支护参数设计

支护参数设计（精选8篇）

支护参数设计 篇1

摘要：深部巷道围岩的力学性质发生了明显变化, 从而表现出其特有的力学特征现象:浅部表现为普通坚硬的岩石在深部可能表现出大变形、难支护的软岩特征, 分析深埋巷道支护难点, 针对提高围岩残余强度、充分发挥围岩自承载能力及巷道围岩弱结构控制原则, 提出1015轨道大巷掘进支护方案, 为类似条件下巷道支护设计提供参考。

关键词：深埋,准备巷道,支护设计

1 支护难点分析

根据1015轨道大巷地质条件和前阶段支护效果, 该巷道支护主要存在以下技术难题:

(1) 巷道埋深大

浅部岩体多数处于弹性应力状态, 但进入深部以后多数巷道受"三高"和"一扰动"的作用, 使深部巷道围岩的力学性质发生了明显变化, 从而表现出其特有的力学特征现象浅部表现为普通坚硬的岩石在深部可能表现出大变形、难支护的软岩特征, 即多数深部岩体处于塑性、粘塑性、流变的潜在破坏状态下。在深部下巷道一旦被开挖, 岩体原有的三向平衡应力状态被打破, 很快产生碎胀变形破坏, 造成巷道周边破碎岩体增多、巷道支护困难等一系列问题, 导致灾害事故增多, 如大面积来压、冒顶、大变形且长期处于流变状态、冲击地压等, 明显不同于浅部岩体表现出来的力学特性, 导致深部巷道维护十分困难。

(2) 该上山为矿井主要巷道, 服务年限相对较长, 对变形控制要求高;

(3) 巷道高度大, 施工控顶难度大, 打眼、安装锚杆、锚索等工序操作相对困难, 部分地段存在淋水现象, 对施工队伍的操作水平、施工质量和现场的管理水平等要求相应较高。

2 支护的原则

2.1 提高围岩残余强度的原则

由于深井巷道在低围压、高应力差作用下, 围岩普遍处于岩石峰后残余强度阶段, 提高围岩残余强度主要有三个技术途径:

(1) 提高支护阻力

由于支护阻力是支架对围岩提供的一个围压, 使巷道周边围岩从二向应力状态转化为三向应力状态, 从而提高围岩的残余强度。

(2) 锚杆加固围岩

实验证明, 锚杆能利用其锚固力将破碎围岩锚固起来, 在锚固剂作用下, 将锚杆杆体周围的破碎岩块组合成串, 使破碎岩块胶结成钢筋岩柱 (见上图1) , 并且在托锚力的作用下对围岩提供一定的围压, 使破裂岩体由原来的二向应力状态转化为三向应力状态, 从而恢复和提高了破裂围岩的残余强度, 形成具有较高承载能力和可塑性的锚固层。锚杆锚固力大、密度高、这种加固作用就越明显。

(3) 注浆加固。破碎严重的岩体, 单纯依靠锚杆加固不能满足要求时, 采用注浆加固能提高松动破碎围岩强度。注浆方式可采用单独注浆或采用外锚内注的"锚注式"锚杆。

2.2 充分发挥围岩承载能力的原则

充分发挥围岩的承载能力, 主要体现在以下几个方面:

(1) 二次支护

理论和实践证明, 深井巷道采用一次强阻力刚性支架来维护围岩是不适应深井巷道初期变形量大、变形速度快的特点, 应采用二次支护原则。一次支护主要是加固围岩, 提高其残余强度, 在不产生过度膨胀、剪胀变形的条件下, 利用二次支护使围岩应力以变形的形式得到释放。

(2) 调动巷道深部围岩

巷道开挖虽然扰动围岩, 但其范围是有限的, 巷道深部围岩强度比浅部围岩强度明显要高。因此巷道深部围岩对于深井巷道围岩的控制是一种丰富的可利用资源, 有关学者提出了调动深部围岩强度控制深井巷道地压的思想。通过研究发现, 将一定长度的锚索在适当的部位锚入深部围岩, 调动深部岩体强度后, 能很好地改善围岩的应力状况和围岩的自身性能。通过锚索使深部岩体有效地承担了浅部围岩的荷载, 控制围岩的大变形。

(3) 喷射砼

封闭暴露面的主要方法是采用喷层支护, 即在巷道围岩暴露后立即向巷道周壁喷射能快速硬化的砂浆或混凝土, 以便在巷道周壁上形成保护层, 其作用不仅可以减少环境对围岩表面的破坏, 防止围岩新暴露面风化吸潮, 还可防止个别离层和松动岩块突然冒落, 此外, 一定厚度的喷层对围岩也起支撑和加固作用, 有利于使围岩保持稳定状态。

2.3 巷道围岩弱结构控制的原则

巷道开挖后, 两帮及顶底板变形破坏并不是均匀的, 而是首先从巷道某一个或者某几个部位开始变形破坏, 从而导致整个巷道的支护体失稳, 巷道围岩首先从弱结构开始破坏, 这些首先破坏的部位称为支护的"关键部位"。一旦巷道支护体的强度、刚度及可缩量不适应巷道弱结构部位的变形时, 就会发生破坏, 然后导致其它部位破坏, 最终使巷道围岩破坏失稳。长期以来, 巷道支护一直习惯于巷道全断面均匀支护, 实践证明这是不合理的, 应该针对巷道的弱结构部位进行加强支护, 使巷道围岩应力分布趋于均匀, 而达到良好的控制效果。

31015轨道大巷支护方案

根据现场测试结果、围岩状况和上述要求, 较为理想的支护方案应为"一次锚网喷 (让压变形) +二次锚索和锚注 (围岩结构强化) "分步加强联合支护方式。其中在巷道破碎带采用"架棚 (让压变形) +二次锚索和锚注 (围岩结构强化) "分步加强联合支护方式。设计支护示意图如下:

(1) 一次支护:

(3) 巷道注浆

注浆顺序:从底角眼孔开始注浆, 尽可能低压注浆, 依次向上注浆充填满。

结语

针对1015轨道大巷深埋压力大、服务年限长、巷道高度大等支护难点, 结合提高围岩残余强度、充分发挥围岩自承载能力及巷道围岩弱结构控制原则, 提出1015轨道大巷掘进时分步加强联合支护方案, 为类似条件下巷道支护设计提供参考。

参考文献

[1]何满潮, 谢和平, 彭苏萍等.深部开采岩体力学研究[J].岩石力学与工程学报, 2006, 24 (16) :2803-2813.

[2]陈登红, 华心祝, 李英明.复杂条件下回采巷道围岩控制综合技术研究[J]煤炭科学技术, 2010, 38 (12) :14-21.

