支护—围岩结构（精选7篇）
支护—围岩结构 篇1
弹塑性理论应用于隧道围岩稳定性分析已有很多成功的经验[1,2,3,4,5,6],而有关屈服准则方面的应用研究也不断取得新成果,这些研究成果无疑为弹塑性理论在工程中的进一步应用奠定了良好的理论基础。文中就围岩变形及隧道支护作用问题,采用弹塑性理论进行分析,并深入探讨工程实际中应如何合理地选用支护材料和支护结构形式,为工程设计提供科学依据。
1隧道开挖后围岩变形分析的弹塑性模型
为讨论问题方便,假定隧道断面为圆形,且荷载在隧道断面周围呈轴对称分布。因此,塑性区的范围也是圆形的,并且围岩中不产生拉应力。
当不考虑体积力时,塑性区内的平衡方程为:
其中,σ
在塑性区的边界上,还需满足塑性条件,文中采用摩尔—库伦屈服准则进行弹塑性分析,其表达式为:
联立式(1),式(2),并考虑到当有支护时,支护与隧道周边的应力即为支护阻力,则σpr=pa,pa为支护阻力,因此可得:
其中,c为土的粘聚力;ϕ为内摩擦角;r0为坑道的开挖半径。
利用弹塑性界面上的应力协调条件及塑性条件,并将r=R0代入塑性区应力方程,R0为塑性区半径,可求得pa和R0关系的表达式为:
由于变形压力的作用,隧道周边必将出现弹塑性变形和位移,随之而形成的塑性区将逐步发展,这对围岩的稳定性是不利的。从理论上讲,隧道周边不形成塑性区是最为理想的,但此时就需要足够的支护阻力。若塑性区域不能形成,即R0=r0时,由式(5)可得所需的最小支护阻力为:
pa=σz(1-sinϕ)-ccosϕ (7)
其中,σz为自重应力场中的垂直应力,且σz=γ·H,γ为隧道上覆土体的重度,H为隧道的开挖深度。
由式(1)可知,当pa>σz(1-sinϕ)-ccosϕ时,围岩处于弹性应力状态,支护阻力与隧道周边(r=r0)位移u
其中,σz为自重应力场中的垂直应力;u
对于深部隧道,不形成塑性区在客观上是不可能的。有关研究表明,围岩适当地进入塑性状态可提高围岩的承载力,问题的关键在于如何控制塑性区的发展。同样由式(1)可知,当pa<σz(1-sinϕ)-ccosϕ时,隧道周边形成塑性区,此时,支护阻力与隧道周边位移u
其中,为塑性位移;其他符号意义同上。
工程实践和理论研究结果表明,任何类别的围岩都有一个极限变形量ua,超过这个极限值,岩体的c,值将急剧下降,造成岩体的松弛和塌落(与ua对应的是洞室围岩所需提供的最小支护阻力pamin)。
迄今为止,精确确定pamin和ua的具体数值尚无较好的计算方法,但可以近似采用以下公式估算[1]:
其中,Rmax为与pamin相对应的工程上能够允许的最大松动区半径。
联立式(4),式(5),即可求得pamin的值。如果不考虑支护与围岩间充填层的压缩,那么隧道周边围岩的位移upr0应当等于支护外壁的位移和支护前隧道周边围岩已产生了的位移u0之和,即:
由此可把式(9)写成塑性变形压力pa与支护外壁的位移的关系式:
式(13)中u0与支护的施工条件有关,它可由实际量测、经验估算等方法确定,但式(13)中仍有2个未知数,因此,必须根据支护受力情况再建立1个方程才能求出解答。根据已有的研究结果,当喷层的厚度ds≥0.04 r0时,可按弹性力学中的厚壁圆筒理论进行分析,而此时,支护阻力与结构刚度Kc的关系可表示为:
当喷层厚度ds≤0.04r0时,可采用薄壁圆筒的计算公式,即:
其中,分别为衬砌材料的弹性模量、泊松比。
联立式(13),式(14)或式(13),式(15)即可求得
计算支护材料所能提供的最大支护阻力可采用下式估算:
其中,fc为支护材料的抗压强度;ds为支护材料的厚度;r0意义同前。
2工程实例分析
某地下岩石隧道工程,深度在400 m以下。隧道的相关几何及物理力学参数见表
由式(7)计算出不形成塑性区所需的最小支护阻力:pa=4.453 6 MPa;此时,pa对应弹塑性分界点pamax;由式(10),式(11)得pamin=0.136 2 MPa。由式(9)得围岩的极限位移ua=48.429 3 cm。
通过计算分析可知,合理的设计要求支护阻力满足式(17):
经实际测量,开挖后围岩已发生初始位移15 cm
经计算,若采用喷射18 cm厚的C30混凝土,所能提供的最大支护阻力不能保证围岩稳定。若采用喷射18 cm厚的高性能混凝土可满足支护结构的使用要求。
为了缩短工期且便于施工,考虑减少喷层的厚度,改喷ds=10 cm的高性能混凝土,经计算其可满足支护结构的使用要求。
由此可见,不同厚度的支护结构对围岩的位移控制作用并不明显,就10 cm和18 cm厚的混凝土喷层来说,支护结构上的支护阻力pa相差仅为1.04%,但对于不同的支护材料,其作用有明显的差异。就本例而言,若采用高强度、高耐久性的高性能混凝土,10 cm的喷层即可满足要求。
3结语
1)文中所采用的解析方法适用于地下隧道围岩与支护结构相互作用问题的理论分析,可为工程技术人员掌握使用。
2)隧道支护采用高强度、高耐久性的高性能混凝土支护更有利于隧道稳定,喷射混凝土支护技术日趋成熟,而如何提高混凝土材料的强度和耐久性是至关重要的,也是今后隧道支护技术中需要进一步开展研究的重要工程技术问题之一。
