围岩条件（精选7篇）
围岩条件 篇1
新奥法施工的隧道设计的基本思想是隧道开挖后,围岩松驰,围岩应力减小,围岩应力部分传递给隧道支护结构;随着围岩进一步松驰,隧道支护结构受到围岩压力增加,直到围岩和支护结构的变形相等,两者一起达到变形稳定[1,2]。只要知道支护结构安装距隧道开挖面的距离(如图1中A点),就可以从隧道拱顶沉降(LDP)曲线上B点得到支护结构安装时初始位移u0,由此可以得到支护特性曲线在图1中的初始位置(C点),以及支护特性曲线与围岩位移曲线的交点D的具体位置,由D点可以算出支护结构承担的围岩压力和产生的变形和支护结构的安全性状。支护结构的刚度和围岩收敛(GRC)曲线共同决定了D点的位置。为了充分发挥围岩的自稳能力,通常允许围岩产生部分塑性变形,所以,从支护结构经济角度讲,D点在GRC曲线上的位置应在弹塑性变形分界点E的右侧。可见隧道围岩拱顶沉降和塑性压力对隧道围岩稳定性和支护结构经济合理性都是至关重要的。本文采用FLAC3D计算围岩拱顶沉降和塑性压力随埋深和围岩等级的变化特性,指导不同埋深、不同类型围岩的隧道设计和施工。
1 计算模型
FLAC3D计算过程中首先将求解域划分成若干网格,然后用差分方程近似表示网格节点上的微分方程。FLAC3D每计算一步结束后,都进行一次坐标更新,将位移增量累计到坐标系中,因此,网格和其所代表的材料都发生移动和变形。围岩应变的增量形式表示为:
采用FLAC3D有限差分软件对隧道开挖支护进行模拟计算。模拟范围取3~5倍洞径,隧道直径为7 m,隧道埋深分别为30 m、100 m、200 m、300 m、400 m和500 m。模型上下边界分别离隧道边缘30 m和35 m,左右边界离隧道边缘40 m,模拟隧道开挖长度为60 m。考虑到精度要求和计算时间的限制,单元划分按照从模型外边界到隧道逐渐加密的原则,数值模型全断面形状如图2所示。
模型计算单元采用6面体,共划分为39 000个单元和41 236个节点。模型顶部为应力边界条件,根据埋深等因素确定边界应力,施加不同的均布荷载,其余边界为单向约束位移边界条件。围岩的初始应力场分为竖向应力场和水平应力场,竖向应力等于上覆岩体的自重应力,水平应力等于竖向应力与初始侧压力系数的乘积。初始侧压系数的计算公式为[3]:
式中:H为隧道埋深;K为初始侧压力系数。
隧道开挖之前,由程序根据岩体参数计算初始地应力,初始地应力对应的位移必须清零。针对II~V级围岩进行分析,围岩参数列于表1中[4]。
2 计算结果
2.1 隧道拱顶纵向沉降
图3为II~V级围岩在300 m埋深情况下开挖后的总位移情况,可以看出,V级围岩已经发生严重的坍塌现象。
图4是不同埋深隧道开挖引起围岩拱顶沉降。从图4可以看出,伴随撑子面的推进,围岩变形都要经历从急剧发展到趋于缓和,最终达到稳定状态。图4中的曲线又称为围岩纵向沉降曲线(LDP),为预报围岩破坏提供动态信息,是确定初始支护结构实施时间和优化施工流程的理论依据。
图5表示了II~IV级围岩拱顶沉降随埋深的变化规律。对于岩性较好的II级围岩,无论是开挖面处收敛值还是最终收敛值随埋深基本呈线性增加,表明围岩变形以弹性变形为主,拱顶位移较小,围岩自稳能力很好;III级围岩开挖面处拱顶沉降与隧道埋深保持线性关系,最终拱顶沉降与隧道埋深出现明显非线性增加关系,表明围岩变形开始向塑性方向发展,拱顶收敛值较II级时有较大增长;IV级围岩最终拱顶沉降与隧道埋深的关系均出现突出的非线性增加关系,曲线呈下凸形状,类似于指数函数关系。V级围岩隧道拱顶沉降随埋深呈非线性快速增加,埋深200 m的隧道围岩拱顶沉降达到2 000 mm以上,埋深300 m以上的隧道在无支护的情况下,拱顶沉降不收敛,隧道不稳定。埋深越大,收敛值发展速度越快,围岩拱顶收敛值很大,塑性变形比较厉害。
