由于结构面倾角小于摩擦角，方案1围岩变形主要为卸荷回弹，量值达到34.7 mm。方案2和方案3围岩最大变形分别为58，60 mm，主要由2部分组成：一部分为卸荷回弹，指向临空面；另一部分为沿顺倾节理滑移变形。虽方案2和方案3的变形比方案1大，但高边墙上关键块体并未从边墙上脱落，且位移量级属厘米级，说明锚杆对方案2和方案3节理起到了加固作用，提高了关键块体的安全系数。

图4 围岩位移矢量及节理变形

尽管锚杆发挥了加固作用，方案2和方案3高边墙处节理最大剪切变形仍达30.9 mm和36.7 mm，这与锚杆作用机制有关。穿过结构面的锚杆是在结构面相对错动情况下新增轴向拉应力，此力就是锚杆作用在外部滑动岩体的支护作用力。在锚杆未屈服情况下，结构面错动越大，锚杆支护力越大。因此锚杆对节理岩体变形控制效果受限于锚杆作用机制，并非是锚杆单元法反映不出锚杆支护作用。

3.2.2 应力场特征

由于节理面滑动，方案2、方案3高边墙关键块体应力基本上完全释放(图5)。这也表明锚杆对应力状态影响作用是有限的，因为锚杆的加固作用随着节理相对错动逐步发挥的，此时应力已经伴随位移发展而发生了调整。如果将加锚岩体变形、强度参数作等效处理输入数值计算中，那么就意味着锚杆一开始就发挥了全部的锚固作用，这种结果就偏于不安全。

图5 围岩应力场

在应力释放后，方案2、方案3高边墙关键块体仍没有滑落。这也说明，锚杆加固作用主要体现在增强关键块体顺倾底滑面抗剪强度和关键块体后缘反倾结构面抗拉强度上。

3.2.3 开挖损伤区分布

图6(a)显示开挖后塑性区分布。洞室开挖后，洞室周边产生一定范围的破损区，随着洞室高边墙的开挖形成，上、下游边墙破损区增长比较显著，而顶拱部位的破损区则变化不大。高边强处破损区受控于结构面切割形态，分布于关键块体内。

图6(b)给出了拉伸破坏节理和剪切破坏节理分布，其中高边墙顺倾节理多发生剪切破坏，反倾节理多发生拉伸破坏。

图6 开挖后的塑性区和破坏区节理分布

3.2.4 锚杆轴力

图7 方案3主厂房锚杆轴力和节理剪切位移空间分布

图7为方案3主厂房锚杆轴力分布和节理滑移图，黑色矩形代表锚杆轴力，负值代表受拉，高边墙黑色倾斜线条代表节理滑移，线条粗细表示量值大小。由图7可见节理错动处锚杆轴力偏大，特别是高边墙中下部锚杆由于节理错动轴力相对较大，反映了锚杆作用力与节理面错动之间的相互关系。由于锚杆间距为1.5 m，图中轴力1.5倍才是锚杆实际轴力，可知锚杆最大轴力0.495 MN。

3.2.5 与实测值比较

图8 监测点计算值与实测位移对比

图8为各方案所处洞段主厂房多点位移计实测位移与相应部位的计算位移随开挖步的变化情况。图8表明位移实测值与计算值随开挖施工过程的变化趋势基本一致，量值相差不大。说明本文的节理简化模型可以反映围岩的主要变形特征与失稳机制，离散元锚杆单元模可反映出工程实践中锚杆对岩体的支护效果。

4 结 论

(1) 锚杆的加固作用随着节理相对错动和应力调整逐步发挥的，并非一开始发挥全部锚固作用。受限于锚杆与相互结构面作用机制，锚杆对节理岩体应力状态控制效果有限。

(2) 锚杆加固作用主要是增强结构面抗剪强度和抗拉强度，提高关键块体安全系数，阻止块体塌落。

(3)缓倾-陡倾和中倾-陡倾节理组合在地下洞室高边墙处形成不利地质结构变形破坏程度较大，高边墙中下部锚杆由于中、陡倾节理错动轴力相对其他部位偏大。

(4) 离散元锚杆单元模可反映出工程实践中锚杆对岩体的支护效果。

参考文献：

[1] 蔡美峰，何满潮，刘东燕.岩石力学与工程[M].北京：科学出版社, 2002.(CAI Mei-feng, HE Man-chao, LIU Dong-yan.Rock Mechanics and Engineering[M].Beijing: Science Press, 2002.(in Chinese))

[2] 曾祥勇，邓安福.锚索与锚杆联合锚固支护岩坡的有限元分析[J].岩土力学, 2007, 28(4): 790-794.(ZENG Xiang-yong, DENG An-fu.Finite Element Analysis of Rock Cutting Slope Reinforced by Combined Action of Prestressed Anchor Cable and Anchor Bolt[J].Rock and Soil Mechanics, 2007, 28(4): 790-794.(in Chinese))

[3] 李术才，王 刚，王书刚，等.加锚断续节理岩体断裂损伤模型在硐室开挖与支护中的应用[J].岩石力学与工程学报，2006, 25(8): 1582-1590.(LI Shu-cai, WANG Gang, WANG Shu-gang,etal.Application of Fracture-damage Model to Anchorage of Discontinuous Jointed Rockmass of Excavation and Supporting[J].Chinese Journal of Geotechnical Engineering, 2006, 25 (8): 1582-1590.(in Chinese))

[4] 杨延毅.加锚层状岩体的变形破坏过程与加固效果分析模型[J].岩石力学与工程学报, 1994, 13(4): 309-317.(YANG Yan-yi.Analytical Model for Evaluating Reinforcement Efficiency of Bolts in Layered Rock Masses[J].Chinese Journal of Geotechnical Engineering，1994, 13(4): 309-317.(in Chinese))

[5] 张玉军，刘谊平.锚固正交各向异性岩体的三维弹塑性有限元分析[J].岩石力学与工程学报.2002，(8): 1115-1119.(ZHANG Yu-jun，LIU Yi-ping.3D Elastic-plastic Finite Element Analysis for Bolted Orthotropic Rock[J]．Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering，2002, (8): 1115-1119.(in Chinese))

[6] 朱维申，任伟中.船闸边坡节理岩体锚固效应的模型试验研究[J].岩石力学与工程学报.2001，(5): 720-725.(ZHU Wei-shen，REN Wei-zhong.Research on Reinforcing Effect for Jointed Rock masses of Shiplock Slope by Physical Modeling [J]．Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering，2001，20(5): 720-725．(in Chinese))

[7] 侯朝炯，勾攀峰.巷道锚杆支护围岩强度强化机理研究[J].岩石力学与工程学报，2000，(3): 342-345．(HOU Chao-jiong，GOU Pan-feng．Mechanism Study on Strength Enhancement for the Rocks Surrounding Roadway Supported by Bolts[J]．Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering，2000，19(3): 342-345．(in Chinese))

[8] 王 帅，盛 谦，朱泽奇，等.地震荷载作用下地下洞室不利地质结构塌落机制研究[J].岩土力学，2012, 33(10)：2897-2902.(WANG Shuai, SHENG Qian, ZHU Ze-qi,etal.Study of Collapse Mechanism of Underground Caverns with Unfavorable Geological Structures under Seismic Loading[J].Rock and Soil Mechanics, 2012, 33(10): 2897-2902．(in Chinese))