软土地区深基坑支护结构参数分析 篇2

关键词隧道；明挖暗埋；施工；深基坑

中图分类号TU文献标识码A文章编号1673-9671-(2011)041-0225-02

在软土地区进行基坑开挖，变形控制尤其重要。软土通常具有强度低、压缩性高、含水量大等特性，深基坑的开挖施工过程是基坑支护结构与周围土体的相互作用过程，在此过程中土与支护结构相互作用，使支护结构的内力与变形不断发生变化，如果支护不当，容易造成过大的围护体侧向位移、结构内力及基坑地表沉陷，影响基坑和周边结构物的稳定及其正常使用。

1工程概况

基坑横断面布置如图1所示，基坑外施作100cm钻孔灌注桩，间距120cm，C30钢筋混凝土。开挖从上至下分6步进行，每次开挖完毕后立即布置横向钢支撑，钢支撑采用δ=16mm、Φ=609mm钢管，上面3道钢支撑为单根，下面3道为并排2根。

开挖到预定深度后，铺设素混凝土垫层，从下至上逐步拆除钢支撑，并修建隧道主体，隧道修建完毕后回填至地表。

支撑安装后，按要求预施加轴力。预加轴力在支撑两端同步对称进行。基坑钢支撑的预加轴力见表1。

注：图中尺寸除钢支撑为mm，钻孔桩为cm外，均以m计。

图1基坑横断面布置

2数值模拟分析

运用有限元软件进行建模、分析，建立二维有限元模型。基坑开挖宽度15.7m，深度26.9m，模型长度和深度均为基坑开挖宽度和深度的5倍。岩土体采用摩尔库仑模型，平面应变单元；摆喷桩墙和钻孔桩采用实体单元；支撑结构采用梁单元。左右两侧水平方向位移约束，底面水平和竖直方向位移均约束。考虑到钻孔灌注桩的空间间距分布效应，计算中将钻孔灌注桩的弹性物理模量除以其间距来考虑其空间效应。模型岩土体计算参数见表2。

2.1原施工方案分析

按原设计方案，从上到下布置6道横撑，横撑均在打设时施以预加轴力。运用有限元软件建模分析，可得到最终支撑计算结果:钢支撑最大轴力为300.424kN，出现在第6步开挖时第6道钢支撑上。表3中最大水平位移为钻孔桩的最大水平位移为1.90cm，出现在第1步桩身开挖时。由计算结果可知，最大轴力和最大水平位移均满足规范要求；第1道钢支撑除开挖第2步时短暂受压外，其他施工过程一直处于受拉状。因此在此施工方案基础上，欲减少第6道钢支撑，优化施工方案。

2.2施工方案优化

在原方案基础上，提出优化方案，即减少第6道钢支撑，并将第5道和第4道支撑同时拆除，在原修建了部分隧道主体的基础上一次整体将隧道主体浇筑完毕，计算结果如表4所示。计算结果显示，同时拆除第4道和第5道支撑，即使将隧道主体浇筑完成，对第3道支撑的受力影响也不是很大，但在接下来拆除第3道支撑时，会引起第2道支撑的轴力陡然增大；拆除第2道支撑时，第1道支撑的受力状态由受拉转变为受压。但就整体而言，各道支撑轴力均在设计值范围内，桩身最大水平位移也满足规范要求。

2.3数值结果分析

原施工方案中，钢支撑最大轴力出现在第6道支撑，最大轴力为300.42kN；优化支护参数后，钢支撑最大轴力出现在第5道支撑，最大轴力为117.99kN。2种方案计算结果中，最大轴力均出现在最下面一道钢支撑，但均小于钢支撑设计值。原施工方案中，第1道钢支撑除在开挖步1受压，在后续工序中均處于受拉状态；优化方案中，第1道钢支撑先期变化情况与原施工方案相同，但在拆除第2道钢支撑时，应力变化较大，由受拉时68.46kN急剧转变为受压69.68kN。钢支撑在2种不同受力状态之间发生急剧变化，应给予重视，以避免钢支撑产生折断，引起工程事故。计算结果表明，在2种方案中，各道支撑轴力值均满足设计要求。

桩身最大位移均出现在开挖步1中，且都为1.900cm，满足规范要求。其他开挖步中，由于钢支撑的存在且对其施加了预加轴力，桩身受钢支撑作用变形均匀，侧向位移均不大。

3现场监测

由于钢支撑为临时支撑，所以现场仅对基坑侧向位移进行监控量测。埋设测斜管，监测点布置在基坑周围。量测结果见表5。

由监测结果可知，由于基坑开挖后及时浇筑隧道洞身并进行拱顶回填，一定程度上限制了桩身的侧向位移，监测结果与计算结果较为吻合。

4结语

本文通过有限元数值模拟方法，对某隧道浅埋暗挖段基坑开挖施工优化方案进行了计算分析，结果表明：

1）数值计算结果较实测值偏小，可能是由于桩身刚度和隧道洞身刚度较实际偏大，但现场监测结果与数值计算较为吻合。

2）钢支撑预加轴力后，可避免其出现较大轴力值，且钢支撑多数均处于受压状态，桩身侧向位移也比较小。可见预加钢支撑轴力后，可大大改善基坑围护结构受力性状，提高基坑稳定性。

3）通过2种方案对比计算，可知钢支撑最明显变化出现在第1道钢支撑，受力状态会发生急剧变化，优化方案中第2道钢支撑轴力增大也较为明显。因此在拆除最后2道钢支撑时应引起足够重视，必要时可采取一些辅助措施，避免钢支撑受力状态由于变化过快而引起基坑失稳。

4）基坑开挖后，由于及时浇筑隧道洞身主体并进行洞顶回填，很大程度提高了基坑的稳定性，保证了拆除钢支撑后，除最上面2道钢支撑外，其他各道钢支撑轴力变化并不明显。

基坑工程是具有时空效应的系统工程，施工过程中应充分考虑其时空效应影响，尽量做到快速施工、及时支护，分部开挖、分部支护，严格有效地控制基坑的变形发展。

参考文献

[1]李晓红,王宏图,杨春和,等.城市地下空间开发利用问题的探讨[J].地下空间与工程学报,2005.