在写作过程中得到了河北大学机械与建筑工程学院李文秀教授的大力帮助,在此表示深深的感谢。
摘要：应用弹塑性理论分析了深部地下隧道围岩与支护结构的相互作用,结合工程实例,通过对比不同混凝土的支护效果,选用合理的支护结构,从而使支护体系具有更高的强度和耐久性,可为工程设计提供科学依据。
关键词：隧道工程,围岩,支护结构,弹塑性分析
参考文献
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松散破碎围岩巷道支护研究 篇2
随着煤炭开采强度的不断增加, 巷道掘进与维护工程量日益增多。尤其当巷道所处围岩地质条件复杂时, 巷道掘进后围岩多处于松散破碎状态, 高围压状态下围岩积聚了大量变形能, 使得巷道围岩表现出初期变形速率快、整体收敛、四周来压及强烈变形等特点, 传统单一支护方式很难达到围岩稳定性控制的目的。因此, 加强针对松散破碎围岩巷道支护技术的研究, 对于提升矿山生产安全性具有重要意义[1]。
1 松散破碎围岩巷道破坏机理分析
借由对过去煤矿松散破碎围岩巷道破坏资料的分析研究, 可知影响松散破碎围岩巷道稳定性的因素主要有三点, 分别为构造应力、高应力与动压、岩性差异。
1.1 构造应力影响性分析
对于松散破碎围岩巷道, 地下构造应力是影响其稳定的重要因素, 特别是通过断层等特殊地质构造时, 过高的构造应力极易导致围岩裂隙的进一步发育, 从而加剧围岩破碎性, 导致作用于巷道围岩支护体的变形压力及松散压力增大, 从而提升了围岩塑性范围, 使得巷道围岩出现流变或泥化现象, 对支护体的稳定及井下生产安全造成严重影响[2]。
1.2 高应力与动压影响性分析
以埋深200 m的深部巷道为例, 其在上覆岩层重量的作用下产生的主应力根据式 (1) 可知为5 MPa:
式 (1) 中, σ为地应力, MPa;γ为上覆岩层平均质量, kg (地质实测可知通常为25 k N/m3) ;H为煤层埋深, m。
而深部巷道围岩的抗压强度多在25 MPa以上, 稳定系数多为0.5左右, 这时在静压作用下巷道多难以维持稳定状态。而当处于煤层回采期间, 巷道动压系数会远高于巷道稳定时的静压系数, 多介于1.5~2之间。由此可知, 对于绝大多数深部巷道围岩而言, 其在高应力及动压的影响下巷道很难依靠自身围岩强度保持稳定, 所以必须通过一系列加固手段提升巷道围岩整体强度, 使其力学性能获得大幅改变, 从而有效实现巷道围岩的长久稳定, 为安全生产奠定基础。
1.3 围岩岩性差异影响性分析
在导致松散破碎围岩破坏的诸多影响因素中, 围岩岩性差异对巷道稳定影响显著。根据专业调查统计显示, 若巷道修建于灰岩、砂岩等高强度岩层中, 其稳定性往往不易受外界因素 (动压、高应力等) 的干扰, 而当巷道处于页岩、砾岩等强度较低的岩层中时, 其稳定性则往往极易受到动压影响进而出现变形破坏[3]。
2 松散破碎围岩巷道常见支护工艺
对于高应力松散破碎围岩巷道, 为确保其生产的安全、稳定, 依据巷道破坏状况有两种常用的合理支护工艺, 即锚注预加固联合支护、锚喷注联合支护。现对两种方案进行具体叙述。
2.1 锚注预加固联合支护
对于已发生围岩完全破碎的巷道而言, 其必须重新掘进全新的巷道以替代已彻底损毁的巷道。而对于新掘巷道, 在进行初次支护时必须对原有支护参数进行全面修订, 对锚杆材质及长度进行重新设计并将锚杆同钢筋和金属网等进行联合使用, 从而形成完整的联合支护锚网带。同时, 在初次支护完成后还应及时对锚网带进行二次喷浆加固, 从而进一步增强围岩整体性与强度。通过上述2次联合加固后, 新掘巷道基本可有效承载外部动压的作用。最后施工作业人员还可依据实际情况补打一定量的注浆锚杆, 进一步加强巷道稳定性, 从而有效保障井下生产安全。
2.2 锚注预加固联合支护工艺
对于出现裂隙但尚未完全破坏的松散破碎围岩巷道, 可通过锚注预加固联合支护对其进行加固补救。首先, 通过喷浆作业对巷壁表层裂缝进行封堵并通过打入巷壁的注浆管对壁后破碎围岩进行注浆加固。在注浆作业完成后进一步使用树脂锚杆与注浆锚杆对巷道周边围岩进行全方位深部围岩注浆加固。同时, 针对发生破坏变形的巷道局部位置还应进行独立的二次加固, 从而确保锚杆、浆液及破碎围岩的完美结合, 使三者成为有机联合体, 真正有效实现对围岩稳定性的保护, 为进行安全生产提供保障[4]。
3 松散破碎围岩巷道支护实例分析
龙马煤业南轨道巷道开拓过程遇断层, 断层岩层主要为泥岩和细粒砂岩, 受构造应力和环境水影响, 围岩裂隙极度发育、破碎严重。巷道原支护采用架棚支护方式, 这种方式无法对周边围岩进行有效主动加固, 使得煤体受采动影响严重, 从而导致棚后的空帮、空顶现象频发, 围岩无法有效构成完整承载体, 巷道掘进过程中变形现象严重, 对井下生产的高效开展造成了严重威胁。鉴于此, 通过相关围岩支护理论的研究并结合龙马煤业南轨道巷道实际地质条件, 提出巷道喷锚注联合支护方案。