图6绘制了各级围岩隧道开挖面拱顶沉降收敛比随埋深的变化规律,开挖面收敛比定义为开挖面的拱顶沉降与拱顶最大沉降之比。不同级别围岩,开挖面收敛比随埋深变化规律差别很大。II级围岩500 m埋深范围内收敛比控制在25%~28%,收敛比随埋深增加基本呈线性下降趋势,拱顶最大位移不超过11 mm,围岩自稳能力较好;III级围岩开挖面处收敛比发展趋势与II级围岩类似,但是收敛比例明显低于对应的II级围岩,埋深超过200 m后,开挖面收敛比例便不足25%,500 m埋深时,拱顶最大位移超过45 mm,开挖后拱顶部位变形比较厉害;IV级围岩在埋深100~200 m部分,开挖面收敛比急剧下降,埋深超过200 m后,收敛比已不足20%,500 m埋深时收敛比接近15%,说明围岩开挖变形程度很大,洞周围岩自稳能力急剧减小,塑性区迅速向深部发展,可能形成大范围的松动破坏区域。V级围岩埋深超过30 m时,开挖后围岩变形急速发展,后续变形相当严重,基本没有自稳能力。
2.2 围岩塑性压力
采用考虑应变软化的弹塑性本构,以MohrCoulomb破坏准则为破坏依据。在围岩进入塑性状态后,岩体强度(c和φ)减小,围岩塑性区范围扩大。假设围岩为理想弹塑性材料,当支护抗力等于围岩初始地应力时,围岩收敛值为零。随着支护抗力减小,围岩收敛值逐步变大,开始阶段,围岩处于弹性状态,支护抗力与围岩收敛值成线性关系;进入塑性状态后,随着塑性区扩大,收敛值发展速度加快。根据上述围岩变形特点,从初始应力开始,采用荷载间距逐步减小的形式设置支护力,利用FLAC3D计算不同支护抗力下的围岩拱顶收敛值,围岩达到塑性屈服的支护压力即为塑性压力。支护压力与拱顶沉降的关系称为围岩收敛曲线(GRC),图7绘制了不同埋深II~V级围岩收敛曲线,从图7可以看出,围岩收敛曲线随围岩级别不同和埋深不同呈现出很大差异。围岩级别越高、埋深越浅,岩体塑性变形量越小。II级围岩在埋深500 m之内塑性变形量很小,围岩基本能够自稳,可根据实际情况采取一些措施保障安全度即可。III级、IV级围岩在埋深超过300 m时,塑性变形明显,收敛值明显增大,尤其IV级围岩,围岩最大收敛值达200 mm,必须及时施作支护防止围岩松动,以保证围岩的稳定。V级围岩有明显的松动破坏特征,在埋深较浅的情况下,围岩已经开始出现很大的松动区,开挖前必须使用超前支护加强前方岩体强度和刚度。
图8绘制了II~V级围岩塑性压力随埋深变化情况。图中可看出,各级围岩塑性变形压力基本都随埋深增加而增大,两者基本成线性关系;同一埋深下,从II级到V级围岩,围岩塑性变形压力逐渐变大,说明岩体越弱,对应的塑性变形压力越大。支护结构支护力的大小与塑性变形压力密切相关,要根据塑性变形压力的大小,确定合理的支护抗力。
圆形隧道围岩处于弹性状态所需的最小支护抗力的理论表达式为:
式中:pi为所求的最小支护抗力,p0为围岩初始应力,φ为围岩内摩擦角。
由式(2)计算得到的塑性压力与数值计算结果比较如图9所示,圆形断面隧道围岩的塑性压力理论计算结果与数值计算结果基本一致,但浅埋围岩塑性压力理论计算结果略小于数值模拟结果,深埋围岩塑性压力理论计算结果大于数值模拟结果。曲墙式断面隧道围岩的塑性压力理论计算结果与数值计算结果有差异,原因是理论公式是基于圆形断面提出的,与曲墙式隧道数值计算条件有差距。
2.3 围岩应力分析
图10是II~V级围岩应力集中系数(最大主应力与围岩初始应力比)σ1/σ0随埋深的变化情况,应力集中系数σ1/σ0随着深度增加而增加,表明围岩应力集中速度没有应力随深度增加速度快。从图10中可以看出,随着围岩埋深增加,σ1/σ0值呈递减趋势;相同埋深条件下,围岩级别越高即岩性越好,σ1/σ0值越大。II级围岩在500 m埋深的σ1/σ0值都在2.2之上;200~500 m埋深的III级围岩的σ1/σ0值在2.0左右,相比同等条件下的II级围岩有一定幅度减小;IV级围岩埋深超过100 m后,σ1/σ0值小于2.0。围岩岩性越好,围岩抗压强度越大,围岩应力集中系数越高,岩爆的可能性越大。