桩锚支护结构锚杆设计参数分析 篇3

随着国民经济的发展，城市化步伐的加快，城市建设中开发利用地下空间已成为一种必然，因而深基坑工程愈来愈多。深基坑工程既要保证基坑自身的安全稳定，又要保证其对周围环境不造成破坏性影响，导致其设计和施工的难度越来越大，传统的以强度控制设计为主的方式逐渐被以变形控制设计为主的方式所取代。在基坑设计施工中如何有效地进行支护体系的位移计算与变形控制，使得支护体系与周边环境对基坑变形的要求相适应，同时又经济、合理，是摆在工程技术人员和学者面前的严峻课题。

为了保证基坑开挖、基础施工的顺利进行及基坑周边环境的安全，在深基坑工程中，桩锚支护是经常采用的结构形式，目前国内一些学者已经对这种支护形式作了大量的研究[1,2,3]，得到许多有重要价值的结论。本文以实际工程为背景，建立深基坑桩锚支护结构的三维数值计算模型，分析不同锚杆设计参数对桩锚支护结构位移、内力的影响，并对不同锚杆设计参数下基坑角部的空间效应进行探讨，以为工程设计与施工参考。

2 数值模型

2.1 数值模拟假设

1）同一种材料为均质、各向同性；

2）不考虑施工进程对土体力学指标的影响，开挖深度在地下水位以上，不考虑渗流影响；

3）土体采用理想弹塑性模型，屈服准则采用摩尔-库伦准则模拟，由于支护结构相对土体刚度较大，假定其为弹性体。

4）不考虑桩土与锚杆和土之间的摩擦，但桩土与锚杆和土均无相对滑移。

2.2 模型参数及研究方案

土体采用摩尔-库伦弹塑性模型，土体计算参数如表1所示。支护结构采用钻孔灌注桩，为弹性体，桩长16m，嵌固深度6m，桩间距2m，直径为0.8m，弹性模量28GPa，泊松比0.2。锚杆为弹性体，布置在桩顶以下2m处，锚杆长30m，锚固长度为24m，倾角为15°，间距均为2m，横截面积为400mm，弹性模量为100GPa，抗拉强度为200kN，泊松比为0.2。

影响桩锚式支护结构变形的因素有很多，在下面的分析中以建立的数值模型为基准，变化锚杆弹性模量、锚杆倾角、锚固长度，取基坑长边中部一根桩和其对应的锚杆为研究对象，对桩身的水平位移、桩身弯矩、锚杆轴力进行分析。锚杆参数取值方案如下：

1）锚杆弹性模量（E）分别取3×1010Pa、5×1010 Pa、1×1011Pa、1.5×1011Pa、2×1011Pa，对桩身水平位移、锚杆轴力、桩身弯矩进行分析。

2）锚杆倾角在0°～45°范围取值，分析锚杆倾角对桩身弯矩和锚杆轴力的影响。

3）锚杆锚固长度在10m～28m范围取值，对桩身最大水平位移，锚杆最大轴力进行分析。

工程实践表明，基坑坑角抑制了其临近区域位移，表现出明显的坑角效应，因此，在比较锚杆各项参数对支护结构影响的前提下，选取影响较大的参数对基坑的坑角效应进行分析。

2.3 数值模型建立

为较好地模拟深基坑的变形情况以及反映出基坑的坑角效应，本文采用三维数值模型进行计算，并充分利用结构及荷载的对称性。根据工程经验，基坑开挖的影响深度为开挖深度的2倍～4倍，影响宽度为开挖深度的3倍～4倍[4,5]。

本文计算的基坑长为80m、宽为40m、深度为10m的基坑进行计算分析。为了简化模型，利用其对称性，取其1/4进行计算，因此，三维数值计算模型长为80m，宽60m，深30m。土体用六面体单元（8节点）模拟，桩和锚杆均使用3维梁单元模拟。三维模型及网格划分如图1所示，桩和锚杆布置如图2所示。模型中，节点20 336个，土体单元18 000个，桩、锚杆单元共713个，土体单元与桩、锚杆单元在节点处位移连续。另外，根据此问题的特点，对位移边界条件做如下处理：基坑底面完全固定，四周的表面分别施加沿法线方向的约束。

3 结果及分析

3.1 锚杆弹性模量对水平位移及锚杆轴力的影响

根据计算结果，不同锚杆弹性模量时，桩身水平位移、桩身弯矩沿桩身以及锚杆轴力沿锚杆的变化，如图3、图4、图5所示。

图3中曲线显示，随着锚杆弹性模量的增大，支护桩的桩身位移逐渐减小，在开挖面以上，位移减小较为明显，尤其是支护桩的顶部。图4中曲线说明，桩身弯矩曲线在基坑开挖面处存在反弯点；开挖面以上，随锚杆模量增大桩身弯矩略有增加，峰值点出现在地面以下6m处；开挖面以下，与上部弯矩方向相反，随锚杆模量增大桩身弯矩略有减小，桩身最大弯矩出现在地面以下14m处，随锚杆模量增大，桩身弯矩两峰值点的绝对值靠近。由图5可以看出，随着锚杆弹性模量的增大锚杆轴力逐渐增大，且在整个锚杆长度范围，锚杆轴力的增加相近。因此，适当增加锚杆弹性模量参数，可以有效减小结构水平位移，在一定程度上减小桩身最大弯矩，但也不宜过大，否则会引起锚杆轴力过大，发生抗拉破坏。

3.2 锚杆倾角对桩身水平位移的影响

计算结果表明，锚杆倾角对桩身弯矩和锚杆轴力影响较小。因而，这里只分析锚杆倾角对桩身最大位移的影响。在锚杆倾角由0°～45°变化时，桩身最大水平位移变化如图6所示。从图6中可以看出，倾角在10°～25°变化时，桩身最大位移较小，且变化不大，均在57mm左右；当倾角大于30°时，桩身最大水平位移随角度增加明显增大；当倾角为45°时，达到最大值66mm，比最小位移大9mm。

当锚杆角度超过40°时，施工难度大增[6]。因此，在此工程条件下，锚杆角度不宜大于30°，最好取10°～25°之间。基坑工程手册中提到：锚杆角度一般采用水平向下15°～25°，不应大于45°[7]。本文的结论与基坑工程手册较为相符。

3.3锚杆锚固长度对桩身位移及锚杆轴力的影响

图7和图8反应了锚杆锚固长度对结构水平位移的影响以及锚杆轴力的影响。随着锚固长度的增加，桩身最大水平位移逐渐减小，锚杆轴力逐渐增大。工程中可以适当增加锚固长度，使锚杆的抗拉性能得到充分发挥，避免浪费，并应符合相关规定，锚杆自由长度不宜小于5m并应超过潜在滑裂面1.5m[8]。

3.4 锚杆弹性模量对坑角效应的影响

大量的工程实践证明，基坑坑壁中部范围的位移值大于坑角附近的位移值，基坑坑角抑制其临近区域位移的发展，存在明显的坑角效应。由以上分析可以看出，本文讨论的三种参数中锚杆弹性模量的变化对结构的内力、水平位移影响较大，因此在这里仅对不同锚杆弹性模量条件下基坑的坑角效应进行分析。