3.1 联合支护方案
a) 预注浆加固。工作面两帮分别布设两注浆孔, 注浆孔距顶 (底) 板和煤壁分别为500 mm与250 mm, 向巷帮内倾斜20°, 注浆孔孔深6 000 mm, 间距1 000mm, 孔径42 mm。钻孔注浆每3 200 mm (4个掘进循环) 为1次注浆循环;
b) 煤帮喷混凝土。向巷道两帮喷涂厚度10 mm左右的混凝土涂层, 对裂隙进行封堵的同时, 确保锚杆预紧力达标;
c) 锚带网锁联合支护。巷道断面为矩形断面, 尺寸4 200 mm×3 500 mm。顶板选用左旋螺纹钢锚杆、3 200 mm W型钢带及金属网实施联合支护。锚杆长度2 500 mm、直径20 mm, 配备直径28 mm的树脂药卷加长型锚固, 锚杆布设间排距为750 mm×800 mm, 共布设5根;锚杆长度2 500 mm、直径20 mm, 配备直径28 mm的树脂药卷加长型锚固, 锚杆布设间排距为800mm×600 mm, 共布设3根;巷道两帮选用右旋螺纹钢锚杆、2 800 mm M型钢带及金属网实施联合支护, 锚杆长度2 500 mm、直径20 mm, 配备直径28 mm的树脂药卷加长型锚固, 锚杆布设间排距为800 mm×600mm, 共布设4根;顶板依照五2- 1- 2的形式布设长锚索进行加强支护, 锚索长度8 300 mm、直径15.24 mm, 布设在钢带之间, 并配合托盘共同使用, 布设时锚索间排距1 600 mm×800 mm;
d) 锚杆注浆加固支护。在巷道顶板上每间隔3排螺纹钢锚杆布设1排注浆锚杆, 对煤体进行注浆加固。注浆锚杆长2 000 mm、直径25 mm, 注浆孔深2 000mm、孔径42 mm。同时在巷道两帮依照800 mm×3 200mm的间排距分布设3个注浆孔。
3.2 支护效果分析
依照方案进行支护作业后对巷道围岩变形进行检测, 图1为巷道围岩变形量示意图。通过图片分析可知, 通过支护作业, 巷道两帮及顶底板变形均获得有效控制, 两帮变形最大25 mm, 顶底板移近量最大60mm, 均处于安全控制范围内, 支护取得了理想效果。
4 结语
松散破碎围岩支护问题作为深部巷道支护中极为常见的安全问题之一, 对井下生产的安全高效开展有着严重威胁。因此, 对于矿山企业而言如何通过科学、合理的支护工艺实现此类巷道的有效支护, 对于保障煤炭生产的持续与安全进行意义显著。作为一名合格的煤炭技术人员理应投身相关工艺的探索中, 从而为中国煤炭产业的长久发展提供保障。
参考文献
[1]王清标, 张聪, 王辉, 等.松散破碎岩体锚固与监测技术应用研究[J].防灾减灾工程学报, 2014 (6) :771-777.
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深井巷道围岩特征与支护 篇3
关键词：深井巷道,矿压显现,锚杆支护,锚索支护
我国是世产煤大国, 年产原煤由建国初期的3243万吨增加到今年国家控制的36.5亿吨。由于开采规模的不断扩大, 矿井深度逐年增加。目前, 很多国有老矿井开采深度大多达到800m, 部分煤矿超过1000m, 而且开采深度仍以10m左右的速度逐年增加。在我国, 煤炭储量中埋藏深度在600m以下的占煤炭总储量中73%, 随着采深的增加, 巷道围岩应力相应增大, 矿井矿压显现加剧, 巷道变形和破坏更加严重, 大部分深井巷道出现严重破坏, 巷道维护十分困难。深井巷道中坚硬的煤岩破坏过程伴随着更多的应力突然释放, 有冲击危险的煤层数量增加, 冲击地压强度增大, 从而使深部煤层开采更为困难复杂。长期以来, 我国大部分矿井都处在浅部开采, 部分矿井进人深部开采后, 在围岩控制、巷道布置等方面仍沿用浅部煤层开采方法, 对深部围岩控制和巷道维护带来了很大困难[1]。
1 深井岩石巷道的地压显现特性
一般而言, 深部煤岩的物理力学性质是随着开挖、地质和工程环境因素的变化而变化。在不同深度的地段, 岩石的原始体积和物理力学性质不同, 处在下部的岩石在上部岩层压力的作用下, 密度会增大体积缩小, 同时岩石的弹性模数、硬度系数相应升高。最主要的是深部硬岩处于高应力状态, 当地应力超出岩石强度时, 岩体平衡受到破坏, 围岩中的应力集中使岩体产生脆性破坏, 并伴随大量能量释放和岩体抛出, 发生岩爆现象[2]。
一般软岩巷道的地压显现来压迅速, 掘进初期围岩变形剧烈、持续时间长, 地压显现剧烈。软岩巷道地压显现也表现出流变性显著, 许多软岩强度低, 遇水表现出膨胀、软化和崩解, 这就导致了软岩流变变形的发生。在掘进阶段表现为掘进后巷道变形速度很大、很长一段时间不能稳定。软岩巷道地压显现的另一特征对应力扰动极为敏感, 软岩在较大范围内均属松软破碎岩层, 整体稳定性差, 巷道不仅掘进变形剧烈, 流变速度大, 而且对应力扰动十分敏感, 如放炮、翻修等较小的扰动则围岩再次发生变形, 致使巷道断面形状继续发生改变。