根据《工程岩体分级标准》[5],岩爆判据可以采用σc/σ1表示,σc为岩石单轴抗压强度,σ1为围岩最大主应力。岩石单轴抗压强度可以由粘聚力和内摩擦角计算得到,即
图11表示了最大主应力与岩石抗压强度(σc/σ1)的比值随埋深的变化情况。随着隧道埋深增加,σc/σ1减小,表明隧道埋深越大,围岩发生岩爆的可能性越大。随着围岩等级降低,即围岩强度减小,σc/σ1减小。
图12分别绘制了不同埋深情况下围岩应力集中系数σ1/σ0值随泊松比μ、弹性模量E、内摩擦角φ和粘聚力c的变化情况。应力集中系数σ1/σ0随泊松比μ增加而减小,随弹性模量E、内摩擦角φ和粘聚力c增加而增加,表明强围岩(弹性模量E、内摩擦角φ和粘聚力c大、泊松比μ小)中应力集中程度高。不同埋深下,围岩参数对σ1/σ0值的影响效果不同。隧道浅埋时,泊松比μ、弹性模量E、内摩擦角φ和粘聚力c变化对σ1/σ0值的影响明显;随着埋深增加,影响效果逐渐减弱[6]。图12中在400 m和与500 m埋深时,σ1/σ0随4个参数的变化曲线基本重合,表明埋深超过一定深度后,σ1/σ0值基本稳定,这种现象并不意味着埋深大的围岩中应力集中现象步明显,由于围岩初始应力很大,使得对应力集中系数σ1/σ0影响不明显。事实上,埋深很大的围岩中的应力集中程度根大。
3 结论
采用FLAC3D程序对II~V级围岩在6种不同埋深的位移和应力进行了数值分析,得出了以下结论:
(1)隧道围岩拱顶沉降曲线(LDP)为确定初始支护时间提供依据,对保证围岩稳定具有重要意义。隧道围岩拱顶沉降随埋深增加而增加、随围岩等级降低而增加;V级围岩的埋深超过200 m,拱顶沉降不收敛,隧道围岩处于不稳定状态。隧道围岩拱顶沉降的数值模拟结果表明,深埋弱围岩隧道开挖的初期要早施作支护,避免隧道失稳破坏。
(2)各级围岩在不同埋深下的塑性压力埋深增加而增加、随围岩等级降低而增加,表明埋深越大、围岩等级越低,隧道支护结构所承受的围岩压力越大。岩体塑性压力的数值模拟结果与圆形随道的弹塑性理论公式得计算结果基本吻合。
(3)围岩应力集中系数随埋深增加而增加、随围岩等级降低而减小,表明埋深越大,围岩应力集中程度快、围岩等级越高,应力集中程度越高。围岩应力集中系数随泊松比增加而减小,随弹性模量E、内摩擦角φ和粘聚力c增加而增加。不同埋深的围岩参数对σ1/σ0值的影响效果不同。浅埋时围岩参数对应力集中系数影响明显;深埋时围岩应力集中系数趋于定值。
(4)围岩的最大主应力与岩石抗压强度的比值随埋深增加而减小,随着围岩等级降低而减小,表明隧道埋深越大,围岩发生岩爆的可能性越大。
参考文献
[1]Oreste PP.Analysis of structural interaction in tunnels usingthe convergence-confinement approach[J].Tunnelling andUnderground Space Technology,2003,18:347-363.
[2]Carranza-Torres C,Fairhurst C.Application of the conver-gence-confinement method of tunnel design to rock massesthat satisfy the Hoek-Brown failure criterion.
[3]关宝树.隧道工程设计要点集[M].北京:人民交通出版社,2003.
[4]JTG D70—2004公路隧洞设计规范[S].
[5]GB50218—94工程岩体分级标准[S].
[6]罗春雨,肖志明,祁海军.柏杨湾软弱围岩连拱隧道支护结构变形与受力分析[J].公路交通技术,2008(3):97-100.