图9为随着锚杆弹性模量的变化，支护桩沿基坑长边的最大水平位移变化图。可见，随着锚杆弹性模量的增加，桩沿基坑长边的最大水平位移逐渐减小；而坑角效应范围的变化并不大，均在距坑角8m区域内；在这一范围内，沿坑边桩身最大位移迅速减小，直至坑角处达到最小值。工程中可以利用基坑的坑角效应，在相应范围内适当减小锚杆的数目、或适当降低锚杆的参数，以达到节约成本的目的。

图10以本文桩锚支护结构为例，将全部锚杆弹性模量E取为1×11Pa，与降低坑角附近10m范围内的锚杆模量E为5×1010Pa、而在其它部分仍取为1×11Pa的情况下，基坑长边桩身的最大水平位移的对比情况。可见，在坑角附近10m范围内，位移有所增大，接近此区域外即基坑边中部的位移。支护结构整体的最大水平位移并没有明显变化，可以看出，利用基坑的坑角效应，在坑角附近适当降低锚杆参数是可行的。

4 结论

1）适当增加锚杆弹性模量可以有效减小桩锚支护结构水平位移，在一定程度上减小桩身最大弯矩，但也不宜过大，否则可能导致锚杆发生抗拉破坏，且不经济。

2）在此工程条件下，锚杆倾角不宜超过25°在10°～25°之间取值比较合理。

3）适当增加锚杆的锚固长度，可以使支护结构水平位移减小，锚杆轴力增大，但应符合相关规范要求。

4）利用基坑的坑角效应，可以在不影响支护结构最大水平位移的条件下，在坑角附近适当选用较低弹性模量的锚杆是可行的。

通过对锚杆弹性模量、锚杆倾角、锚固长度设计值的优化组合，可以减小桩锚支护结构水平位移，达到优化设计、充分利用材料性能的目的。

参考文献

[1]刘岸军,钱国桢,龚晓南.土层锚杆和挡土桩共同作用的非线性分析及其优化设计[J].岩土工程学报,2006,28(10):1288-1291.

[2]谢晓红,蒋青光,王佳亮.桩锚和土钉在基坑支护中的应用[J].西部探矿工程,2010,22(7):5-8.

[3]王立明,高广运,郭院成.单支点桩锚支护结构的侧移计算[J].地下空间与工程学报,2005,1(4):510-513.

[4]刘建航,侯学渊.基坑工程手册[K].北京:中国建筑工业出版社,1997.

[5]秦四清,等.深基坑工程优化设计[M].北京:地震出版社,1998.

[6]童吉元,王靖涛.土层锚杆技术问题探讨[J].土工基础,2004,18(1):41-43.

[7]刘国彬,王卫东.基坑工程手册(第二版)[K].北京:中国建筑工业出版社,2009.

某矿大断面快速支护参数优化设计 篇4

试验巷道1308运输顺槽位于某煤矿1水平一采区北部1308综放工作面,北邻1309综放工作面(未开拓);南邻1307综放工作面(正在回采)。巷道沿3煤底板掘进,3煤厚8.40m~8.77m,含一层0.50m~0.60m的泥岩夹矸,f=2~3;直接底为粉砂岩,厚1.25m~4m,f=5~7;直接顶为粉砂岩,厚3.8m~5.18m,f=4~5;老顶为中、细砂岩,厚16.5m~19.0m,f=7~8。1308运输顺槽设计采用梯形断面掘进,下宽5350mm,上宽4800mm,高3800mm。

2 巷道支护参数优化

巷道支护强度过低或过高,易导致巷道服务期间变形量过大或支护材料浪费等问题。以某煤矿1306工作面运输顺槽为例,沿底板掘进,采用锚网索支护,梯形断面,上净宽4.8m,下净宽5.4m,净高3.5m,净断面积17.85m2;巷道顶板每排7根锚杆,间排距为750mm×800mm,两帮每排10根锚杆,间排距为750mm×800mm,顶板每排两根锚索,间排距为1500mm×1600mm。在高密度的支护下,1306运输顺槽巷道围岩稳定,巷道服务期间顶板严重下沉、底鼓及两帮回缩现象较少。即使在1306工作面推过20m之后,巷道支护结构仍维持一定的稳定性,没有垮塌。因此需对巷道支护参数进行一定的优化,以达到安全快速支护的目的。

2.1 正常条件下顶板支护参数

根据理论计算结合现场情况,初步确定1308运输顺槽采用锚网带、锚索联合支护,支护参数为:巷道顶部使用长4800mm(七组孔)的两端头眼孔为滑孔的梯形钢带,孔距为750mm,钢带承载力不小于260MPa。顶部每条钢带布置7根Φ22mm×2400mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆,杆体强度为KMG500,锚杆均使用配套标准阻尼式螺母紧固。顶部每根锚杆用CK2570树脂锚固剂两支,使用长×宽×厚=60mm×60mm×10mm铁托盘一块。钢带两端头锚杆与水平成75°夹角斜向上安设,其他顶锚杆垂直顶板安设。因安装单轨吊临时支护的需要,当迎头距单轨吊梁端头距离大于3.5m小于5.5m时,施工单轨吊梁吊挂锚杆,吊挂锚杆采用规格为Φ22mm×1800mm专用起吊锚杆,吊挂锚杆施工方法同顶部锚杆施工,施工完毕后进行拉拔试验确保专用起吊锚杆锚固力不小于80k N。

在巷中以北500mm布置一根锚索,锚索排距1600mm。锚索尺寸为Φ22mm×8500mm,锚索用钢绞线制成,每根锚索使用CK2550树脂锚固剂一支,CK2570树脂锚固剂两支,端部使用一块250mm×250mm×18mm碟型钢托盘。

两帮每排各布置5根锚杆,锚杆上下间距850mm,两帮上部四根锚杆采用Φ20mm×2000mm的全螺纹钢锚杆,第五根锚杆采用Φ20mm×1000mm的全螺纹钢锚杆,杆体强度为KMG400,锚杆均使用配套标准螺母紧固。上部四根锚杆使用两支CK2550树脂锚固剂,第五根锚杆使用一支CK2550树脂锚固剂,每根锚杆使用一块规格为150mm×150mm×10mm的弧形铁托盘。帮部片落区压网锚杆采用Φ20mm×2000mm全螺纹钢锚杆,每根锚杆用两支CK2550树脂锚固剂。钢带向下不大于200mm为第一根锚杆,两帮第一根锚杆与水平成15°~25°仰角打注,第二根至第四根锚杆垂直煤壁打注,第五根锚杆斜向下与水平成15°~20°俯角打注,距底板不超过500mm,保证锚杆托盘压紧金属网。顶、帮网分别采用8#镀锌铁丝制作的菱形网,网格为长×宽=50mm×50mm,相邻两片网之间要用12#双股铁丝连接。1308运输顺槽倒梯形试验断面支护材料参数见表1。

