支护理论（共7篇）
支护理论 篇1
1 锚杆支护作用机理研究
锚杆支护机理目前提出的观点很多, 有悬吊作用、组合梁 (拱) 作用、加固作用等。这几种观点都是以围岩状态和利用锚杆杆体受拉为前提来解释锚杆支护的作用机理。因此, 围岩状态及锚杆受拉这两个前提的客观性是判定上述这些理论正确的标准。
1.1 锚杆的悬吊作用
在掘进采用锚杆支护中, 锚杆将下部不稳定的岩层 (直接顶或块状结构中不稳定的岩块) 悬吊在上部稳固的岩层上, 阻止岩层或岩块的垮落。锚杆所受的拉力来自被悬吊的岩层重量, 并据此设计锚杆支护参数。
这一理论提出的较早, 满足其前提条件时, 有一定的实用价值。但是大量的工程实践证明, 即使巷道上部没有稳固的岩层, 锚杆亦能发挥支护作用。例如, 在全煤巷道中, 锚杆锚固在煤层中也能达到支护的目的, 说明这一理论有一定的实用性, 也有它的局限性。
1.2 锚杆的组合梁作用
为了解决悬吊理论的局限性, 提出了组合梁理论。它认为在没有稳固岩层提供悬吊支点的薄层状岩层中, 可利用锚杆的拉力将层状岩层组合起来, 形成组合梁结构进行支护。
组合梁作用的本质在于通过锚杆的预拉应力将原视为叠合梁 (板) 的岩层挤紧, 增大岩层间的摩擦力。同时, 锚杆本身也提供一定的抗剪能力, 阻止其层间错动。锚杆把数层薄的岩层组合成类似铆钉加固的组合梁, 这时被锚固岩层便可看成组合梁, 全部锚固层能共同变形, 顶板岩层抗弯刚度大大提高。决定组合梁稳定性的主要因素是锚杆的预拉应力、杆体强度和岩层性质。
这一观点有一定的影响, 但是工程实例较少, 也没有进一步的依据资料供设计应用。例如, 岩层沿巷道纵向有裂缝时梁的连续性问题和梁的抗弯强度问题。
1.3 锚杆的减跨作用
如果把不稳定的顶板岩层看成是支撑在两帮的叠合梁 (板) , 由于可视悬吊在老顶上的锚杆为支点, 安设了锚杆就相当于增加了支点, 从而减小了顶板的跨度, 使顶板岩层的弯曲应力和挠度得到降低, 维持了顶板稳定。这就是锚杆的减跨作用, 它实际上来源于锚杆的悬吊作用, 但它同样未能提供用于锚杆支护参数设计的方法。
1.4 弹塑性理论锚杆支护作用机理
弹塑性理论在对围岩状态作了正确分析后, 对锚杆支护的作用机理提出了两个不同的观点:
(1) 利用锚杆提供足够的支护抗力, 加固围岩提高其承载能力、减小其变形量, 通过锚杆锚固可使围岩的抗压强度峰值提高50%～100% (相对于无锚杆情况) , 同时, 可以使围岩不产生破碎带, 或者说限制围岩弹塑性变形的发展, 从而使围岩处于稳定的弹塑性状态。
(2) 锚杆的抗拉力主要用来支撑平衡破碎带内岩石的重量。这两种观点存在着以下两个实际问题有待阐明:对前一种观点来讲, 由于现有支护 (包括锚杆支护) 的不及时性和支护手段与围岩的不密贴程度决定了支护抗力不可能有效阻止和限制围岩破碎带的产生和发展;对后一种观点来讲, 锚杆支护的主要对象不是破碎带内岩石的重量, 而是破碎带发展、产生过程中的碎胀变形力。综上所述, 虽然锚杆支护经过长时间大量的应用, 但锚杆支护理论的研究还很不充分, 锚杆支护参数的确定仍然采用工程类比法, 上述一些观点设计的锚杆支护参数只是作为参考。此外, 近年来对锚杆的作用机理还提出了悬吊环理论、最大水平主应力理论等, 但这些理论目前尚在研究和发展过程中。
2 围岩松动圈巷道锚杆支护理论
围岩松动圈巷道锚杆支护理论是基于煤矿生产中大量的地下工程都是在围岩破坏和发展中支护的客观实际状况而提出的, 该理论在对围岩状态进行深入研究后, 发现松动圈的厚度值Lp是围岩应力P与围岩强度R的复杂函数, 即La=f (P, R) 。Lp是一个综合性指标, 它的大小反映了支护的难易程度, 而且大量现场实测表明, 它与巷道的跨度 (一般3～5m范围) 及有无支护关系不大, 巷道支护的主要对象是围岩松动圈产生、发展过程中的碎胀变形力。当采用锚杆支护时, 锚杆受拉是由围岩松动圈的发生和发展而引起的。
2.1 单体锚杆作用机理
在锚杆与围岩相互作用过程中, 锚杆通过垫板与锚头对围岩提供支护抗力, 阻止破裂岩石产生有害变形 (影响围岩稳定和工程使用的变形) , 使围岩保持稳定并将其变形限定在允许的范围内。
实际上, 锚杆应力来源于围岩松动圈的产生和发展过程。
假如开巷后围岩只产生弹塑性变形, 没有发生破坏, 则围岩松动圈厚度将为零, 碎胀变形亦为零。由于弹塑性变形发生在锚杆安装之前, 锚杆的最大应力将只是安装应力, 考虑到这一应力往往较小, 可认为锚杆在这种围岩状态下起的作用较小。
如果开巷后产生松动圈, 锚杆将因为碎胀变形, 从而使锚杆的应力增大;当围岩松动圈增大时, 锚杆的应力也增大, 待松动圈厚度稳定后, 锚杆应力将维持不变。由此可以看出, 锚杆的工作应力将取决于围岩松动圈的稳定位置。结合围岩与锚杆支护的客观实际情况, 考虑到锚杆与围岩的相对不密贴性及锚杆杆体在应力增加时的弹塑性变形, 锚杆将在达到工作拉力前, 即30～40kN, 产生20～50mm的伸长 (包括锚杆与围岩的不密贴及锚头的受力滑移等) , 它将使围岩松动圈的碎胀力得到部分释放, 这就是单体锚杆的受力状态。由此可见, 松动圈厚度大小与锚杆受力及锚杆的作用机理有直接关系, 松动圈厚度值类别 (小、中和大3类松动圈) 不同, 锚杆支护作用机理不同。
2.2 松动圈状态锚杆支护探讨
2.2.1 小松动圈围岩状态
当Lp=0～40cm时为小松动圈, 围岩碎胀变形和松动圈围岩自重均较小, 不需用锚杆支护, 为防止围岩风化和局部危石掉落, 只需单一喷射混凝土支护即可。
2.2.2 中松动圈围岩状态
当Lp=40～150cm时为中松动圈, 其碎胀变形比较明显, 必须进行锚网或锚喷支护, 支护的主体是锚杆, 锚杆支护参数采用悬吊理论设计。
在这里需要说明几个问题:
(1) 松动圈理论所指的悬吊理论已赋予新的含义, 即锚杆悬吊点为松动圈外的岩 (煤) 体, 并不需要悬吊在坚硬的顶板岩层, 悬吊对象是松动圈形成过程中的碎胀变形力, 但在目前碎胀力研究不充分的情况下, 可简化为重力计算。
(2) 对中松动圈围岩状态, 从理论上讲可采用组合拱理论设计锚杆支护参数, 但由于松动圈厚度值较小, 用组合拱设计的锚杆长度较短, 在实际地下工程支护中存在着两方面的不安全因素:①巷道壁表面施工质量问题。由于围岩客观情况的变化及施工管理上的难度, 目前尚很难严格达到光面爆破标准, 不可避免地存在着超 (欠) 挖问题;②锚杆施工质量问题。由于围岩松动圈厚度值较小, 采用组合拱理论设计时, 其锚杆的长度一般均小于常用锚杆的长度, 一旦某根锚杆因角度、间排距或者锚固力等施工质量不合格, 则由于锚杆较短形成的组合拱太薄而导致组合拱失效。因此, 在中松动圈围岩状态下, 为达到安全、经济的目的, 应该采用悬吊理论设计锚杆支护参数。