围岩条件 篇2
安徽恒源煤电股份有限公司钱营孜煤矿首采3212工作面回采巷道直接顶为软厚泥岩, 围岩力学性质差, 裂隙较发育, 具有重塑性、崩解性、膨胀性、触变性及流变性等特点。开挖后, 围岩变形很剧烈, 破裂区范围较大, 裂隙较发育, 同时受顶板砂岩水等外界条件影响, 巷道维护困难。现场观测表明, 顶板在3个月内会在锚杆锚固区2 m范围内出现不同程度的离层或破坏, 个别钻孔还发现锚杆锚固区外的离层现象, 而且出现不同程度的多次破坏状况。针对这种情况, 在现场进行钻孔窥视等观测并结合理论分析, 探讨了围岩破坏规律及失稳机理并提出解决这类问题的关键技术及支护方案。
1 地质条件
安徽恒源煤电股份公司钱营孜煤矿首采3212工作面机风巷长约2 300 m, 埋藏深度接近700 m, 工作面开采的32煤层位于上石盒子组下部, 煤层厚0.58～8.22 m, 平均煤厚2.89 m, 煤层平均倾角18°, 煤层结构较复杂, 具夹矸, 全部为非火成岩侵入区。
顶底板总体特征为:岩石结构松散, 节理发育, 强度低, 且抗水浸和抗风化较差, 易软化;岩石抗压及抗变形能力差, 岩石坚固性差, 为不稳定岩层, 属易冒落的松散顶板。顶底板岩性柱状情况如图1所示。
2 顶板围岩裂隙发育特征及失稳机理
巷道开挖后, 由于应力场重新分布, 原有三向应力状态转变为二向或低压三向应力状态, 应力变化与围岩强度的强弱关系诱发围岩的拉伸破坏和剪切破坏, 岩体内部产生裂隙, 随时间推移, 裂隙逐渐向围岩深部扩散。裂隙发展是一个渐进、积累的过程, 巷道围岩控制的关键在于准确把握裂隙的演化规律和破裂特征。
2.1 顶板围岩裂隙发展发育规律
在钱营孜矿3212工作面回采巷道进行大量钻孔窥视, 对孔壁裂纹进行识别观测, 分析总结出围岩内部裂隙发展发育规律如下:巷道开挖后, 由于应力场的改变, 完整岩体在高应力的作用下达到其破坏的强度, 围岩发生拉伸破坏和剪切破坏, 岩体内出现裂纹, 裂纹逐渐发展成为裂隙, 并与相邻的裂隙构成围岩的破裂区;随时间的推移, 破裂区内岩体继续产生新的裂纹、裂隙, 裂隙数目逐渐增加, 破裂区内的破碎程度增加, 但这种裂隙数目的增加存在一个平衡点, 当破裂区内裂隙数目达到这个点后, 裂隙的数目不再增加, 即裂隙达到饱和, 此时破裂区围岩的变形破裂主要为原有裂隙扩展和贯通, 新增裂隙很少[1]。
2.2 软厚泥岩顶板巷道失稳机理
通过对现场不同地段巷道围岩顶板条件的不同, 将巷道分类为无水完整顶板巷道、无水破碎顶板巷道和有水破碎顶板巷道。针对后两种顶板条件下巷道围岩条件比较复杂、支护比较困难的特点, 深入研究其失稳机理及破坏特征, 有利于这类巷道的合理支护技术方案的确定。
(1) 无水破碎顶板巷道失稳分析。从强度强化理论可知, 锚杆支护后, 减小了巷道周围破碎区、塑性区的范围和巷道的表面位移, 控制围岩破碎区、塑性区的发展, 从而有利于保持巷道围岩的稳定。由于钱营孜煤矿3212工作面煤巷直接顶为软厚泥岩, 在开挖后围岩变形很剧烈, 破裂区范围较大, 裂隙较发育, 会出现裂隙发育区、微裂隙区和锚固区三类区域。在巷道开挖后, 围岩破裂区不断扩展, 与此同时裂隙发育区也在不断扩展, 当围岩锚固区处于裂隙发育区和微裂隙区之间时, 巷道是不稳定的, 由于受支护材料材质、锚固剂性能和外界干扰, 锚固体性能可能降低, 将导致围岩应力场再次重新分布, 裂隙发育区将继续扩展, 当锚固区完全处于裂隙发育区内时, 巷道极不稳定, 随时可能发生冒顶事故。