2.2 特殊条件下的支护参数

(1)施工中顶板离层仪深基点读数超过120mm或浅基点读数超90mm时,必须采取沿巷中两侧各1000mm敷设走向钢带,隔孔打注锚索加强支护,并在超限离层仪附近补打一组顶板离层仪并重新挂牌管理。采取走向钢带加固后,顶板仍继续下沉,必须沿皮带架外侧在每排钢带下方支设单体支柱对顶板加强支护。

(2)由于顶板煤岩松软破碎,锚杆、锚索打注后不能锚固或锚固力达不到要求时,必须采取按800mm棚距架设矿工钢棚加强顶板支护[1]。

(3)顶帮破碎及降顶位置在顶板敷设双层金属网,一次降顶高度在400mm~600mm之间时,降顶垂面上沿掘进方向均匀打注两排φ20mm×2000mm全螺纹钢锚杆,φ20mm×2000mm全螺纹钢锚杆每排不少于8根;一次降顶高度大于600mm时,降顶垂面上沿掘进方向打注三排帮锚杆及三根长度不小于5m的锚索,降顶后第一排与第二排钢带之间顶板按正常方式布置顶板锚索。

(4)掘进过程中顶板出现淋水时顶板敷设双层网,上面一层敷设塑料网,下面一层敷设金属网,塑料网敷设至两帮顶板以下不小于1m范围,按照金属网联网要求两层网一并连接。

(5)顶板破碎易掉落,顶板岩性变软,围岩破碎带、地质构造带等特殊构造带时,必须将排距缩小至不大于700mm,顶部铺设双层金属网并及时加密锚索加强顶板支护强度,揭露断层前需及时编报专项措施。

(6)特殊条件下巷道超高时,在相邻两排锚杆下方中间位置插花补打锚杆φ20mm×2000mm全螺纹钢锚杆[2]。

(7)帮部片落形成低洼点时,及时在低洼点处打注φ20mm×2000mm全螺纹钢锚杆;顶板破碎形成网兜时,必须在两排钢带中间位置网兜范围补打φ20mm×2000mm全螺纹钢锚杆(配150mm×150mm×10mm铁托盘)进行压网,锚杆左右间距800mm。

3 结论

巷道的支护速度是制约快速成巷的瓶颈,为了能够配合快速掘进的需要,文中针对某矿1308工作面的条件特征,制定了在常规情况下的支护参数方案,和在特殊地段进行的支护措施参数,能够适应不同巷道的支护,具有普遍性和推广价值。

摘要：为了解决快速掘进后快速支护的难题,文中以某矿1308工作面为研究背景,针对其围岩特性制定了正常情况下及围岩不稳定情况下的支护方案,能够保证巷道的支护快速有效,为类似巷道的支护提供了借鉴。

关键词：快速支护,参数优化,特殊巷道

参考文献

[1]周志利.厚煤层大断面巷道围岩稳定与掘锚一体化研究[D].北京:中国矿业大学(北京),2011.

新城金矿采场支护参数设计 篇5

金属矿山深部采场地压管理的方法有多种, 比如:崩落围岩, 让围岩应力重分布, 从而达到新应力平衡;充填采空区, 让充填体支撑围岩, 从而保证围岩的稳定性;采用适当支护方法, 来支撑回采采场, 保证采场围岩稳定;预留部分支撑矿柱, 充分利用围岩自身强度, 来保证采场稳定性。但具体到某一矿区, 其处理方法不能一概而论, 要结合矿山实际情况, 选择一种最安全、高效、经济、便利的支护方法, 保证矿山生产的正常进行。对于水平分层充填采场, 通常的顶板处理方法就是锚固。

1 砂浆长锚索作用机理

螺纹钢注浆锚杆或者长钢丝绳注浆锚杆就是我们所说的长锚索, 作为加固岩层技术的一种, 其实质是首先在岩层中进行较深钻孔的钻凿, 之后, 在这些钻好的孔中放入钢丝绳或螺纹钢, 并把这些孔口用木塞堵好, 最后插入塑料管做全孔注浆。所以, 锚固岩体的稳固性和整体性会在使用长锚索支护后得到很大的改善, 并且其他的锚固作用也能得到更加充分的发挥, 比如组合梁作用、悬吊作用和挤压加固作用等。锚索的悬吊作用图见图1。

2 锚索网度的计算设计

1860MPa级1×7-15.24mm钢绞线的设计抗拉强度1320MPa, 取η=0.99, 要想求得钢绞线抗拉荷载设计值, 可知:

采场顶板总压力即冒落拱重量为:

整个采场顶板共需要安装的锚索根数:

锚索网度面积:

故锚索的支护设计网度见表1。

3 锚索网度的经济优化选择

为了确定一组相对安全、经济的锚索支护网度, 对上述的几组锚索网度参数进行经济比对分析, 在满足工程各项基本要求的基础上, 选择出最优、最合适的锚索支护网度, 表2是其具体的分析过程。

分析上述设计的5组锚索网度参数, 并经过严密细致的的经济对比可知, 当锚索网度使用3.0m×2.4m的布置方案时, 不仅使用的锚索数量最少, 使用的钢绞线也是最少的, 所以本着节约成本的原则, 再加上采取该方案在国外的可行性经验, 本处拟选取的长锚索网度参数是:3.0m×2.4m, 故现今矿方采用的锚索网度参数能够满足安全要求。

此时, 在二步采场每个横断面需要安装锚索根数为:

取m1=3, 考虑到很多客观因素的限制, 在实际的锚索施工过程中, 网度并不是一成不变的, 也可以进行适当的调整, 最好是把断面锚索控制在2~4根之间。

4 锚索长度的确定

每根锚索所要承受的设计荷载和锚索长度的确定有着直接的关系, 每根锚索所承受的冒落拱的重量就是锚索承受的设计荷载, 由公式可得每根锚索分摊的冒落拱重量:

根据新城金矿实际情况, 并参考相关资料, 由式可得锚索锚固段长度:

考虑到诸多客观条件的限制, 本着提高生产效率、减少施工作业时间的原则, 在吸取国内外成功经验的基础上, 再结合分析新城金矿的实际情况, 本文按锚索锚固一个分段即三个分层进行长度设计, 由式 (1) 可得锚索设计长度:

由上述计算过程可知, 使用270级钢绞线制作的锚索进行支护时, 锚索设计网度为3.0m×2.4m, 锚索设计长度为13.0m。按照上述计算参数进行施工, 能够保证三个分层高度的安全回采, 待三个分层回采完毕须对锚索接续, 从而保证整个中段的安全开采。其中, 钢丝标准抗拉强度1860MPa, 每束钢绞线由7根钢丝组成, 每根锚索由1束钢绞线组成, 公称直径15.24mm;注浆材料为水泥浆液, 水泥为425#普通硅酸盐水泥, 采用封孔注浆的方式注浆。

5 总结

本章通过分析国内外矿山的长锚索支护的相关经验, 再结合自身的实际情况, 选择了用砂浆锚索支护方案进行预控顶处理。然后分析了现阶段锚索参数设计的一些主要理论, 综合考虑各因素之后, 最终选择了普氏理论和工程类比的方法进行锚索参数的设计, 最后的锚索参数是:网度3.0m×2.4m, 长度13.0m。

参考文献

[1]周爱民, 等.我国有色矿山的主要技术成就与差距.第六次全国采矿学术会议.