(3) 对中松动圈一般稳定围岩, 采用其他类型普通支护形式, 如砌碹或棚式支架 (可伸缩或不可伸缩) 等, 可行但不经济。对于中松动圈, 只要支护阻力大于松动圈围岩破裂过程中产生的碎胀变形力, 均可成功。
2.2.3 大松动圈围岩状态
当Lp>150cm时为大松动圈, 属软岩支护范畴。围岩变形量大, 变形时间长, 矿压显现剧烈, 支护困难。如果采用悬吊理论设计锚杆, 则将会因其过长而失去普遍应用的价值。因此, 重点研究了锚杆的组合拱理论。组合拱理论的实质是利用锚杆的锚固力对破裂围岩进行锚固, 提高其残余强度, 从而在破裂围岩中形成一个具有相当强度和可缩性的“组合拱”结构体。而且大量现场实测表明证实了组合拱的存在及其强度和可缩性。
2.3 围岩松动圈理论的实践及其效果
从研究开巷后围岩状态着手, 经过大量的现场和工程实践表明, 围岩松动圈巷道支护理论, 即:
(1) 巷道支护的主要对象是围岩破裂过程中的碎胀变形力;
(2) 围岩松动圈巷道支护分类方法;
(3) 锚喷支护机理及参数工艺设计方法。
目前, 该理论已达到用理论方法确定煤矿巷道的支护, 锚杆施工巷道的推广应用表明:用该理论设计的巷道支护有理有据, 既解决了工程难题, 又降低了工程造价, 加快了施工速度, 与用工程类比法所作支护设计相比, 在稳定围岩中, 可节省工程成本;在不稳定围岩 (软岩) 中, 可降低支护成本, 提高施工速度, 具有明显的经济效益。
浅谈煤巷锚杆支护技术理论 篇2
在煤矿生产过程中, 支护是其不可缺少的一部分, 对冒顶片帮等有非常重要的作用。发生冒顶片帮的原因主要表现为以下两个方面。①支护设计方面常由于只注重考虑顶板支护, 顶班支护的足够好, 而很少考虑巷帮支护的研究, 那么如果巷道帮支护的强度太小, 锚固力低, 那么支护效果就会很差, 就会造成煤壁松软。要是发生片帮以后, 巷道变得越来越宽, 可能会引起应力的重新分布, 形成冒顶面积逐渐变得越来越大, 最后顶板靠近煤帮侧发生破断, 导致大面积的矸石冒落。②生产管理方面表现为技术管理和质量管理不到位, 在顶板岩石性质发生改变时, 工作人员未及时将信息反映到技术部门, 最终可能导致顶板事故的发生。我们书本上所介绍的锚杆支护理论有好几种, 比如组合梁、加固拱、最大水平地应力等理论, 这些理论在煤矿生产过程中, 特别是矿压观测中, 具有非常重要的意义, 但是它们也存在一定的欠缺。
2 煤巷锚杆支护成套技术
煤巷锚杆支护成套技术包括以下几个部分:巷道围岩力学测试、支护设计、材料、工程质量检测、矿压监测、特殊地质条件支护技术等诸多方面。
2.1 巷道围岩力学测试技术
巷道围岩力学测试主要包括以下三个部分:原岩应力、结构测量与煤岩体强度。对于地应力测量, 井下大部分采用应力解除法和水压致裂法这两种方法。对于煤岩体结构测量, 矿用电子钻孔窥视仪在煤矿上得到了广泛的使用, 它的最主要的作用就是可以准确、快速地观测到煤岩体中的层理、节理、裂隙等结构面及离层。对于煤岩体强度测试, 钻孔触探法井下煤岩体强度原位测定装置已经在煤矿生产上已经被广泛使用, 这样就从而在井下钻孔中能够快速、准确地测量出煤岩体的抗压强度。
2.2 锚杆支护材料
支护材料经历了四个发展过程, 低强度、高强度、高预应力、强力支护。通过优化对锚杆体结构及其形状, 这样使得锚固效果得到很好的改善;通过使用矿用锚杆专用的钢材, 从而使其达到更高的级别, 如高强度和超高强度。对于预应力锚索支护方面, 煤矿上已经使用了自身专用的大直径、高吨位锚索。索体直径最大达22mm, 拉断载荷达600kN。
2.3 锚杆支护设计方法
煤矿巷道锚杆支护设计大部分采用一种名叫动态信息设计法。因为设计它是要经历一个动态发展变化的过程, 而不是一次就可以直接完成的。在其变化发展中每个过程中都必须要充分利用它所所提供的必要信息, 及时对其提供的信息进行跟踪实时收集、反映之后进行综合分析。在进行锚杆支护设计时, 处理好锚杆与锚索支护各构件之间的相互匹配关系, 对发挥构件间的作用, 乃至整个矿井的支护系统的整体支护效果都具有非常重要的作用。从矿井生产来看有以下几种匹配关系:①锚杆托板、螺母应与杆体的强度匹配, 杆体必须要与锚固剂所具有的力学性能应该相匹配, 还要与其组合构件及金属网的形式所反映的力学参数相匹配。②高强度拱形托板、高强度螺母及高效减摩垫片应该必须与高预应力、强力锚杆杆体相配套, 而强度与刚度比较高、护表面积比较大的w型钢带应该与组合构件相配套, 在应用中所使用的金属网最好要采用强度与刚度比较高的钢筋网。预应力锚索在煤巷中配合锚杆支护, 可以增加支护强度.提高锚杆文护的可靠性。
2.4 困难复杂条件下的四五类巷道围岩
一般比较松软破碎、地应力较大、易受采动影响, 因而巷道变形速度比较快, 变形量比较大, 所以对于维护来说相对比较困难。
2.5 锚固与注浆联合加固技术
如果巷道掘进在松散破碎的煤岩体中, 而且如果只是单独的采用锚杆支护, 那么可能锚固效果不会太理想, 致使锚杆的优良的性能不能充分发挥出来。此外, 对于已经破坏了的巷道, 对其进行维修或翻修, 假若单独只是采用锚杆支护, 那么其支护效果也不会达到很好的效果。所以如果对于锚固技术和注浆加固技术, 这两种技术如果能够有机地结合在一起的话, 将来肯定会成为解决破碎围岩巷道支护的最重要的且最有效的方法。根据现代煤矿的巷道特点, 开发出了不同形式的注浆锚杆。对于单纯用锚杆支护不足以保持巷道围岩的稳定时, 可辅以两种加强支护:一是小孔径预应力锚索, 孔径仅28mm, 施工简单、价格低廉、而且安全可靠;二是巷道围岩注浆加固, 当巷道围岩特别破碎。随掘随冒, 可采取超前注浆, 一般条件采取滞后注浆。复杂围岩的支护技术应用广泛。
2.6 锚杆支护的可靠性
提高锚杆支护有以下六种途径:①支护要及时;②支护设计和监测管理到位;③定期进行拉拔试验;④加强班组质量检查;⑤把握锚固质量关;⑥抓好预紧力质量关。
3 现场实验