(2) 有水破碎顶板巷道失稳分析。通过钱营孜矿3212工作面回采巷道的大量钻孔窥视发现, 有水破碎顶板在围岩深部存在纵向裂隙, 当老顶为含水层时, 纵向裂隙就是导水裂隙。当破裂区范围发展至纵向裂隙时, 形成导水通道, 含水层的水将通过导水通道流出。由于水对围岩有物理、化学弱化作用, 降低了围岩的力学性质;同时水对锚杆和药卷也有侵蚀作用, 能使锚固剂的性能降低, 锚杆杆体发生腐蚀等, 从而降低了锚杆的锚固力, 起不到锚固岩层的作用。因此, 水作用后的锚固体力学性质劣化, 使锚杆既失去了稳定的“承载基础”, 又弱化了预应力传递介质“岩体”, 从而降低了锚杆的预应力作用, 逐渐使锚固岩体应力松弛, 变主动支护作用为被动悬吊作用, 未能充分发挥锚杆的高强度性能, 进一步促使裂隙发育, 导致破裂区逐渐扩展, 微裂隙区逐渐向裂隙发育区演化, 裂隙发育区将不断增大, 当锚固区完全处于裂隙发育区内, 此时巷道极不稳定, 如未采取补强加固措施, 巷道将发生顶板事故[2]。
3 软厚泥岩顶板条件下巷道锚杆支护
3.1 支护关键技术
针对3212工作面回采巷道具体现状, 根据巷道失稳机理的分析, 采用的基本支护方式为高性能锚带网索 (桁架) 支护。顶板和帮部均采用高性能锚杆支护, 最大限度地加大锚固长度和范围, 结合T型 (或M型) 钢带护顶、窄带钢护帮, 顶、帮均采用菱形金属网、钢塑网、钢筋网紧贴岩面护顶、护帮。针对部分顶板破碎严重和破碎范围大的巷道, 可以采用的加强支护方式为围岩内部注浆加固, 并采用高强度的锚杆支护技术、增强的锚索支护技术、关键部位点柱加强、在局部加强的围岩注浆加固等关键技术手段。
3.2 支护技术方案设计
根据现场具体条件下巷道失稳机理的研究和巷道锚杆设计原则并结合该条件下的数值模拟分析结果, 提出以下技术方案。
3.2.1 3212工作面巷道基本支护方案
3212工作面巷道基本支护方案如图2所示, 每排布置6根φ22×M24×2 600 mm的高性能锚杆。锚杆从巷道中心开始向两帮均匀布置, 靠帮的2根锚杆距巷帮均为100 mm, 并与顶板垂直方向成20°夹角分别向两帮倾斜布置。锚杆配套4.2 m长的T型钢带, 或M4型以上的钢带;配套菱形金属网和φ6 mm钢筋网的双层网护表。每根锚杆配套2节Z2350型中速树脂药卷加长锚固, 锚杆间距800 mm, 排距800 mm, 锚杆预紧扭矩应达到400 N·m以上。
3.2.2 巷道加强支护方案
巷道加强支护方案如图3所示, 顶板中每隔3排锚杆布置一排锚索 (即排距为2.4 m) , 每排2根, 锚索距煤帮均为1.1 m (即锚索间距为2 m) 。锚索钢绞线直径为17.8 mm长6.3 m, 采用2.4 m轻型槽钢, 其上相邻两眼间距2 m。每孔采用4节Z2350中速树脂药卷加长锚固。锚索还应配套100 mm×100 mm×10 mm规格的小托板, 锚索紧跟迎头施工安装, 锚索张拉力应在10 t左右。
3.2.3 巷道煤帮支护技术方案
巷道两帮布置4根φ20×M22×2 200 mm的高性能锚杆。锚杆从上向下均匀布置, 锚杆间距为800 mm, 上下2条锚杆分别距顶、底200 mm, 并呈30°角分布。锚杆配套2.6 m长的带钢;配套菱形金属网或塑钢网护表;每根锚杆配套1节Z2370型中速树脂药卷加长锚固;锚杆预紧扭矩应达到300 N·m以上。
3.2.4 顶板破碎段及构造异常带的围岩控制方案
当顶板破碎较为严重, 会造成巷道掘进时顶板岩石随掘随冒, 难以形成矩形断面, 此时, 顶板以自然垮冒后的自然拱顶较为合理, 可考虑改变顶板形状, 将平顶型改为拱形或类拱型。这时锚杆的布置间排距为800 mm×800 mm, 可根据现场情况对钢带长度和厚度进行改变。当出现断层等构造带, 或者顶板水较大时, 暂时考虑架棚的支护方式, 但要求顶部要背实。有条件时, 在架棚同时也应该施工顶部锚杆。