[2]冶金部科技司矿山处.黑色冶金矿山采矿技术发展的四十年.金属矿山.

深埋沿空巷道支护参数设计研究 篇6

某矿某工作面南起工广煤柱线及F13-4-1断层, 北至F12-11断层, 上界Ⅳ-Ⅴ线以北为C15-660等高线, Ⅳ-Ⅴ线以南C15-710m等高线, 下界为C15-780m等高线;Ⅳ线以南-705m以上C15煤层已回采;Ⅳ线以北-720m以上下伏C13煤层已回采, Ⅳ线以南-720m以上下伏C13煤层正在掘进, 其他C13煤层均未回采。

直接顶为泥岩, 厚度 (2.0~3.0m) , 平均厚度2.3m, 灰~灰黑色, 少量粉砂质, 性脆、破碎。基本顶为粉~细砂岩, 厚度 (2.0~3.0m) , 平均厚度2.5m, 灰色~灰白色, 裂隙发育, 硬度大。直接底为页岩、厚度 (1.0~3.0m) 平均厚度1.5m, 灰~浅灰, 含较多植物化石碎片, 其下为C14煤层。C15煤层总厚0.39~1.31m, 平均1.0 m, 煤层倾角19°~22°, 平均20°。C15煤层赋存不稳定, 根据钻孔勘探资料揭露掘进范围内C15煤层发育有两处薄煤区。工作面内煤系地层总体为一单斜构造, 走向为NW方向, 倾向NE方向, 平均倾角20°, 工作面内地质构造相对简单, 主要以断层为主, 预计揭露断层有7个, 落差0.4~4.0m不等。影响掘进施工的水文地质因素主要是:C15煤层顶板裂隙水、上阶段老塘水沿裂隙或断层带下渗。工作面地面标高为+19.0~+25.5, 根据本块段煤层赋存情况, 512 (5) 工作面设计走向长1340m, 面长150~195m;上风巷标高-706m, 机巷标高-780m, 切眼布置在-780m中央石门以南约20m位置, 收作线在V-VI线以南约125m位置, C15上风巷设计工程量1430m。工作面巷道布置示意图如图1所示。

2 支护断面优选的数值模拟研究

通过FLAC数值模拟得出结果, 见表1。从机巷的三种断面形状的模拟结果看, 巷道围岩稳定主要是由于围岩中拉应力的影响, 巷道围岩的垂直应力和水平应力中的拉应力拱形断面均为最小。从受力方面和围岩屈服破坏深度考虑, 机巷宜采用拱形断面。

3 巷道支护参数设计

(1) 支护方式

直墙半圆拱断面支护形式原则上顶帮部采用"锚杆+锚索+钢带+金属网"支护形式。除特殊地段 (如断层、破碎带等锚、索、网难以支护外) 考虑实行补套U型棚进行复合支护外, 其支护方式如下:

(1) 顶帮部:锚杆+钢带+金属网+锚索。

(2) 底板:不支护。

(2) 支护参数

巷道断面净宽为5000mm;巷道中高为4000mm (自轨道平面算起) 。机巷采用破顶施工, 靠工作面侧C15煤底板距巷道底板高度为1.2m (自轨道平面算起) 。依据计算结果及支护设计系统推理结果, 得到机巷直墙半圆拱断面的锚杆支护方案及具体支护参数为:

(1) 锚杆

(1) 锚杆采用Φ22×2500mm的20Mn Si左旋无纵筋螺纹钢等强预拉力锚杆, 配合钢带和10#铁丝网联合支护, 顶帮共布置15根锚杆, 弧段的锚杆间排距为800×800mm, 直墙部锚杆有两排锚杆间排距为730×800㎜。直墙与半圆拱相搭接处间排距为600×800mm。除两底角锚杆采用俯斜30°布置外, 所有锚杆均垂直于巷道表面布置。

(2) 锚杆均采用加长锚固, 所有锚杆安装的树脂药卷为1支K2360和1支Z2380;安装预紧力矩≮150N·m, 预紧力≮50KN, 锚固力≮120KN。

(2) 锚索

(1) 锚索:锚索规格为Φ17.8×6800mm (深入岩体长度为6500mm) , 每隔2排锚杆布置2根锚索;锚索安装位置在距巷道中心线1/8圆弧处 (即距中心线弧长1960mm处, 即锚索与水平面的仰倾角为45°, 如图所示) , 排距为1600mm;与锚索配套的槽钢长度为300mm, 钢绞线通过16#槽钢孔锚入围岩, 钢绞线外端与锁具直接连接。。

(2) 打完锚杆后, 够打一排锚索时, 及时打锚索进行支护, 安装预紧力≮100KN, 锚固力≮250KN;钻孔均要求采用Φ28的双翼钻头打孔。

(3) 锚索每孔安装的树脂药卷为1支K2360和3支Z2380;锚索的锚固长度为3000mm (按保守计算) 。

(4) 顶板锚索的长度不宜太长, 也不宜过短, 力求将顶板的基本顶和基本顶以上的一层粉砂岩锚固在一起, 还要防止锚固在粉砂岩上的煤线及泥岩中, 因此在掘进期间每隔一定距离补打地质钻, 探明岩性, 以利于调整锚索长度, 达到最好的锚固效果和良好的经济效益。

(3) 钢带

顶帮全部采KT-M5型, 其中两根4100mm长的各用于1/4圆弧断面用, 直墙部分采用的KT-M3型钢带长为1600mm, 在钢带的对接部分多冲一个孔, 以利于钢带对接。

(4) 异常地段支护

在断层破碎带附近及遇到顶板淋水等地质构造情况, 采用锚网索+U型棚复合支护, 根据地质条件, 确定U型棚间距。如果顶板淋水, 需采用防水性树脂药卷, 同时采取喷浆、注浆等措施, 以防止围岩风化和加固煤岩体强度。如遇地质条件稍差, 即在两排锚索的中间档内补打锚索, 与原锚索系统呈"三花"布置, 补打的锚索滞后迎头距离不大于10m为宜。

(5) 支护方案示意图

支护方案及巷道层位示意图如图2所示。

结语

本文在深埋沿空巷道赋存特点基础上采用数值模拟研究了巷道断面, 最终提出了适宜的支护方案图, 研究过程和结果为类似条件下巷道开掘及支护提供了有效的参考。

摘要：本文在分析某矿某面深埋沿空的地质特征基础上, 开展沿空巷道支护参数设计, 采用数值模拟分析了支护断面, 优化了断面形状, 最终设计了深埋沿空巷道的支护参数, 为类似条件下巷道支护设计提供了有效参考。

关键词：沿空巷道,支护参数,深埋

参考文献

[1]钟林.煤柱宽度对沿空巷道围岩影响分析2012.