全国20个省和自治区的58个大中型矿区已经开始大范围的推广应用锚杆支护技术研究成果。所应用范围从大巷、集中巷, 到回采巷道;从近水平煤层、缓倾斜煤层巷道, 到急倾斜煤层巷道;从薄煤层到厚煤层巷道, 从实体煤巷道, 到沿空掘巷、采空区留巷;从普采到综采放顶煤工作面沿煤层底板掘进的煤顶巷道和全煤巷道;从小断面巷道到大断面开切眼、硐室与交岔点;从围岩比较稳定的巷道, 到极破碎、强膨胀围岩巷道;从浅部巷道, 到深部高地应力冲击地压巷道概括了煤矿上的各种巷道类型。
下图是放顶煤锚杆支护布置图, 它是关于沿空掘巷断面很大时锚杆支护技术。该项技术使巷道支护效果与安全程度, 以及巷道掘进机械化程度、掘进速度与工效得到了有效的改进, 解决了一系列巷道支护方面的难题, 从而有力保障了矿井开拓部署和巷道布置改革的提高。有效支护了煤岩顶和全煤巷道、沿空掘巷等大断面巷道, 从而保证了在厚煤层中, 综采放顶煤开采等采煤方法的成功应用, 并且保证了煤矿实现经济利益最大化的目标。
4 结语
浅析隧道工程支护理论研究现状 篇3
关键词：隧道工程,支护理论,新奥法,矿山法
1 概况
21世纪以来, 人类对地下空间的需求越来越多, 因而对地下工程的实践与理论研究有了一个突飞猛进的发展。在大量的地下工程实践中, 人们普遍认识到, 隧道及地下洞室工程其核心问题都归结在开挖和支护两个关键工序上, 即如何开挖才能更有利于洞室的稳定和便于支护。在隧道工程中, 围绕着其核心问题的实践和研究, 在不同的时期, 人们提出了不同的理论并逐步建立了不同的理论体系, 每一种理论体系都包含和解决 (或正在研究解决) 从工程认识 (概念) 、力学原理、工程措施到施工方法 (工艺) 等一系列工程问题。一种理论是在20世纪20年代由代表人物泰沙基 (K.Terzaghi) 和普氏等人提出的传统“松弛荷载理论”, 其核心内容是:稳定的岩体有自稳能力, 不产生荷载。不稳定的岩体则可能产生坍塌, 需要用支护结构予以支撑。同时, 该理论也是在传统矿山法的基础上提出来的, 它类似于地面工程考虑问题的思路, 至今仍被广泛地应用着。另一种理论是20世纪50年代由该理论的代表人物纳布希维兹 (K.V.Rabcewicz) 米勒·菲切尔 (Miller Fecher) 、芬纳·塔罗勃 (Fenner Tacober) 和卡斯特奈 (H.kastener) 等人提出的现代支护或称为“岩承理论”, 其核心内容是围岩稳定显然是岩体自身有承载自稳能力, 不稳定围岩丧失稳定是有一个过程的。如果在这个过程中提供必要的帮助式限制, 则围岩仍然能够进入稳定状态。在人们工程实践和认识基础上, 以纳布希维兹 (Rabcewicz) 为首的奥地利岩石力学工程小组比较完整的提出了现代支护理论的雏形, 并将其命名为新奥法。所以, 这是一种比较现代的理论, 它已经脱离了地面工程考虑问题的思路, 而更接近于地下工程实际。近半个世纪以来已被广泛接受和推广应用, 并且表现出了广阔的发展前景。
2 传统支护理论的力学原理以及理论要点
在传统支护理论中所涉及的力学有:土力学、结构力学等, 土力学视围岩为散粒体, 计算其对支撑结构产生的荷载大小和分布, 而在结构力学视支撑和衬砌为承载结构, 验算其内力并使之合理。通过建立的是“荷载—结构”力学体系, 以最不利荷载组合作为结构设计荷载。在按该理论实施时, 应认真遵守以下要点:1) 开挖隧道后, 围岩产生松弛是必然的, 但产生坍塌却是偶然的, 故应准确判断各类围岩产生坍塌的可能性大小;2) 即使围岩不产生坍塌, 但松弛同样向支护结构施加荷载, 故应准确确定荷载的大小、分布;3) 为保证围岩稳定, 应根据荷载的大小和分布, 设计临时支撑和永久衬砌作为承载结构, 并使结构受力合理;4) 尽管承载结构是按最不利组合荷载来设计的, 但施工时应尽量避免松弛的发展和坍塌的产生。
3 现代支护理论的力学原理以及理论要点
在现代支护理论中所涉及的力学有:岩体力学, 在岩体力学研究中, 视围岩为应力岩体, 分析计算应力—应变状态及变化过程, 并视支护为应力岩体的边界条件, 其控制围岩的应力—应变作用。检验作用的效果并使之优化, 同时, 通过建立的是“围岩—支护”力学体系, 以实际的应力—应变状态作为支护的设计状态。
在按该理论实施时, 应认真遵守以下要点:1) 围岩是主要承载部分, 故在施工中尽可能地保护围岩, 减少扰动;2) 初期支护和永久衬砌仅对围岩起约束作用, 应既允许围岩产生有限变形, 以后发挥其承载能力, 又阻止围岩变形过度而产生失稳, 故初期支护宜采用薄壁柔性结构;3) 围岩的应力—应变动态预示着它是否能进入稳定状态, 因此, 以监控量测作为手段掌握围岩动态进行施工监控和修正设计, 以便适时提供适当支护;4) 整体失稳通常是由局部破坏发展所致, 故支护结构应尽早封闭, 全面约束围岩, 尤其是围岩破碎软弱时, 应及时修仰拱, 使支护和围岩共同构成一个封闭的承载环, 有效的发挥岩体自身承载自稳能力。
4 传统支护理论与现代支护理论的差异
1) 在围岩和围岩压力的认识上:传统支护理论认为围岩压力是由洞室坍落的岩层松散体形成的, 支护只要承担这些松散压力, 就能维持围岩稳定, 这种认识对松散体是正确的, 对于结构性岩层相距甚远;而现代支护理论认为所有结构性岩层都具有一定的自稳能力, 围岩作用于支护上的压力, 在围岩没有丧失稳定之前, 是阻止围岩变形的变形压力, 围岩完全丧失稳定以后, 才转化为松散体压力, 这一点较为全面认识其力学机制已为围岩特征与支护特征线理论得到很好的描述。2) 在围岩和支护的相互关系上:传统支护理论把围岩与支护分开研究, 围岩当作荷载, 支护作为承载结构, 建立所谓荷载—结构体系。这种认识实质上是认为支护对控制围岩变形、松动、垮落无能为力, 虽然也有围岩抗力的概念, 但只是对支护的反力。而现代支护理论把围岩与支护视作不可分割的统一体, 二者组成“围岩—支护”体系共同参与工作, 支护结构不仅能承受所谓的“围岩荷载”, 同时, 也有助于维护围岩稳定, 支护在限制围岩变形的过程中具有某种主动性。3) 在建立计算简图上:传统支护理论与一般地面结构没有本质差别, 首先, 要确定作用于支护上的荷载, 然后按一般结构进行计算, 计算简图如图1a) 所示, 而现代支护理论在描述围岩与支护共同工作的计算简图如图1b) 所示, 作用的荷载是岩体地应力, 它由围岩与支护共同承担, 可以看出, 这样的计算简图, 只有在岩体开挖后瞬间把支护加上才有可能, 也只有锚喷支护才能采用这样的计算图, 因为锚喷支护是紧贴岩面的。