硬岩巷道的地压显特征也是巷道来压迅速, 但是达到稳定的时间也短。一般情况下, 沿节理裂隙塌落是巷道的主要破坏形式。在巷道高压应力集中区, 巷道的典型破坏形式, 先是沿巷道轮廓发生层层剥落, 接着沿结构面断裂, 另外当岩体本身较为破碎时, 是沿有利于层状剥落的结构面进行层层剥落。冲击地压是硬岩巷道的地压显现重要特征, 冲击地压发生前, 巷道围岩发生炸裂声, 发生时伴有清脆的响声, 岩块向巷道空间抛出。冲击地压多发生在岩石质地坚硬、完整、强度高的地方。
随着矿井向深部发展, 原岩应力增大, 岩体塑性大、移动量大和移动速度快, 而且在深部变形量较大, 因而, 在深部巷道支护结构上应满足抗高地压、可塑性能好和支护强度大等特点。封闭性能好, 能有效地防止鼓底等优点, 可缩量大, 能适应围岩大变形, 因此, 单一支护很难满足这些要求, 应采用多种支护形式共同联合支护, 提高深井巷道支护质量[3]。
2 深井巷道常用支护技术
2.1 锚注支护
锚注技术一般适用在破碎围岩的巷道中, 它的支护机理是在破碎围岩巷道的破碎塑性区, 经过自钻锚杆注浆后, 破碎结构的围岩被铰接成拱形连续体加固圈。同时自钻锚杆又起挤压和悬吊作用, 使巷道围岩沿径向挤压的压力转化成切向力, 防止围岩松动范围扩大, 使巷道径向应力减小到用较小支护阻力就可使围岩长期处在稳定状态。
2.2 锚网喷注支护技术
锚网喷注支护技术是在锚喷支护的原理上, 采用锚杆、锚索、网、喷注方式, 增加一项注浆工艺, 以达到加固围岩的目的。锚网喷注支护技术使承载能力和围岩强度得到提高, 巷道变形量显著降低, 很适合用于深部软岩巷道施工, 支护工艺简单、费用低廉, 但在不同类别软岩炮后最佳注浆时间和增加孔隙度的管路压裂技术可否用于加固软岩的注浆工艺上以进一步提高围岩强度, 需在今后的工作中进一步研究。
2.3 锚杆锚索联合支护
锚杆锚索联合支护机理是通过围岩内部发挥支护作用, 就是变巷道被动支护为主动支护, 提高巷道承载力, 锚杆支护是利用锚杆、锚固剂及其护表构件给围岩一定的支撑强度, 与围岩组成支护体系, 承受各种围岩应力和采动应力, 达到支护的目的。
锚杆锚索联合支护的加固作用。锚杆锚索联合支护有组合拱、减垮和悬吊作用, 岩体与锚杆锚索结合, 岩体整体性加强, 围岩周边应力状态得到重新分部, 提高煤岩体整体抗变形能力。通过施加锚索较大的预紧力, 压实和挤紧岩层中的节理、裂隙、层理等不连续面之间的摩檫力, 同时靠其和锚杆群的成拱作用控制围岩变形, 增加围岩的自身承载力[4]。
锚杆锚索联合支护的另一个是互补作用。巷道开挖后软岩破碎围岩的变形量很大, 立即采用锚索支护, 可能因锚索延伸量超过极限而破断, 在巷道开挖初期只安装锚杆, 通过锚杆的加固作用, 锚岩支护体具有一定的承载能力, 围岩在一定的变形范围内可以保持自身稳定。通过锚杆锚索联合支护, 减小了巷道围岩变形, 提高了支护阻力, 增强了围岩的整体稳定性[5]。
2.4 U型钢支架支护
U型钢支架可缩量较大, 理论承载能力较大, 工作特性主要取决于卡缆的受力状态和刚度。要想让U型钢支护在深矿井巷道中充分发挥其的作用, 必须对U型钢支架的卡缆进行调质处理, 支设时壁厚应采用泵送材料整体充填。
结束语
由于要承受上部岩重, 深部岩体大多数呈高应力状态, 因此, 岩体的力学性质、弹性模数、硬度系数和巷道矿压显现都发生了变化, 这就对深井巷道支护提出了更高的要求, 而锚注、锚网喷注、锚杆锚索、U型钢支架支护因其施工简单方便、经济、支护效果显著, 所以是深井巷道的常用支护形式, 但是在较复杂和应力高, 变形大的地方, 应采用以上多种支护形式联合支护, 提高深井巷道支护质量。
参考文献
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草帽山隧道围岩支护模拟分析 篇4
该隧道为单洞双车道, 隧道正下方存在一个小溶洞, 隧道支护结构为曲墙式带仰拱复合衬砌。主要参数如下:隧道衬砌厚度为30cm;采用C25钢筋混凝土为衬砌材料;隧道围岩是Ⅳ级, 隧道洞跨是13m, 隧道埋深是80m;溶洞近似圆形, 溶洞的半径是1.2m, 溶洞与隧道距离12.8m;围岩材料采用Drucker—Prager模型;隧道拱腰到拱顶布置30根Φ22锚杆。隧道围岩的物理力学指标及衬砌C25钢筋混凝土的物理力学指标见表1。
2 支护模拟
从图1～图3看出, 在隧道开挖和支护条件下:地表土层位移沉降量最大, 最大总位移是3.32cm, 埋深越深, 位移量越小, 最后接近于零;在X方向上, 位移最大值在地表土层位移最大, 位移最大值是1.01cm, 位移最小值在模型的最底层, 最小值约为0cm, 总之, 说明在X方向上位移很小, 在工程上可以忽略不计;在Y方向上, 地表土层位移沉降量最大, 最大总位移是3.32cm, 与总位移分布情形相同, 这与工程实际情况相符合。