支护参数设计 篇7

关键词：钻孔灌注桩,基坑支护,遗传算法,优化设计

深基坑支护结构随着城市化建设大量出现,同时支护选型和设计极为保守造成浪费,如何选取合理设计基坑同时保障基坑及周围环境安全前提下使工程造价最低是工程设计最关心的问题,所以深基坑支护结构优化设计具有显著技术经济意义。

深基坑支护优化设计是个复杂的问题,涉及到的设计参数比较多目标函数与设计参数之间的关系是复杂的非线性关系,神经网络遗传算法是具备智能性、全局优化性和内在学习性等特点一种优化计算方法,可解决深基坑支护优化设计的非线性关系。

1 遗传算法基本原理

遗传算法采用编码的技术,效仿了生物物种由低级到高级的进化过程,从初始种群开始,采取“优胜劣汰,适者生存”的自然法则对个体进行选择、交配、变异,进而产生新一代种群,重复逐代演变进化,直到产生出满足条件要求的个体为止,它是基于种群的智能优化法的一种。

遗传算法具有智能性、全局优化性和隐含并行性三个特点。遗传算法具有智能算法中的自适应、自组织和自学习等特点,由于交叉算子的作用,使得搜索方向集中在空间中期望值最高的部分,同时由于变异算子的作用,确保了群体的多样性,防止了搜索被引导到局部最优。遗传算法具有潜在的并行性,由于搜索过程是同时从多个点出发,使得这种多智能体的协作过程是异步并发进行的,同时搜索解空间内的多个区域,相互交流信息,这种分布式并行模式大大提高整个算法的快速反应能力和运行效率。除此之外,遗传算法还具有通用性、内在学习性、多解性、非定向性等特点。

遗传算法常用步骤如下:

(1)定义一个目标函数,函数值表示可行解的适应性。

(2)在一定的约束条件下,生成解的初始成员种群。

(3)群体中的每一条染色体被译码成适于评价的形式,并赋予它一个适应值。

(4)以优胜劣汰的机制,将适应值差的染色体淘汰掉,对幸存的染色体根据其适应值的好坏,按概率随机选择,进行复制,形成新的群体。

(5)按照一定概率随机选择染色体进行杂交和变异的操作。

(6)对子代群体重复步骤(3)-(5)的操作,进行新一轮遗传进化过程,各代种群的优良基因成分逐渐累积,种群的平均适应值和最优个体的适应值不断上升,直到迭代收敛(适应值趋稳定),即找到了最优解或准最优解。

2 数学模型的建立

以本文工程实例采用的三层钢支撑的钻孔灌注桩基坑支护结构形式为例进行数学模型建立。

2.1 优化参数的选取

根据优化参数的选取原则,将钻孔灌注桩支护结构中的支撑位置m,桩径D,桩间距S,嵌固深度hd作为优化参数变量,而将混凝土强度等级,钢筋等级,直径,配筋方式,土层计算参数等变量均作为设计参量预先固定下来,则变量空间为:X=[hdD,m1,M2,M3,S]T

其中:h为基坑的开挖深度;hs为钢支撑竖向的最小间距,一般为3.5～5m;为最后一道支撑与基坑底的最小间距;S指的是两个桩之间的中心距。将所求解空间X=[hd,D,m1,m2,m3,S]确定每个变量的精度后,利用二进制编码对所求变量的解空间进行转换,形成初始种群。

2.2 约束条件处理

约束条件采用gi(x)≤0,用构造罚函数的方法处理约束条件:

若gi(x)>0,Ci(x)=gi(x);若gi(x)≤0,则Ci(x)=0;而,定义为违反系数,则上述约束问题转换成为了无约束问题,即:

式中:Φ(X)称为惩罚后的目标函数,F(X)为原目标函数,参数θ为惩罚因子,根据对所求解可行性的要求严格程度而定。

2.3 适应度函数的确定

选取单位宽度的桩材料造价作为目标函数,即:。式中:h为基坑开挖的深度,hd为桩的嵌固深度,D为桩径,S为桩间距。

选取适应度函数为:

式中:c为系数常量,用以调整适应值的区间,通常取值为100～1000,显然fitness(X)的值越大,该母体越优。

2.4 收敛判别

选择下式作为收敛判别准则:(ε是一个充分小正数),如果满足了收敛判别,则输出结果,否则重复计算。

优化程序的实现是基于MATLAB语言,首先编写遗传算法的运算函数,其中包括了编码、适应度评判、选择、交叉、变异、解码等运算,函数调用了先前编制好的围护结构内力和变形计算的函数,为了便于了变量的输入输出,利用生成界面的GUI函数,编写了参量输入界面、优化运行和结构计算界面。

3 工程概况

浙江杭州市区某车站基坑工程,基坑平均深度为14.6m,按照建筑基坑支护,本车站基坑支护工程安全等级为一级。综合本站周边环境、地质条件和工程造价等,基坑主体围护结构采用钻孔灌注桩,钻孔桩选用循环钻施工。本区间地下水埋深为1.3～2.8m,主要为上层滞水,地下水位不连续,水文地质条件较简单。

3.1 计算参数选取

基坑主体围护结构采用钻孔灌注桩,桩径1200m,采用C30混凝土。围护结构的水平受力体系采用钢管内支撑方案,设三道内支撑,采用Φ600,t=16的钢管支撑,钢管材料采用Q235钢,结构设计时应根据结构类型,按结构整体和单个构件可能出现的最不利情况进行组合,依相应的规范要求进行计算,并考虑施工过程中荷载变化情况分阶段计算。各土、岩层物理力学指标见表1。

3.2 优化结果与分析

通过程序自动计算,优化结果表明,围护桩的嵌固深度和桩间距的对改变,对设计结果具有较为大的影响,在桩径不变的情况下,嵌固深度的变小和桩间距的增大,都会使得围护结构的上部水平位移和弯矩有所增大,但通过改变支撑的位置和支撑的预加轴力,可以保证围护结构的位移满足规范要求的允许值,优化结果显示:墙体的最大弯矩比原设计增加了1 4.4%,墙体的最大剪力增加了19.2%,但都在设计允许值之内。而造价比原设计降低了17.4%,因此优化结果是比较理想的。根据优化后的支护结构参数计算所得围护结构变形和受力优化结果对比见表2:

4 结语

支护参数设计 篇8

煤矿永久性巷道服务年限长, 在地质条件和生产布局允许的情况下大多沿煤层顶底板送巷, 为满足运输、行人、通风需要, 一般断面较大, 设计上要便于与采区车场衔接, 兼顾安全保护煤岩柱宽度。在此基础上, 永久性巷道的支护方式和支护参数设计选取的科学合理性十分重要, 决定着巷道的安全性, 而且提高一次支护的有效性, 可以避免因巷道围岩塑性破坏后需增大维修支护径向深度及支护强度给设计和现场施工带来的困难。设计合理, 支护有效, 则可以避免和减弱巷道变形破坏, 减少对失修巷道维修加固的材料和人力成本, 提高矿井经济效益。陈家沟煤矿在多年的生产实践中逐渐实现了巷道支护锚网化, 总结出了锚杆、锚索、钢筋梯梁、喷射混凝土等支护多搭联合支护的多种支护方式, 在支护参数的选取上也进行了一些有益的探索实践。

1 巷道概况

陈家沟煤矿某水平轨道大巷, 岩巷段约380 m, 沿煤层底板送巷, 巷道坡度+4‰, 巷道揭露岩石:煤泥岩, 灰色、灰黑色, 均匀层理, 泥质胶结, 具水平层理, 含较多的炭化植物茎部化石碎片。砂质泥岩, 灰褐色, 灰黑色, 泥质胶结, 均匀层理, 局部具揉搓滑面。岩体较完整。半圆拱形巷道, 净断面为14.6 m2, 掘进断面为17.3 m2, 采用钢筋托梁+锚网喷+锚索联合支护, 锚杆长度2 400 mm, 锚索长度7 300 mm。

2 理论计算

2.1 锚杆锚索规格验算

2.1.1 按悬吊理论计算锚杆参数

其中, L为锚杆长度, m;H为冒落拱高度, m, H=B/2f=5.1/2×3=0.85 m, f为岩石坚固性系数, 取3;K为安全系数, 一般取K=2;L1为锚杆锚入稳定岩层的深度, 一般按经验取0.4 m;L2为锚杆在巷道中的外露长度, 一般取0.1 m。计算得出的锚杆长度为2.2 m。

2.1.2 按围岩加固范围计算锚索长度

锚索宜锚固在围岩内部较稳定的岩层中, 锚索长度按式 (2) 计算:

其中, L'为锚索的总长度, m;Lb为需悬吊的不稳定岩层厚度, 取1.7 m;Lc为上托板及锚具的厚度, 一般不小于0.1 m;Ld为需要外露的张拉长度, 一般不小于0.1 m。

经计算, 锚索长度最少需要5.28 m, 考虑同一水平岩石大巷掘进经验, 锚索长度确定为7.3 m较为合理。

2.2 按照围岩塑性区估算

在岩体中, 巷道的开挖不可避免地破坏岩体中原有的应力状态, 直接表现是周边的径向应力减小、围岩强度明显降低, 切向应力增加, 出现应力集中现象。当应力集中超过岩体的强度时, 岩体进入塑性状态。岩体塑性区的范围, 是锚杆参数的重要依据。圆形巷道围岩塑性区见图1。

岩巷的支护设计如图2所示, 锚索为7 300 mm, 锚杆为2 400 mm, 岩巷的断面为L=4 840 mm, R=4 840 mm, H=1 500 mmm, , 根据实际情况, R0的取值为该断面的最大半径, 如图3所示。

根据图3可得R0的值:

圆形巷道塑性区的估算方法如下:

假如岩巷不考虑任何支护条件, 即p1=0, 认为塑性区得到了充分发展, 其半径最大值为Rmax, 即:

其中, R0为岩巷半径, R0=2 847.17 mm;p0为原岩应力;c为粘聚力;为内摩擦角。

在应用上式进行塑性区计算时, 应考虑实际情况对c, 值进行折减, c, 值的折减一般按照下述经验方法:1) 选取c值时, 如果计算塑性区最大半径Rmax, 可以取实验值的20%~25%;2) 选取值时, 如果岩体中无充填物, 按照其实验值的90%为计算值。

根据上述经验方法, 结合陈家沟煤矿地质资料, 上覆岩层的等效荷载为13.8 MPa, 岩巷所在位置为粗砂岩, 泊松比μ=0.17, c=2 MPa, 内摩擦角=35°。根据式 (5) 计算, 塑性区的范围为:

两帮塑性区的长度为:Lt=4 030-2 420=1 610 mm。

锚杆设计长度为2 400 mm, 大于两帮塑性区长度, 满足设计要求, 同理, 锚索也满足设计要求。

3 数值模拟

本文采用有限元软件ABAQUS, ABAQUS是一套功能强大的工程数值仿真软件, 其解决问题的范围从相对简单的线性分析到许多复杂的非线性问题。ABAQUS具有丰富的岩土材料本构模型, 本文采用摩尔库仑准则来模拟岩土材料。

结合陈家沟煤矿地质勘测报告和相关的力学实验参数 (见表1) , 本文建立了岩巷的数值计算模型 (见图4) , 为了简化计算模型, 上覆岩层采用等效荷载的方式传递到数值计算模型上。

计算结果表明, 岩巷两侧的塑性区域距两侧边缘在1 370 mm左右, 岩巷顶板的塑性分布距离顶板边缘在6 900 mm左右, 和理论计算相比较:

岩巷两侧的塑性区理论计算值和数值模拟结果误差14%, 短锚长度为L=2 400 mm>1 370 mm, 满足要求, 锚索的长度为L=7 300 mm>6 900 mm, 满足要求。

4 结语

1) 陈家沟该岩巷的塑性区的理论计算值分别为2 200 mm, 1 600 mm, 锚杆和锚索满足设计要求。

2) 数值模拟结果的塑性区在岩巷的两侧范围在1 370 mm, 在顶部的范围在6 900 mm, 锚杆和锚索同样满足设计要求。

3) 理论结果和数值模拟结果较为吻合, 两者可以作为岩巷支护设计的重要方法。

参考文献

[1]王金安, 王树仁, 冯锦艳, 等.岩土工程数值计算方法实用教程[M].北京:科学出版社, 2010.

[2]庄茁.基于ABAQUS的有限元分析和应用[M].北京:清华大学出版社, 2012.

[3]费康.ABAQUS在岩土工程中的应用[M].北京:中国水利水电出版社, 2010.

[4]石亦平, 周玉蓉.ABAQUS有限元讲解[M].北京:机械工业出版社, 2006.

[5]陶龙光, 刘波, 侯公羽.城市地下工程[M].北京:科学出版社, 2011.

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[7]周华强.巷道支护限制与稳定作用理论及其应用[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2006:143.