5结语
从上述分析可知:“松弛荷载理论”着重注意结果和对结果的处理;而“岩承理论”则更加注意过程和对过程的控制。因此, 两大理论体系在原理和方法上有各自的特点, 有不同的适用范围在隧道的设计和施工中, 当隧道围岩岩性较差, 岩体破碎时, 隧道的开挖和支护应以“松弛荷载理论”为依据并结合隧道的地质情况进行;当隧道围岩岩性较好, 岩体完整时, 隧道的开挖与支护应以“岩承理论”为依据并结合隧道的地质情况进行。随着现代数值模拟技术、实验技术的发展, 隧道支护理论的研究也必定会得到巨大的发展, 从而促进隧道开挖和支护技术的发展。
参考文献
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支护理论 篇4
关键词：煤矿开采,巷道支护,理论,技术
1.深部回采巷道支护理论研究现状
1.1锚杆支护理论
20世纪50年代, 太沙基 (K.Terzaghi) 和普氏提出了塌落拱理论, 它提出了巷道围岩具有自承能力, 打破了巷道支护一直考虑被动支撑思想的束缚。
新奥法 (New Austrian Tunnelling Method, NATM) 是奥地利L.V. Rabcewicz工程师在20世纪60年代, 提出的一套隧道设计与施工方法, 该方法认为应充分发挥围岩的自承能力, 将岩体视为承载体, 它改变了人们对巷道围岩控制的新的理念, 为锚杆支护技术的使用提供了理论依据。
悬吊支护理论是路易斯阿.帕内科 (LouisA.panek) 提出的, 其认为锚杆支护的作用是将围岩直接顶悬吊到上覆坚硬岩层上, 在预紧力作用下, 锚杆承担一定岩体的重量, 锚杆的锚固力应高于悬吊直接顶的重力。
减跨理论是说, 在稳定岩层内固定锚杆末端, 穿过薄层状顶板, 每一根锚杆就相当于一个铰支点, 以此把巷道顶板划分成了小跨, 使顶板挠度得到降低。
围岩强度强化理论是由侯朝炯、勾攀峰等提出的一种锚杆支护理论。提出锚网索与巷道围岩相作用组成锚固体, 锚杆可以改善锚固体的力学参数, 提高锚固体的强度, 使围岩强度, 特别是峰后强度和残余强度得到提高, 形成共同承载结构, 充分发挥巷道围岩的自承能力。
1.2 联合支护理论
联合支护理论是冯豫、陆家梁、郑雨天、朱效嘉等人共同提出的, 这种理论以新奥法为基础, 指出在巷道支护中不能只关注提高支护刚度, 需要做到柔让适度、稳定支护。
孙均、来效嘉、郑雨天等提出了锚喷-弧板巷道支护理论, 这一理论是对联合支护理论的发展。它指出对于巷道支护, 一味强调释放压力并不正确, 压力的释放在到达一定程度后需要刚性支撑, 坚决限制和控制围岩变形。
由方祖烈提出的主次承载区支护理论明确指出巷道开挖后在围岩中会形成所谓拉压区域。在围岩深部的压缩区域反映了围岩自承载能力, 这是保持巷道稳定的主承载区;张拉区域与主承载区域比, 只起辅助的作用。
关键部位耦合支护理论由孙晓明、何满潮等人提出, 该理论主张对于软岩巷道围岩因为塑性大变形而出现的变形不协调的部位, 采用支护的耦合让其变形协调, 以此来限制围岩发生有害变形损伤, 从而可以实现支护的一体化、荷载的均匀化, 也能达到巷道稳定目的。
2.深部回采巷道支护技术研究现状
2.1 锚杆支护技术研究现状
锚杆支护这种方式是锚固在围岩内的一种巷道支护方式, 不但给巷道围岩的表面施加了托销力, 还能给錨固岩体施加了锚固力, 提高岩体裂隙面的强度, 改善围岩应力状态, 起到加固围岩的作用。
早期的锚杆主要是缝管锚杆、用水泥卷作锚固剂的锚杆、端部锚固树脂锚杆等。这些锚杆支护强度与刚度低, 仅适应于浅部巷道围岩的支护。高强度錨杆支护技术的认可是从引进澳大利亚锚杆支护技术开始的。全长树脂锚固的高强度螺纹钢锚杆在许多的矿井巷道支护当中推广, 也有较好的支护效果。可是伴随着巷道埋深的增加, 地质条件更加复杂化还有强烈的采动的影响, 在深部和复杂困难巷道内, 高强度锚杆支护会使巷道围岩变形大, 并且支护构件的破坏相当严重, 支护效果也不好, 无法真正满足安全生产的要求。近年来又开发出高预应力、强力锚杆支护技术。更重视和强调了支护系统的刚度, 尤其强调了锚杆预应力的重要性, 所以大幅减少了巷道围岩变形与破坏, 巷道支护与安全状况发生了本质改变。
2.2 金属支架研究现状
由于锚杆支护在深部破碎顶板支护中存在很多局限性, 所以金属支架就在深部开采巷道支架中得到很大比例的使用。为了抵御高原岩应力, 金属支架逐渐向高强度、可缩性、机械化方向发展。
棚式金属支架在巷道中是最常用到的一种被动支护手段, 是通过被动的径向支力来直接作用到巷道围岩表面, 从而可以平衡围岩变形压力, 也能约束围岩变形。
U型可缩性钢支架是从德国最早发展起来。在型钢截面形状与尺寸方面几经改进和优化, 支架连接件也有了一系列的改进, 70年代以后形成了以新TH-58型钢系列为代表的相对完善的U型钢支架系列。
为了满足深部回采巷道变形量大, 棚式支护难以适应的情况下可缩量巷道支架应运而生。可缩量巷道支架采用油缸驱动、活动四边形结构作为主体结构来设计, 能够主动支撑巷道围岩, 改变了金属支架被动性能的特点, 但在井下安装费力费时, 并且稳定性较差, 对深部破碎顶板难于推广应用。
端头支护和超前支护合二为一的巷道支架由四根立柱, 挑梁、替柱装置, 片帮装置组成, 支架底座设有两根推移油缸, 与转载机互为支点, 可以向前自动推移。这种巷道支架可以主动支撑巷道围岩, 可以自行走, 解决了巷道支护拆卸费时费力的工序, 但也存在不足, 由于支架立柱布置方式, 影响了巷道的通风断面, 并且支架顶梁长度大于一个推移步距, 不可避免对巷道顶板造成反复支撑, 容易使破碎顶板冒顶。
2.3 联合支护技术研究现状
联合支护技术一开始只是各种支护体的简单叠加, 在联合支护理论研究不断深入的同时, 才逐渐从简单的支护方式叠加发展成为多种支护方式的联合、耦合, 在巷道工程实践中也慢慢有了较多的应用。目前在支护方式的选择方面, 联合支护技术主要是各种主动支护方式之间的联合, 比如锚杆-锚索、锚杆-锚注之类;在某些特殊场合也采用主被动方式的联合, 比如岩体-锚杆 (索) 、金属支架-锚杆 (索) 、金属支架-锚注这些尝试。
3.研究现状评述
(1) 深部巷道支护与围岩关系不明确