从图4～图6看出, 在隧道开挖和支护条件下:在X方向上, 最大压应力分布在拱腰中间, 隧道应力集中明显, 以隧道中线基本上成对称分布, 最大压应力值为0.83MPa, 最大拉应力也分布在拱腰中间, 这与锚杆的作用力有关, 最大拉应力值0.65MPa, 在Y方向上, 最大压应力分布与X方向上应力发布相似, 最大压应力值为0.27MPa, 最大拉应力也分布在拱腰中间, 这也与锚杆的作用力有关, 最大拉应力值为0.30MPa;在Z方向上, 压应力分布情况与X、Y方向应力分布相似, 最大压应力值为0.16MPa, 最大拉应力值为0.13MPa, 溶洞周围的应力比较小, 对隧道影响可以忽略不计。
从图7～图10看出, 在隧道开挖和支护条件下:第一主应力的最大压应力值是0.16MPa, 分布在隧道拱腰中部, 第一主应力的最大压应力以隧道中心线对称分布, 溶洞对第一主应力影响很小, 在图中没有明显显示, 可以忽略不计, 第一主应力的最大拉应力值是0.80MPa, 也分布在隧道拱腰中部, 最大拉应力的绝对值比最大压应力绝对值要大得多;第二主应力的最大压应力分布, 分布在隧道拱腰中部, 第二主应力的最大拉应力以隧道中心线对称分布, 溶洞对第一主应力影响很小, 在图中没有明显显示, 可以忽略不计, 第二主应力的最大压应力值为0.22MPa, 第二主应力的最大拉应力也分布在隧道拱腰中部, 分布情况与第一主应力相似, 但是拉应力的面积比第一主应力拉应力的面积大, 第二主应力的最大拉应力值是0.18MPa;第三主应力的最大压应力也分布在隧道拱腰中部, 第三主应力的最大压应力也以隧道中心线对称分布, 从图中看出溶洞对第三主应力影响很小, 在图中没有明显显示, 可以忽略不计, 应力集中现象严重, 第三主应力的最大压应力值是0.84MPa, 第三主应力的最大拉应力分布情况和最大压应力一样, 这与锚杆作用有关, 另外从图中看出, 第三主应力作用的面积比第一主应力、第二主应力作用的面积都小, 第三主应力的最大拉应力值是0.13MPa;等效应力的最大应力在隧道拱腰中部左侧, 应力集中现象明显, 左右两侧明显受到张拉, 左侧的应力比右侧的应力大, 而溶洞周围应力很小, 等效应力的最大应力值是0.65MPa, 等效应力的最小应力值位于地表土层, 等效应力的最小应力值约为0MPa。
从图11～图15看出, 在隧道开挖和支护条件下:拱腰处的梁支护弯矩最大, 仰拱处的梁支护弯矩也比较大, 说明这两个地方要加强支护, 弯矩的最大绝对值207.69kN.m;从梁支护剪力分布图得到梁支护剪力的最大绝对值389.91kN, 拱腰处的梁支护剪力的最大应力, 说明拱腰处的应力相当集中, 拱顶的剪力为零, 其他部位剪力都比较小;从梁支护轴力分布图中得到梁支护轴力绝大部分为拉力, 只有在拱脚梁支护轴力是压力, 梁支护轴力的最大值为79.12kN;从锚杆轴力和轴应变分布图看出最底层的轴力最大, 也就是拱腰中部轴力最大, 而且轴力变化最大, 这也说明了拱腰中部应力非常集中, 平时应重点监测, 加强支护, 从锚杆轴力分布图得到锚杆轴力的最大绝对值469.26kN, 其余锚杆轴力的绝对值较小, 从锚杆轴力分布图得到锚杆轴应变的最大绝对值9.2×10-6, 其余锚杆轴应变的绝对值较小。
3 结论
(1) 从各条件下的应力分布图、梁支护弯矩分布图、梁支护剪力分布图、梁支护轴力分布图、锚杆轴力分布图、锚杆轴应变分布图都可以看出, 拱腰中部应力集中明显, 应加强拱腰的支护和监测。
(2) 从各条件下的总位移矢量云图, X方向位移云图、应力云图, Y方向位移云图、应力云图, Z方向应力云图, 第一、第二、第三主应力云图, 等效应力云图得到, 距离隧道12.8m半径为1.2m溶洞, 对隧道施工和运行影响有限, 可以不必考虑对隧道的影响。
摘要：详述了草帽山隧道的工程概况和主体设计, 基于大量的施工现场跟踪调研资料, 研究草帽山隧道围岩变形的原因;在分析隧道整体详细情况的基础上, 运用隧道工程现代支护最新成果和施工方法, 结合数值模拟方法和数学模糊理论, 从围岩变形稳定性的理论、支护方法模拟出最适用于草帽山隧道的支护方法, 为现场施工提供了有力的理论支持。
松软破碎围岩地层掘进支护方式 篇5
山西辛置煤矿矿井位于山西中部,年生产能力为260×104t/a,多地段围岩受到地质构造的影响岩层的缝隙较发育,一旦和水接触之后就很容易膨胀泥化。这种地段很难进行掘进和支护,原因是难以保障支护的安全性,怎样保证它的安全性,无疑对于巷道的支护与掘进工作来说是一个挑战。为此采取了一些列的有效措施,包括锚网梁锚喷支护、架棚支护等,使该地段的巷道掘进与支护有了可靠保障[1]。
1 松软破碎围岩的概念
松软破碎围岩具有3个特点,分别是松、软和胀,具体含义是岩石的结构疏松、岩石强度低容易变形和岩石的体积较大。其中胀这个概念还可以细分为碎胀和膨胀两个方面,前者指的是把岩层给卸载之后扩展了裂隙,后者指的是一些有吸水性的矿物质存在于岩层之中发生吸水之后导致岩石自身体积膨大。
具体的评定松软破碎围岩的方法可以概括为以下几点:a)岩石在被烘干之后发生崩解;b)具有较差的胶结性并且>10%的含水率的岩层;c)含有较多量的膨胀矿物比如伊利石等;d)岩层的岩芯的采取率不到10%。以上几个条件只要符合一条就可以归纳为松软岩层类别中[2]。