3.3 顶板控制效果
应用以上技术方案在现场指导施工, 并严格按照标准化要求的施工工艺掘进。在巷道掘出后, 巷道变形破坏剧烈, 随时间推移, 变形速度逐渐减小, 最终巷道围岩趋于稳定, 此时顶板下沉量控制在140 mm以内, 两帮移近量在180 mm左右, 能满足巷道的正常使用。
4 结论
(1) 采用钻孔窥视对钱营孜煤矿软厚泥岩顶板条件下巷道顶板裂隙发展发育规律分析得出:裂隙扩展是由围岩浅部逐渐向围岩深部扩散;裂隙数目随时间逐渐增加, 掘后一段时间达到饱和, 裂隙数目保持不变;裂隙发育程度在开挖后持续增大, 至掘后稳定期趋于稳定。
(2) 在围岩裂隙发育分析的基础上, 对破碎顶板围岩失稳机理研究表明:当锚固区处于裂隙发育区和微裂隙区之间时, 巷道是不稳定的, 受锚杆材质、锚固剂性能和外界条件的影响, 微裂隙区将逐渐向裂隙发育区演化;破裂区范围扩展至纵向裂隙时, 将导通含水层, 由于水对围岩有侵蚀作用, 将加剧围岩变形。
(3) 采用高强度锚杆支护技术、增强的锚索支护技术和局部加强支护的关键技术, 结合数值模拟分析提出钱营孜煤矿3212工作面回采巷道锚杆支护技术方案。
(4) 现场观测表明这种支护技术达到了在巷道服务期间不需维修及工作面回采期间巷道围岩整体稳定性较好, 顶板围岩内部破碎程度低, 能够满足工作面通风、运输与安全生产的要求, 为类似复杂条件下的巷道围岩控制提供了参考及借鉴。
摘要：针对安徽恒源煤电股份公司钱营孜矿3212工作面回采巷道直接顶为软厚泥岩, 围岩力学性质较差, 围岩内部裂隙较发育, 破裂区范围较大, 同时受顶板砂岩水等外界条件影响, 巷道维护较难等问题, 通过现场调研和理论分析, 总结出软厚泥岩顶板巷道失稳机理, 提出巷道围岩控制技术关键。通过现场钻孔窥视并结合数值计算等方法, 提出该条件下的巷道锚杆支护方案并对其技术参数进行反馈修正。现场实践表明, 该技术可以有效控制3212工作面回采巷道的围岩稳定性, 并为类似条件的巷道支护提供依据。
关键词：软厚泥岩顶板,围岩控制,失稳机理,锚杆支护
参考文献
[1]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[J].煤炭科学技术, 2010, 38 (12) :14-16
围岩条件 篇3
1 软弱破碎围岩的开挖与支护
1.1 Ⅴ类围岩
选择上导洞先进、两侧面跟进的环形开挖法, 采用喷钢纤维混凝土及挂网;在隧道进口区明挖支护完毕后, 进行隧道开挖, 采用大断面开挖;隧道开挖炮孔布置, 施工时的爆破参数应根据现场爆破试验确定。
1.2 Ⅲ-Ⅳ类围岩
采用上部台阶先进的分部开挖法, 要求短进尺, 弱爆破、多循环。可采用挂网锚喷;采用全断面开挖;钻孔深度约3.5m, 循环进尺约3.2m, 开挖炮孔布置, 施工时的爆破参数应根据现场爆破试验确定。
2 施工工艺及施工方案
2.1 喷射混凝土
喷射混凝土是借助喷射机械, 将水泥、砂、石子、水按比例配合成拌和料 (并掺加速凝剂) , 以高速喷射到受喷面上, 依靠高速喷射时集料的反复连续撞击压密混凝土迅速固结硬化而成的支护结构, 其喷射的混凝土能够在几分钟内终凝, 且强度快速增长, 并与其他支护措施 (锚杆、钢筋网等) 联合形成支护整体, 抑制围岩变形, 达到围岩快速稳定的目的。它是一种新型的支护结构也是一种新的施工工艺, 在地下工程施工中, 为尽快使开挖工作面稳定的一种有效支护措施。
2.1.1 施工工序流程
施工准备→受喷面清理→备料、配料→喷射料装运→初喷混凝土→复喷混凝土→效果检查→监控量测。