解决深部开采条件下如何进行巷道支护的问题, 弄清楚深部巷道的变形特征和矿压控制原理是不可避免的问题。深部回采巷道在高原岩应力作用下, 巷道围岩在不同阶段出现弹性区、塑性区和破碎区。而在不同的阶段和不同支护阻力作用下, 它们的变化情况又比较复杂, 因此必须采取分阶段, 按巷道围岩的状态进行有效的支护, 如对于破碎区来说, 可以采取锚杆加固、锚喷加固等方式, 但对于塑性变形, 则必须采取高支护强度和刚度大的巷道支架进行控制。
(2) 对巷道支护技术研究程度不够
随着煤炭产量的增加和煤矿机械化水平的提高, 综采工作面的装备水平也得到了很大程度的提高, 但巷道支护技术水平还保持在一个低的水平状态。现在浅部开采逐渐向深部开采发展, 而巷道支护形式还保持在锚杆、锚索、金属支架、金属可缩性支架、锚喷等。虽然提出了联合支护和耦合支护技术, 由于单一支护的固有特点, 往往联合支护方式只是单一支护的简单组合, 实际在支护过程中, 往往出现若一种支护形式失效, 联合支护系统就全部失效的状况。对于回采巷道支护, 由于其服务期限短, 又要经历掘进和回采两个过程, 支护技术研究的就更少, 因此必须寻求新的支护技术来满足深部巷道开采的需要。
参考文献
[1]陈炎光, 陆士良.中国煤矿巷道围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1995.
[2]韩瑞庚.地下工程新奥法[M].北京:科学出版社, 1987.
[3]柏建彪, 侯朝炯.深部巷道围岩控制原理与应用研究[J].中国矿业大学学报, 2006, 35 (2) :145-148.
支护理论 篇5
本文以唐安矿3405孤岛工作面为工程研究对象,采用ZBL-U510型非金属超声检测仪,运用超声波测孔法进行围岩松动圈测试,依据围岩松动圈理论、现场测试结果和FLAC-3D模拟,得到了3405孤岛工作面围岩松动圈的厚度和分布范围,同时基于围岩松动圈支护理论,对3405孤岛工作面顺槽进行了支护方案设计,为工作面的正常回采提供了良好的前期准备,为此展开了围岩松动圈的测试研究。
1 工程概况
唐安矿3405工作面位于七五二水平四盘区,南面为四盘区专用回风大巷、轨道运输大巷和皮带运输大巷,北面为实体煤,东面为3406工作面(2007年7月至2008年8月已采),西面为3404工作面(2006年5月至2007年6月已采),3405工作面和已采的2个工作面中间各留有20 m保安煤柱。3405工作面运输顺槽长度为1 541 m,工作面长度为176 m,地面标高+988 m~+1 077 m,井下标高+695 m~+725 m,3405工作面地表为丘陵地带,且被黄土覆盖,无任何建筑物。开采3号煤层为无烟煤,煤层厚度为5.8 m,煤层层理明显,节理、裂隙较发育,煤质较好。煤层倾角0°~5°,大致呈南北走向,东高西低,普氏硬度F=3,容重为1.45t/m3。水文地质条件简单,无水害。工作面采用综放开采,3405工作面煤层顶底板情况见表1。
2 围岩松动圈理论
在巷道开挖前,岩体处于稳定的原岩应力状态,即三向应力平衡状态,巷道开挖后破坏了围岩原有的三向应力平衡状态,使应力重新分布:a)切向应力σt增加,并产生应力集中,应力集中系数一般均大于2;b)径向应力σr降低,巷道周边处应力达到零,围岩强度明显下降;c)围岩受力状态由三向变成近似两向,岩石强度下降。如果集中应力值小于或等于下降后的岩石强度,围岩将处于弹塑性状态,围岩可自稳,不存在巷道支护问题。相反地,如果集中应力值大于下降后的岩石强度,巷道周边围岩将首先破坏,并逐渐向深部扩展,直至达到另一新的三向应力平衡状态为止,此时围岩中出现一个破裂带,这种由应力重新分布使裂隙从周边向深部发展所产生的破裂区称作围岩松动圈[1]。围岩松动圈是巷道围岩达到稳定后固有的物理状态,研究表明,裂隙范围的大小是二次应力与岩体自身强度相互作用的结果,围岩松动圈是围岩应力和围岩强度的函数,反映了巷道的稳定程度,巷道支护的对象是松动圈围岩的自重和深部围岩的部分弹塑性变形及松动围岩的碎胀变形[2]。
3 围岩松动圈测试
3.1 测试原理
松动圈的存在是巷道围岩的固有特性,巷道开挖后,围岩应力将重新分布处于3个应力区:即应力集中区、原岩应力区和应力降低区。巷道、硐室围岩出现的应力降低区也就是围岩松动范围或称围岩松动圈。目前,围岩松动圈的测试主要利用波在介质中的传播特性来进行的,声波探测具有性能可靠、测试方便、价格低廉等特点,应用较广。岩体声波探测原理是利用声波作为信息载体测量声波在岩体内传播的波速、振幅、频率、相位等特征,来研究岩体的物理力学性质、构造特征及应力状态的方法。
3.2 松动圈测试地点及钻孔布置
在进行围岩松动圈测试时,要合理布置测试断面或测点,以保证测试数据的精确,使测试结果与实际相符。
a)测点位置选择。由于松动圈的形成最长需要1个月~3个月,短则只需要3 d~7 d。3405运输巷和回风巷的松动圈已形成较稳定的状态。测试使用ZBL-U510非金属超声检测仪,该仪器不仅携带方便,且是安全火花型,适于井下使用,但该仪器抗外界干扰能力较差,而在震动较小的安静巷道中测试效果较好,所以测点位置选择在3405工作面的运输巷和回风巷中进行;
b)测孔布置。基于现场条件,该测试在回风和运输巷中各布置3个测站,每站均布置2对测孔,分别在巷道的两帮位置。由于煤帮相对岩巷比较软,测量钻孔采用煤电钻打孔。钻孔方位基本与巷道垂直,帮上钻孔因堵水原因向下倾斜4°~7°,钻头直径43 mm,2个钻孔间距为300 mm,孔深约3 m。顺槽松动圈钻孔及测点布置,在测试前钻孔中注满水,确保水耦合的严密性,以便减小测量数据的误差。
3.3 测试结果与分析
3.3.1 测试结果
依据3405工作面轨道和回风顺槽松动圈测试数据,通过对3405孤岛工作面轨道和回风顺槽的6个探测断面进行松动圈超声波探测分析,得到了各个断面的松动圈大小,3405工作面轨道和回风顺槽松动圈实测结果见表2。
米
3.3.2 测试数据分析
对回风巷和进风巷各测点的测试结果进行分析,得到松动圈范围1.8 m~2.1 m。根据围岩松动圈支护分类,可知该巷未受采动影响时属于不稳定围岩,其支护机理及方法是锚杆组合拱理论,用锚杆加金属网加锚索支护,不适合用刚性支护。同时发现各个测点测得岩体声波速度随孔深的变化都表现出这样一种趋势:在孔口处,波速较低,随着孔的深度增加,波速先增加后稍有降低,并到一定的深度,波速渐趋稳定。这表明靠近孔口处的围岩受到开挖影响较大,而远离孔口的岩石受其影响较小,到了一定深度后,岩石几乎不受到影响,声速变化渐趋平稳。