2 巷道失稳破坏的机理
影响巷道围岩稳定的因素是复杂多样的,不是单一原因可以描述的,但是主要的因素一般是岩体的结构特征与其受到的力学状态,这两个因素是控制稳定性的主要方面,其中前一个因素影响到地学基础,后一个因素是岩层是否稳定的必要条件。
3 巷道支护方式
就近几年的发展水平来看,中国主要采用的巷道支护模式包括以下几种:金属支架支护和锚喷支护等。这些支护方式都对应着相应的支护条件和适用范围等,当然也有各自的优点与缺点(见表1)。
3.1 松软破碎巷道特点
a)较短的自稳时间,主要的影响因素是围岩暴露在外的面积以及形状的特点和原始应力等。自稳时间的范围通常是几十分钟到几十个小时,不出意外的情况下时几个小时。在进行巷道的支护和掘进时一定要充分考虑到自稳时间的影响[3];
b)容易发生破坏的围岩一般是由于移动量太大,造成这种现象的原因是支架和围岩的接触不良。从支架方面看来,和围岩的接触的紧密程度决定了其受压情况和移动量的大小。不过支架出现破坏的地方跟支护工艺是有着密不可分的关系的。由此看来在松软岩层巷道中支架某处破坏严重的原因并不是此处的压力过大;
c)松软的围岩具有明显的流变特性,所以这导致围岩具有较大规模的移动范围,这就缩短了区域的稳定时间。松软围岩流变性强的原因是因为岩层中的含水率和颗粒的组成等。具体来讲就是含有越多量的粘土和水分,含有的颗粒粒度越细就具有越显著的流变性。
3.2 松软破碎巷道的建议支护方式
a)增强围岩自身的自稳能力。要达到这个目的就需要采用多种类型的巷道断面,可以包括拱形、原形等断面形状,并且要减少拐角和直墙的数量,为的是防止应力过于集中。为了使岩层受到的损害降到最低可以采用的掘进方法有光面爆破或者掘进机掘进。如果岩层的破碎情况非常严重那么就需要进行架设金属支架支护,这样可以使岩体的塑性和连续性等得到较好的改善。围岩增加整体性的方法有锚喷支护法,同时还有另一个作用就是产生一个承载环,可以承载压力;
b)支护一定要及时进行,避免发生冒顶事故,喷射混凝土需要在暴露围岩之后立刻开始,喷射的厚度需要小于0.02倍的巷道半径,喷射的作用是使围岩及时被封闭。在临时支护之后需要开展永久支护,永久支护中的一部分可以是临时支护,另外为使围岩所受的损坏降到最低需要巷道施工时一次成巷;
c)永久支护采用的结构是闭合式的,这种形式的支护方法能够承载足够的压力,可以使井下的水和底膨情况得到有效的控制[4];
d)使围岩的应力得到较为充分的释放,让支架的受压情况均匀分布。在设计时一定要讲足够变形余量考虑在内。支架的可缩变形能发生在各个方向,需要把变形量范围保持在100 mm~150 mm。
4 松软破碎岩层掘进支护方式
因为松软岩层的特点是破碎松软,通过分析施工的工艺和围岩的性质特点,放炮之后进行的临时支护对顶板的破碎岩石不能起到阻挡的作用。采用超前的支护措施,超前支护可以掩护人员进行U型钢支护的施工,可以使巷道减少围岩冒落的情况,这样一来巷道施工速度和质量都有了保障,施工的安全性也提高了[5]。
4.1 新型的支护方法
巷道的临时喷射支护需要在掘进完毕之后立即进行,随后架设钢棚工作开始,在设计中规定架设的间距是0.5 m,架设完毕后再设置一层金属网在29U型的钢棚后面,金属网的网孔规格是100 mm×100 mm,然后在金属网后充填粉煤灰,粉煤灰为袋装,规格为250 mm×150mm,粉煤灰遇水后会凝固,因此会支架具有了较高的稳定性,从而实现支护变为1个类似圆的巷道整体。
4.2 技术措施
基本的支护措施有5项:a)断面喷浆100 mm;b)背板采用钢筋网的方式,填充粉煤灰,使支架的性能提高;c)设计支架的棚距500 mm;d)支架为29U型钢,分为5节,每节形状为拱形。
5 结语
巷道掘进工程中的1个大难题就是松软破碎围岩的掘进和支护问题,本文通过采用临时喷护工艺和29U型钢支护工艺取得了较好的稳定围岩的效果,支架的稳定性也有了保障,使围岩巷道变形的问题得到了有效控制[6]。
摘要：对于许多矿井的松软破碎围岩地层、巷道容易产生破碎、巷道的支护比较繁琐等特点,通过分析巷道围岩的破坏机理,总结了松软破碎围岩变形的各项规律和因素,提出了巷道的掘进和支护方法,分析了山西辛置煤矿矿井一些松软破碎围岩条件下的巷道布置与支护情况。
关键词：松软破碎围岩,巷道,支护
参考文献
[1]黎学勤.高压预注浆加固不稳定围岩浅孔留矿法[J].有色金属(矿山部分),2006(02):125.
[2]路耀华.要努力攻克软岩巷道支护技术关(代序)[J].建井技术,2009(11):24.
[3]刘世臻.以光爆锚喷为基础综合治理松软围岩[J].建井技术,2007(01):41.
[4]刘益平.特大断面公路隧道锚杆支护参数研究[G]//中国土木工程学会第十二届年会暨隧道及地下工程分会第十四届年会论文集.上海:同济大学出版社,2006.
[5]陈玉华.砂浆泵在井巷工程中的应用[G]//鲁冀晋琼粤川六省金属学会第十四届矿山学术交流会论文集.济南:山东冶金杂志,2007.