2.1.2 施工要点
(1) 选择适宜的施工机械。喷射机具应具有良好的密封性能, 输料连续、均匀, 满足喷射作业要求。同时认真把好原材料关, 保证原材料质量符合规范要求。
(2) 确定合理的水灰比 (一般0.40~0.45) 、用水量、水泥材料用量 (一般约为400kg) 以及砂率 (0.45~0.55) , 保证和易性及早期强度。
(3) 喷前检查并清除松动岩及欠挖断面处理, 根据石质情况, 用高压风或水处理受喷面, 处理岩面集中渗水, 埋设喷层厚度检查标志。
(4) 为提高工效及保证质量, 根据混凝土凝结时间及工作成稳定情况, 应采取分次喷射方法。原则是, 多分段、分部、分块, 由下而上, 先边墙后拱脚, 最后喷射拱顶。一次喷射厚度一般应不小于最大骨料粒径的1.5倍, 拱部不得超过10cm, 边墙不得超过15cm, 喷嘴与岩面保持垂直, 距受喷面0.8~1.2m。
(5) 喷射压力宜控制在0.15~0.2MPa, 混凝土喷射终凝2h后, 应进行湿润养护, 养护时间不得少于14d。
(6) 喷射作业人员应戴防尘口罩、防护帽、防护眼镜、防尘面具等防护用具, 作业人员应避免直接接触碱性液体速凝剂, 不慎接触后应立即用清水冲洗, 喷射混凝土作业完成后应及时对机具进行清洗。
(7) 喷射混凝土表面应平整、无空鼓、裂缝、松酥, 并用混凝土 (或砂浆) 对基面进行找平处理, 平整度用2m靠尺检查, 表面平整度允许偏差满足验标相关要求。
2.2 锚杆
锚杆是在围岩开挖时, 为避免岩体松散塌陷, 在岩体中打入实心或空心的钢材加工的杆体, 起到对土体的加筋和联结成整体的作用, 锚杆与围岩间采用砂浆或其他材料固结, 并设置钢垫板固定。
2.2.1 施工工序流程
施工准备→隧道开挖→初期支护→钻孔并检查孔深→清孔→插入锚杆固定→注浆→注浆效果检查。
2.2.2 施工要点
(1) 杆体材料要符合设计要求, 一般设计长度2.0~3.5m, 锚杆采用专用机械成孔打入, 用一般风动凿岩机时应配备专用冲击器。
(2) 按设计要示定出位置, 孔位允许偏差不大于±100mm, 孔眼比锚杆长度短4~5cm, 杆体插入长度不得短于设计长度的95%。
(3) 杆体插入锚杆孔时, 应保持位置居中, 插入深度应满足设计要求。
(4) 砂浆锚杆孔内灌注砂浆应饱满实心密实, 水泥一般选用C32.5或C42.5的普通硅盐水泥, 砂子料径不大于3mm, 砂浆标号不低于M20, 砂浆或水泥浆内可添加适量的微膨胀剂和速凝剂。
(5) 药包型锚杆、树脂锚杆在杆体插入过程中应注意旋转, 使粘结剂充分搅拌。锚杆安设后不得随意敲击, 其端部在填充砂浆终凝前不得悬挂重物。
(6) 锚杆安设后其填充砂浆终凝后应立即安装托板, 拧紧螺帽。
2.3 钢架
钢架是在隧道开挖初期支护期间, 为使围岩保持稳定而按照隧道开挖轮廓布设的钢格栅或型钢、钢轨等制成的支护骨架结构, 钢架安装后可阻止岩体过度变形和承受部分松弛荷载, 达到支护围岩稳定, 限制围岩变形的目的, 它通常与钢筋网、喷射混凝土等结合在一起共同受力。
2.3.1 施工工序流程
施工准备→隧道开挖→初喷混凝土→断面检查→架立钢架→位置检查→安设锁脚锚杆→焊接纵向连接筋→铺设钢筋网→喷射混凝土
2.3.2 施工要点
(1) 钢架应在初喷混凝土后及时架设, 钢拱架应放在隧道横向竖直平面内, 其垂直度允许误差为±2°。
(2) 钢架不宜在受力较大的拱顶及其它受力较大的部位分节, 格栅钢架的主筋直径不宜小于18mm, 钢筋间焊接牢靠。
(3) 每节钢架间应以螺栓连接, 连接板应密贴, 缝隙不超过2mm。