4 孤岛工作面支护设计及其支护效果检测
4.1 对孤岛工作面的支护进行设计
在大松动圈围岩中,大于1.5 m时要采用组合拱理论,设计支护参数,按组合拱理论,在锚杆群中,在锚杆起作用的长度内形成一个对岩层的抗压带在抗压带内的岩石都要受锚杆的制约,这个锚杆与岩石共同作用的拱型带,称为组合拱,在巷宽4.2 m时,用如下支护参数组[3]。
a)合拱厚度。
式(1)中,H为围岩松动圈厚度,取2.1 m;a为锚杆间距,m;
b)锚杆间排距选用。
c)锚杆长度。
d)喷射混凝土支护要配合金属网喷射混凝土支护,喷射混凝土采用二次喷厚的办法,终厚为130 mm。
锚杆长度:
式(4)中,d2为岩石节理间距,d2=0.6 m。L=2.2 m。
根据围岩松动圈支护理论对巷道进行锚杆支护参数设计。经用计算公式算得锚杆支护参数,再按照悬吊理论进行修正,同时针对孤岛工作面矿山压力大,采用高强度锚杆,树脂锚固剂,加长锚固锚杆支护系统,并进行锚索补强的支护方式管理顶板。其中锚杆采用Φ20 mm,长度为2 200 mm的螺纹钢锚杆,金属网规格为Φ12 mm、25 mm×50 mm铅丝网,锚杆托盘采用150 mm×150 mm×10 mm的穹型托盘,锚索采用Φ17.8 mm的7股钢绞线,长度为7 200 mm。锚索托盘采用300 mm×300 mm×16 mm的穹型托盘。
4.2 支护效果检测
兰花集团唐安煤矿3405工作面为孤岛工作面,巷道设计断面2.9 m×4.2 m,为煤层巷道,强度低,节理、裂隙较发育,底板松软,支柱钻底现象比较明显,加上工作面采煤采用综放开采,巷道受采动影响底鼓和片帮严重,底鼓量达到1 m,两帮片帮量达到了1.5 m,巷道变形破坏严重,严重影响工作面的正常安全生产。
5 结语
本次运用围岩松动圈理论对唐安矿3405孤岛工作面进行的支护设计,支护效果显著,实践证明围岩松动圈支护理论能优化支护参数,有效地指导施工,能为选择合理的巷道支护方案和支护参数提供依据,取得了较好的经济效益,对类似孤岛工作面巷道支护有一定的推广应用前景。
参考文献
[1]倪绍虎,肖明.基于围岩松动圈的地下工程参数场位移反分析[J].岩石力学与工程学报,2009,28(7):1439-1446.
[2]何满潮,袁和生,靖洪文,等.中国煤矿锚杆支护理论与实践[M].北京:科学出版社,2004.
支护理论 篇6
弹性抗力法中“m”法的公式经推导、求解后可得到如下解答[1]:
其中, 位移y、剪力H、地基反力σy的方向与y轴正方向一致时为正, 桩的右侧纤维受拉时M为正, 反之为负。φ0当逆时针方向时为负, 顺时针方向为正。
弹性抗力法引入横向抗力的概念, 只是考虑了土体位移的影响, 而对于结构上的一个重要荷载——土压力, 它仍采用的是经典的土压力计算方法。
将位移引入土压力计算之中对土压力计算进行改进的研究很多, 但是将位移—土压力理论进一步引入到位移计算中的却比较少见。
将位移土压力引入变形计算中, 主要涉及到两个问题:1) 土压力的分布问题;2) 计算过程中用到的位移值 (s) 的选取问题。鉴于此, 本文在后面的章节内对位移土压力的分布做了适当简化。
在将位移引入土压力理论, 单纯对土压力的分布和大小进行研究的过程中, 公式中的位移值s采用的是实测值, 是对位移土压力理论进行反分析和验证的。然而本文要将位移土压力理论用于变形预测计算中的话, 显然是没有实测值可用的, 需要借助其他的手段, 本文就是借助数值模拟软件FLAC的计算结果[2], 计算出位移土压力, 然后再结合“m”法对支护结构的变形进行计算的。
2 位移土压力理论
经典土压力计算理论是在土体处于极限平衡状态条件下推导出来的, 而实际工程很难允许支护结构产生达到极限状态那么大的位移, 事实上非极限状态下土压力及其分布形状不仅与土质有关, 且在相当程度上取决于支护结构的变形情况。目前, 基坑支护设计中土压力的计算都不能反映土压力受变形 (位移) 的影响, 计算结果与工程实测值也相去甚远[3]。
前人在大量的试验以及实测资料的研究基础上, 得出了位移—土压力理论的计算模型[4,5,6]如下:
其中, c为土的粘聚力, kPa;φ为土的内摩擦角, (°) ;φ′为土的有效内摩擦角, (°) ;φ0为修正后的内摩擦角, (°) ;sacr为达到主动土压力时的位移量;γ为土的重度;h为计算点离地面的高度;s为实际发生的挡土墙位移量;p为位移量所对应的土压力;η为修正系数, 当s<0, 计算值为主动土压力时, η=1;当s>0, 计算值为被动土压力时, η取经验值。
3 引入位移土压力理论进行变形计算
3.1 计算步骤
第一步, 由于基坑工程的开挖及支护都是分步进行的, 因此首先要对拟计算的工程实例的计算工况进行划分, 确定每一步的计算深度, 并且对计算模型进行数学及力学简化, 包括结构的简化, 支座的简化, 荷载分布的简化等。第二步, 支护结构以及土体相关参数的计算, 如:截面积, 截面惯性矩, 各种支护结构的材料刚度等。第三步, 确定支护结构上所受的荷载, 包括作用在支护结构上的位移土压力的计算, 坑边堆载产生的横向荷载, 锚拉系统所产生的拉力等。第四步, 根据计算工况, 分别确定出作用在支护结构上的各种荷载的大小和分布情况。第五步, 结合“m”法以及结构力学的方法计算出支护结构上任意截面处的内力和变形。
3.2 工程实例
某工程基坑周长约262 m, 基坑深度约9.0 m。基坑重要性等级为一级。基坑北侧为4层办公楼, 人工挖孔桩基础, 距离基坑很近, 对基坑支护影响较大。基坑西侧为2层建筑, 待拆除, 拆除后为路面, 对基坑有影响。基坑南侧距离基坑边1.0 m左右为2层建筑, 砖结构, 天然地基, 对基坑变形要求很高。基坑东南侧为在建的钢结构, 对基坑工程影响较小, 计算依据的参数如表1所示。
本文选取该工程中的一侧剖面进行计算, 具体支护方案如下:
计算剖面采用桩锚、土钉墙复合支护的方法, 剖面图如图1所示。基坑上部4 m, 以1∶0.1的放坡比近直立开挖, 分别在-1.5 m和-3.0 m处设两道土钉, 土钉长分别为8.0 m和9.0 m, 采用Ⅱ级Φ20的钢筋;桩采用直径400 mm的微型桩, 桩心距800 mm, 长度9.0 m。混凝土强度为C25, 分别在-4.3 m和-6.3 m设两道预应力锚杆, 长度分别为11.0 m和12.0 m, 用工字钢做腰梁, 预加力分别为13 t和15 t, 采用Ⅱ级Φ25钢筋, 第一层锚杆刚度为16 000 kN·m2, 第二层锚杆刚度为20 000 kN·m2。