支护—围岩结构 篇6
1 架木棚子支护存在的问题与锚喷支护方式的选择
采用锚杆和喷射混凝土 (见锚喷) 支护围岩的措施, 60年代以来, 已被广泛采用。锚杆和喷射混凝土与围岩共同形成一个承载结构, 可有效地限制围岩变形的自由发展, 调整围岩的应力分布, 防止岩体松散坠落。它可用作施工过程中的临时支护, 在有些情况下, 也可以不必再做永久支护或衬砌。根据围岩的地质条件, 可以采用多种支护形式:1) 单独采用锚杆, 一般只用于局部;2) 单独采用喷射混凝土, 有时也只用于局部;3) 锚杆结合喷射混凝土, 多用于地下洞室的顶拱和边墙;4) 锚杆和喷射混凝土, 加设单层或双层钢筋网, 可提高喷层抗拉强度和抗裂能力, 从而提高支护能力;5) 锚喷加金属网, 并在喷层内加设工字钢等型钢作成的肋形支撑。上述各种形式的锚喷支护, 所采用的锚杆根数、深度、间距, 喷层的厚度以及金属网和肋形支撑的尺寸等, 均要根据实际情况确定。为搞好支护还需要进行围岩变位和变形等现场量测工作。锚喷支护常紧跟开挖掘进, 平行作业, 特别是在隧洞或地下厂房施工中采用分部开挖的方式时, 可随着开挖断面的扩大, 边挖边喷, 直至全断面完成。
对破碎围岩应首选锚喷支护的支护方式, 采用架木棚子支护主要是防备顶板破碎, 如上面的岩石锚杆吊不住, 顶板在锚杆吊着的厚度内一起冒落。这主要是对巷道施工后, 围岩影响中应力的分布和锚喷支护的原理的不清楚造成的。
巷道施工后, 原岩的应力状态被破坏, 在巷道周围形成非弹性变形区和弹性变形区两个应力重新分布的范围, 弹性变形区中应力升高, 非弹性变形区中的应力降低, 主要表现为自重应力。非弹性变形区的支护目的, 就是维持非弹性变行区的整体稳定不被破坏。
1) 架木棚子支护的缺点。架木棚子支护的方法存在诸多问题, 由于木棚的弹性变形大, 在自重力的作用下, 木棚变形造成顶板下沉, 非弹性变形区增大, 变形地压和松动地压增大, 这个压力往往大于棚子的棚梁的抗剪能力, 从而造成棚子压垮和顶板冒落, 同时, 破碎顶板下沉时, 原来岩石碎块间相互挤压和摩擦的平衡状态破坏, 需要重新组合才稳定。这个过程往往造成碎石刹顶的裂隙中冒落或把刹顶木料破坏, 逐渐造成顶板大面积冒落。另外, 棚子支护不能把围岩和空气隔开, 随着顶板岩石的风化, 部分岩石将脱落, 造成顶板的稳定状态被破坏, 在自重应力的作用下, 顶极只能下沉寻找新的平衡, 这个过程中往往造成片帮、漏顶、把棚子压垮等。
2) 锚碰支护的优点。锚喷支护避免了棚子支护的缺点, 避免了破碎围岩和空气接触所造成的风化, 同时, 把顶板围岩凝结加固成一个整体, 不会因自重应力引起的顶板下沉造成碎石松动脱落而产生冒顶, 不对围岩发生应变时施加外力支护, 而是把破碎的围岩加固结合成一个整体对抗非弹性区的应力。锚喷支护挤压加固作用使顶板处于三向受力状态, 从而使岩体强度得到提高, 通过组合作用和锚杆本身的抗拉作用, 可以把破碎的围岩悬吊于上方完整坚固的岩体上。这几种作用同时并存、综合发生作用, 锚喷支护破碎围岩巷道的效果好于架棚子支护。
2 锚喷支护和木棚子支护的经济效益比较分析
2.1 锚喷支护
喷浆混凝土的水泥、砂子重量比按1∶3计算, 喷浆巷道规格按宽×高=2.6×2.5m2、喷厚5cm计算。
水泥的比重1.6、河砂的比重1.3, 则水泥和砂子的体积比为1∶3.7。
1m3混凝土中水泥价格为: (1/4.7) ×1.6×400=136 (元)
1m3混凝土中砂子价格为: (3.7/4.7) ×1.3×40=41 (元)
速凝剂: (1/5) ×1.6×5%×1800=29 (元)
1m3混凝土价格为:136+41+29=206元
巷道断面周长为10.2m (算底板相当于回弹量) , 每m喷混凝土量为10.2×1×0.05=0.51 (m2)
每m巷道喷浆的材料费为:0.51×206=105.1 (元)
每m巷道需要喷浆的人工费为18元/m
每m巷道需要打2套锚杆, 人工费为20×2=40 (元)
每m巷道需要打2套锚杆, 人工费为:5元/棵×2棵=10 (元)
每m巷道锚喷浆支护的成本为:105.1+18+40+10=173.1 (元)
2.2 架木棚子支护
每m巷道按1架棚子, 需3棵3m长的桦木圆木, 圆木的小头直径不得小于18cm, 按18cm计, 每棵圆木的材积为0.090m3。
刹邦、刹顶、顶帽、排楔料每架棚子需坑木0.05m3 (不全部封邦、顶) 。
1架棚子用料:0.090×3+0.05=0.32 (m 3)
材料费:0.32×500=160 (元)
人工费:24元/架
架棚子维护1m巷道的成本为160+24=184 (元)
通过以上对比可以看出锚喷支护巷道的成本低于棚子支护的成本。锚喷支护的服务年限为10-15年, 而棚子支护的服务年限一般为2-5年。
巷道施工遇破碎围岩时, 特别是过断层等特殊地质构造时, 均应采用锚喷支护的支护方式。
参考文献
[1]徐永圻.采矿学.徐州:中国矿业大学出版社, 2003.
[2]侯朝炯等.煤巷锚杆支护.徐州:中国矿业大学出版社, 1999.
[3]张先尘等.中国采煤学.北京:煤炭工业出版社, 2003.