3.3 计算简化
考虑到土压力作为水平荷载主要作用在桩上, 所以笔者主要取桩作为计算的对象。
1) 首先考虑将位移土压力理论与结构力学相结合, 对计算对象进行模型简化, 将运用位移土压力理论计算出的土压力的合力作为集中力加在桩上, 然后运用结构力学中求解结构各截面的内力, 再运用弹性抗力法的有关公式计算出桩顶的水平位移。
取桩锚支护的那一段进行简化, 桩与基坑底的接触点可简化为固定刚支座, 打锚杆的位置, 锚杆的拉力分别作为一个水平力加上去, 上部放坡开挖的土体简化为附加的均布荷载, 作用于坑边, 桩上作用土压力。
2) 将引入位移土压力理论的变形计算方法用于变形的预测, 即在位移土压力公式中所用的参数s乃是实测出来的数据, 笔者先是考虑用待定的位移s′来代替式 (2) 中的实测值s和式 (1) 中所要求的支护结构上的位移, 再将式 (2) 土压力的表达式代入式 (1) 组成一个方程, 利用数学推导的方法, 将s′作为未知数来求解。但是很明显, 式 (2) 中的s是以分母上的幂指数形式出现的, 这样将式 (2) 代入式 (1) 组成一个方程后, 无法将s′单独提取出来, 用一个不含s′的表达式表达出来。所以, 将位移土压力公式引入支护结构的变形计算, 首先需要给s赋一个初值。
3) 关于给s赋初值的问题, 本文应用大型数值模拟软件——FLAC3D (三维连续介质快速拉格朗日分析) 对该工程的开挖过程进行动态模拟, 利用FLAC计算所得到的位移值来给s赋值。
4) 由于式 (1) 中的土压力是关于s, h两个变量的函数, 而s与h之间也没有合适的数学模型来表示二者之间的关系, 因此, 位移土压力公式中土压力的函数曲线是一个不规则的曲线, 土压力的分布图也是不规则的图形, 这就导致我们无法获得土压力合力作用的位置, 从而无法进行下一步的计算。根据FLAC计算中支护结构水平位移云图的规律显示, 在竖直方向上一定的深度范围内, 支护结构上的水平位移是处于同一范围内的[2], 同时本文实例中不同土性的土层厚度也不是很厚, 基于这些情况, 本文按照经典土压力的分布方式来对位移土压力的分布方式进行简化, 从而确定出位移土压力理论中土压力合力的作用点。
解决了上述问题, 接下来就可以根据“m”法的计算方法计算出桩顶的水平位移和转角。计算的工况为:第一步先开挖至第一层锚杆下0.7 m处, 第二步开挖到第二层锚杆下0.7 m处, 最后开挖到坑底。
计算结果如表2所示。
4 结语
1) 通过将本文的计算结果与实测数据曲线对比来看, 基坑的变形规律是基本一致的, 而且计算结果与实测结果也比较接近。
2) 对于较浅 (<5 m) 的基坑, 运用位移土压力理论计算变形效果不是很明显, 而对于大于5 m的基坑来说, 支护结构的变形对于土压力的变化就会变得非常敏感, 引入位移土压力理论进行基坑的变形计算还是有一定的意义的。
摘要：介绍了位移土压力理论, 给出了引入位移土压力理论的支护结构变形计算, 并结合具体工程实例进行了说明, 指出对于小于5 m的基坑, 运用位移土压力理论计算变形效果不明显, 对于大于5 m的基坑支护结构的变形对土压力的变化会非常敏感。
关键词：位移土压力,支护结构,变形计算
参考文献
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支护理论 篇7
1工程概况
平煤股份八矿己15-13330工作面位于己三扩大采区东翼下部, 西起采区上山, 东至9勘探线东200 m处, 南邻回采完毕的己16-17-13310工作面, 北部尚未开发。该工作面切眼标高-460～-500 m, 对应地面标高+74～+76 m, 埋深534～576 m。己15煤层为突出煤层, 平均煤厚3.2 m。煤层直接顶为砂质泥岩, 厚7 m, 中间夹有1层煤线;基本顶为浅灰色中粒砂岩;直接底为厚2～6 m的砂质泥岩。煤岩层综合柱状如图1所示。
在煤层顶板10 m处内错运输巷中对中15 m、内错切眼中对中20 m的位置布置高位巷, 采取穿层预裂爆破区域治理瓦斯。受运输巷高位巷布置影响, 运输巷顶板下沉量较大, 部分W钢带压裂, 且顶板水通过穿层钻孔向运输巷渗透, 造成顶板淋水, 加剧了巷道的变形。切眼地质条件与运输巷相似, 且最大断面为6.4 m×3.0 m。
2巷道变形原因分析
运输巷高位巷内错运输巷中对中15 m布置, 且高位巷超前煤巷200 m以上施工。煤巷顶板主要岩层为砂质泥岩, 承载力较低。高位巷的施工使采场原岩发生了应力变化, 区域瓦斯治理施工的穿层钻孔及预裂爆破措施的执行使煤巷周围应力再次发生变化。煤巷施工时, 应力进一步重新分布。即煤巷经历“原岩应力→应力升高→应力降低→应力恢复”的过程, 从而导致煤巷煤体破碎、顶板产生一定的裂隙。文章表述的切眼埋深最大576 m, 受自重应力影响较大, 垂直应力达到14.4 MPa, 切眼在高围压状态下易失稳。
3支护控制技术
锚杆支护锚固系统是充分利用围岩的自承能力将载荷体转变为承载体, 利用锚杆对围岩提供轴向和横向的支护阻力, 托盘、梯子梁 (钢带) 、金属网、锚固剂等共同作用提供支护反力, 阻止岩层移动;通过锚索调动深部稳定岩体的自承能力, 形成支护系统的统一体。各个支护体相互协同作用, 缺一不可。
通过“六位一体”锚固系统共同作用, 从而改善巷道维护状况, 减少巷道变形量, 使其整体效果达到安全、稳定、高效的要求。当发现锚固系统单个支护体失效时, 必须及时进行补强支护, 更改支护设计参数, 避免锚固系统被围岩应力逐个击破。锚固系统失效是造成顶板大面积下沉及冒顶事故的主要原因[1]。
3.1极限平衡区计算
根据极限平衡理论, 巷道开挖后, 极限平衡区半径Rp为[2]:
Rp =R0undefinedλ (1)
式中, γ为上覆岩层容重;H为巷道埋深;C为岩石的黏结力;φ为岩石的内摩擦角;λ为侧压系数;R0为巷道当量半径。
R0 =Krundefined1/2 (2)
式中, Kr为巷道断面修正系数, 取1.2;S为巷道断面积。
巷道顶板为砂质泥岩, 各参数选取:γ=25 kN/m3;H=576 m;C=140 MPa;λ=0.4;φ=45°;S=19.2 m2;R0=2.967 m。则Rp=4.79 m。