浅析软弱围岩隧道超前预支护技术 篇7
1 软岩工程力学特性
软岩工程力学特性软岩之所以能产生显著塑性变形的原因, 是因为软岩中的泥质成分 (粘土矿物) 和结构面控制了软岩的工程力学特性。一般说来, 软岩具有可塑性、膨胀性、崩解性、分散性、流变性、触变性和离子交换性。
2 超前锚杆加固法
2.1 技术原理
锚杆超前支护主要是通过组合、悬吊、挤压对围岩进行加固它是将围岩若干层组合成厚层, 将节理发育的岩体串联在一起阻止岩块沿裂隙面滑移, 从而在洞室周边形成一定厚度的承载环, 充分发挥围岩自承能力, 阻止围岩因过大变形而坍塌。具体是, 巷道掘进前, 在工作面轮廓线上先沿巷道轴线方向, 与该轴线成一定夹角钻孔装锚杆, 该夹角也叫外插角, 一般为5°~20°。锚杆安装后在工作面钻眼爆破, 作业时上部岩体得到超前锚杆加固。通常, 普通超前锚杆加固后, 开始进行断面开挖施工爆破后立即喷拱, 其厚度不小于50mm。在新鲜挖面上喷射混凝土, 能及时对围岩提供抗力, 并在可喷入裂隙的一定深度内, 对岩体进行加固, 以抵抗岩石的剪切, 提高围岩的承载能力。喷好拱后再出渣即完成一次超前锚杆加固 (辅助支护或临时支护) , 一般一次进尺可达1.5~2.1m为了不使爆破震坏超前锚杆支护层, 喷完后到下次放炮的时间不小于4h, 然后进行第二次循环, 打眼爆破之后喷拱出渣后, 在前一循环的超前锚杆加固处进行按常规打径向锚杆的喷锚联合永久支护 (喷层厚度不能小于150mm) , 如此循环下去。
2.2 施工工艺
2.2.1 材料加工与锚孔布置:
锚杆除锈除油调直;按设计标孔位;2.2.2钻孔:准确控制外插角, 以防增加超欠挖;2.2.3注浆:先用水和稀浆湿润管路, 再开始注浆;2.2.4插入锚杆:迅速将锚杆插入眼孔, 并用锤击方法插至孔底, 再用木楔堵塞孔口, 防止砂浆流失;2.2.5清洗整理注浆用具除掉砂浆, 以备下一循环使用。
2.3 施工注意事项
2.3.1 砂浆严格按配合比拌合, 且随拌随用
2.3.2 注浆作业中停止>30min, 应测定砂浆塌落度, 其值小于, 不可再用;
2.3.3锚杆插入后不得随意敲击;2.3.4为提高锚杆承载能力可适当加大锚杆孔径, 并在锚杆端部加垫板, 使在洞室周边形成压密圈, 使围岩自身成为较理想的承载结构;2.3.5掘进速度不能太快, 因为锚杆的锚固需一定的时间, 若过快地掘进, 会使锚杆过早承载, 导致支护结构迅速破坏。
3 超前管棚支护技术
3.1 受力原理
超前管棚支护是在拟开挖的隧道、地下洞室等开挖外轮廓周边上, 间隔一定的间距, 沿洞轴以一定的外插角钻孔, 安装惯性矩大的钢管, 然后进行注浆固结的一种预支护措施。其工作原理为:3.1.1通过管棚注浆, 使拱顶预先形成加固的保护环。而加固环发挥“承载拱”的作用, 承受拱上部的地面荷载和岩层重量, 使拱内部围岩仅承受拱部围岩的形变压力, 从而创造了理想的开挖条件。3.1.2当超前管棚沿隧道开挖轮廓周边密布时, 加固环的变形变小, 传递给隧道支护结构的上部荷载大大减小, 同时通过环形固结层与管棚, 将拱部围岩的形变应力传递给支撑拱架。由于支撑拱架间的相互连接, 形成整体支护, 有效地保证了掘进施工和初期支护的安全。
3.2 管棚施工
3.2.1 施工准备。
a.在熟悉设计图纸的基础上, 进一步调查地质情况, 按可灌性和空隙比或渗透系数确定注浆类型;b.通过试验确定或调整注浆半径、注浆压力和单管注浆量;c.加工导管, 准备施工机具和器材。3.2.2定向和布孔。布孔参照相关的设计图纸, 相邻孔位误差≯5 cm。管棚定向可采用以下两种方法:a.安装定向套管, 套管采用比钻头稍大的钢管, 一般取2 m即可, 套管的方向决定钻孔方向, 固定在钢架上;b.采用挂线定向, 距离以10 m为宜, 通过前后两点挂线确定管棚的方向, 在定向时应考虑线路纵坡对外插角的影响。3.2.3钻孔、安装钢管。钻孔前先喷混凝土封闭掌子面, 以防漏浆, 而后测量布孔, 在设计孔位点上标记。然后用风动凿岩机钻孔, 开孔时, 先轻压慢速钻进, 以保证开孔质量。钻进中用测斜仪量测钻孔方向, 发现偏斜超过设计要求, 及时纠正。成孔后, 用吹管或掏勺将孔内砂石吹 (掏) 出, 以免堵塞。成孔检查合格后, 人工推送钢管入孔, 管口用麻丝和锚固剂封堵。3.2.4注浆施工。a.注浆准备:管棚安装完成后, 旋上孔口阀, 连接注浆管路。利用注浆泵先压水检查管路是否漏水, 设备状态是否正常, 而后再做压水试验, 以冲洗岩石裂隙, 扩大浆液通路, 增加浆液充塞的密实性, 核实岩石的渗透性。b.浆液配制:在注浆前由试验确定浆液配比、注浆压力等注浆参数。浆液配比选择要考虑岩石裂隙情况及浆液扩散半径, 现场通过试验确定。配制浆液时, 要注意加料顺序和速度, 防止浆液结块。c.注浆施工:清孔后, 按由下至上的顺序施工, 浆液先稀后浓、注浆量先大后小, 如遇串浆或跑浆则隔孔灌压。d.结束标准:采用终压和注浆量双控制。以单管设计注浆量为标准, 当注浆压力达到设计终压≮20min, 进浆量仍达不到设计标准时, 也可结束注浆。e.效果检查:开挖检查浆液渗透及固结状况, 根据压力浆量曲线分析判断, 没达到设计要求时, 应进行补孔注浆。
3.3 施工注意事项
3.3.1 严格控制导管外插角与钻杆的钻进
方向, 防止少部分导管伸入下一环管棚工作室内, 影响下一环管棚的施工。3.3.2严格控制导向管的位置, 方向, 确保孔位不发生偏斜。3.3.3导管插入困难, 应适当扩大钻头直径, 在孔壁来不及坍塌前及时插入导管。3.3.4如果钻孔孔壁易坍塌, 可用异形接头将导管与钻杆连接, 同时钻进。3.3.5注浆要连续进行, 防止因浆液凝固而使注浆不满。3.3.6控制注浆压力, 采取间隔注浆等方法防止隔孔串浆。