巷道顶压qd为:
qd=nr (Rp-h) (3)
式中, nr为岩石垂直压力常数, 40 kPa/m;h为巷道外接圆圆心到顶板的距离, 1.39 m。
将数据代入 (3) 式, 计算得顶压qd=136 kPa。
两帮极限平衡区宽度x0为[3]:
undefinedundefined (4)
式中, m为煤层开采厚度;K为应力集中系数, 取2;P为帮锚杆支护强度;其余参数同式 (1) 。
各参数选取:m=3.2 m;γ=25 kN/m3;H=576 m;C=140 MPa;k=2;φ=45°;λ=0.4;P=60 kPa。
将数据代入式 (4) 计算得x0=1.41 m。
由计算结果可以看出, 巷道顶板围岩稳定范围在4.8 m以外, 巷道两帮煤体的有效稳定范围在1.5 m以外, 通过锚杆、锚索配合支护超出极限平衡区以外才能对围岩进行有效控制。同理, 两帮锚杆长度只有大于1.5 m才能对两帮煤体起到控制作用。
3.2支护参数计算
(1) 锚杆长度。
L=L1+L2+L3 (5)
式中, L1为锚杆外露长度;L3为锚固端长度;L2为组合梁自撑厚度。
undefinedundefined (6)
式中, K1为与施工方法有关的安全系数, 2～6, 取4;p为组合梁自重均布载荷, 2 MPa;ψ为与组合梁层数有关的系数;B为巷道跨度;σ1为最上一层岩层抗拉强度;σx为原岩水平应力, σx=λrH, σx=5.76 MPa。
各参数选取L1=0.1 m;L3=1.23 m;B=6.4 m;K1=4;p=2 MPa;ψ=0.7;σ1=6 MPa;σx=5.76 MPa。
将数据代入式 (5) , 计算得L=1.98 m。
(2) 锚杆间距。
以上所选锚杆长度, 还需验算组合梁各层间不发生相对滑动, 并保证最下面一层岩层的稳定性。
a≤1.63m1undefined1/2 (7)
式中, m1为最下面一层岩层的厚度, 3 m;η1为最下一层岩层的抗拉强度折减系数, 0.8;σ为最下一层岩层的抗拉强度, 1.6 MPa;K1为安全系数, 取8～10;Kp为动压巷道围岩载荷增大系数, 取2;γ为最下面一层岩层的容重, 25 kN/m3。
代入数据计算结果为1.42 m。
(3) 锚索长度。
L′=La+Lb+Lc+Ld (8)
式中, L′为锚索总长度;Lb为需要悬吊的不稳定岩层厚度, 3 m;Lc为上托盘及锚具的厚度, 0.1 m;Ld为需要外露的张拉长度, 0.2 m;La为锚索深入到较稳定岩层的锚固长度, La≥0.25Kd1fa/fc (其中, K为安全系数, 取2;d1为锚索钢绞线直径, 17.8 mm;fa为钢绞线抗拉强度, 1 840 N/mm2;fc为锚索与锚固剂的粘合强度, 取10 N/mm2) , 则La≥1.64 m。
将数据代入式 (8) , 计算得L′=4.94 m。
(4) 锚索间、排距。
顶板冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑, 取垂直方向力的平衡, 用式 (9) 计算锚索间、排距。
undefined
式中, B为巷道最大冒落宽度, 6.4 m;h为冒落高度, 按最大冒落高度, 3 m;γ为岩体容重, 25 kN/m3;a为锚杆排距, 0.7 m;Q为锚杆锚固力105 kN;Qm为锚索极限承载力, 353 kN;θ为锚杆与巷道顶板夹角, 90°;n为锚索排数, 取2。
把上述参数代入式 (9) , 计算得D=3.7 m。
(5) 锚索实际锚固长度。
设计选用6卷Z2335树脂药卷用于锚索锚固, 则实际锚固长度为
undefined
式中, L为药卷长度, 2.1 m;R、R1、R2分别为钻孔、药卷、锚索半径, 0.014, 0.011 5, 0.008 9 m。
代入数据计算得, 实际锚固长度为2.378 m。
按计算结果分析, 结合工程类比法确定支护方案。顶板支护为锚网梁索, 采用Ø20 mm×2 400 mm左旋高强锚杆, Ø17.8 mm×8 300 mm预应力锚索, Ø16 m钢筋梯子梁, Ø4 mm金属网, 网格40 mm×40 mm;两帮采用Ø20 mm×2 000 mm等强锚杆。锚杆、锚索排距700 mm。切眼支护布置平、剖面如图2所示。
由于大切眼断面宽×高=6.4 m×3.0 m, 考虑先施工小断面切眼, 然后扩大至设计断面。小断面切眼规格宽×高=4.2 m×3.0 m, 支护为锚网梁索, 间排距670 mm×700 mm;锚索配合L=2.4 m的29U型钢托梁成对布置, 间排距2 000 mm×700 mm, 与锚杆错排布置。扩切眼采用向采空区一侧扩大至设计断面。扩大部分顶板锚杆间排距800 mm×700 mm;顶板每排补打1根锚索。顶板每根锚杆采用3卷Z2335树脂药卷加长锚固, 每根锚索采用6卷Z2335树脂药卷锚固, 两帮每根锚杆采用2卷Z2335树脂药卷锚固。在切眼通道内打牢圆木中柱, 并采取防倒滑措施, 圆木小头直径不小于180 mm, 长度不小于3 200 mm。
4支护效果
小切眼初期施工的20 m未施工锚索及托梁段顶板下沉较大, 采取锚索紧跟工作面措施后至巷道施工完毕, 历时3个多月。目前, 巷道顶板下沉、两帮的变形得到了有效控制, 托梁未出现较大的弯曲变形, 巷道顶帮锚杆支护状况良好, 也未出现锚杆被拉断的现象, 满足了支架的正常安装。
5结语
通过对巷道变形原因分析, 得出高位巷的开挖扰动及穿层钻孔的施工是造成被掩护煤巷顶板下沉及两帮位移的主要原因。采用极限平衡理论确定了巷道周围煤岩体范围, 选定了合理的支护参数。现场应用表明, 高强度锚杆强力锚索配合29U型钢托梁使用效果较好, 巷道能够满足液压支架的安装要求。
摘要：突出煤层煤巷掘进在高位巷采取区域瓦斯治理措施后巷道变形仍然较大。在认真分析平煤股份八矿己15-13330运输巷变形情况的基础上, 得出高位巷的穿层钻孔及预裂爆破施工是导致巷道变形的主要原因。利用极限平衡理论提出采用锚网索+29U型钢托梁对大断面切眼进行支护, 从而控制了巷道顶板下沉以及两帮的变形, 现场应用效果良好。
关键词：大断面巷道,极限平衡,支护技术
参考文献
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