(4) 钢架外缘应用钢楔或混凝土预制块楔紧, 钢架应全部被喷射混凝土覆盖, 保护层厚度不得小于40mm, 钢架与围岩间的间隙必须喷混凝土实心密实。
(5) 钢筋加工后必须进行试拼检查, 架立位置准确, 安装后利用锁脚锚杆定位, 两排钢架间用φ22钢筋拉杆纵向连接牢固, 环向间距1m, 以便形成整体受力结构。钢拱架应尽可能多地与锚杆露头及钢筋网焊接, 以增强联合支护效应。
(6) 钢架安装时, 应严格控制其内轮廓尺寸, 且预留沉降、变形量, 防止侵入衬砌净空。
2.4 钢筋网
在喷射混凝土中增设钢筋网, 可以防止受喷面由于承受喷射力而塌落, 减少回弹量、喷射混凝土层的开裂, 增强初期支护的整体作用, 通常与锚杆或钢架焊接成一体。
2.4.1 施工工序流程
施工准备→工作面清理及检查→铺设钢筋网及质量检查→进入下道工序
2.4.2 施工要点
(1) 钢筋网采用直径8mm圆钢, 网格间距200~250mm。
(2) 纵横向钢筋采用点焊连接, 使用前要除锈和擦去油迹和浮土。
(3) 钢筋网要被喷射混凝土包裹, 混凝土保护层不小于30mm。
(4) 与钢架、锚杆共同作用时, 采用焊接联结方式固定。
(5) 当受力要求较高时, 可采用双层钢筋网。
3 安全保障措施
参加隧道施工的工人必须接受安全技术教育, 熟悉和遵守隧道施工技术安全规范, 并进行安全考试, 合格后方可上岗操作, 并按规定佩带安全防护用具。各工种机械操作人员必须持证上岗, 对各种机具应定期进行检查和试验, 保证其处于良好状态。专职安全检查员经常对施工安全进行监督检查, 对严重违反施工安全规定的, 有权下令停工整顿, 直到复查合格后方可复工。一旦发生事故, 严格按照“三不放过”的办法处理。
(1) 坚持以地质为先导的原则, 时刻掌握前方断面的地质情况, 异常地质要用特殊的超前支护和初期支护措施。
(2) 坚持先护顶后开挖的原则组织施工, 采用喷、锚、网、钢拱架等加固措施, 做到确保质量, 心中有数, 提高围岩的自稳能力。
(3) 严格控制每循环进尺, 开挖形成后及时进行初期支护, 确保工序衔接, 尽早施作仰拱封闭成环, 以改善受力条件, 对特殊地段缩小格栅钢架间距, 加密超前小导管, 以加强初期支护。
(4) 加强对开挖面的量测, 开挖初期支护后, 量测拱顶下沉及拱脚、墙身的收敛, 隧道隆起量测, 格栅钢架的内力量测, 对数据进行系统的分析, 发现异常情况立刻作加强措施。
4 结束语
隧道工程施工中经常遇到不良地质条件, 只要进行周密的地质勘探工作, 并在此基础上严格地选定切实可行的施工方案, 终能顺利通过不良地质洞段。
摘要：在隧道施工过程中, 当遇到软弱破碎围岩时, 其自身支护稳定能力比较弱, 需要采用一些支护措施。应根据围岩条件、涌水状况、施工方法、环境要求等因素而定, 经过充分的技术分析比较, 选用一种或几种措施进行处理。
关键词：软弱破碎围岩,隧道施工,喷射混凝土,锚杆,钢架,钢筋网
参考文献
[1]龚光立, 王艳粉, 李旭东.软弱破碎围岩隧道施工技术探讨[J].科技与生活, 2011, 5 (11) :118-119.
[2]于海东.某富水软弱破碎围岩隧道施工安全技术[J].交通标准化, 2011, 24 (20) :98-100.
[3]边亚北.浅谈软弱围岩隧道的施工技术[J].中国高新技术企业, 2008, 15 (23) :261-262.
围岩条件 篇4
那马隧道全长2 788 m(D3K142+932～D3K145+720),为单线铁路隧道。隧道Ⅳ级围岩1 680 m,Ⅴ级围岩1 108 m。那马隧道地质属于丘陵剥蚀地貌,覆盖层主要为第四系全新统(Q4)黏性土,下伏基岩为石炭系中统下统大塘阶(C1d1+2)页岩、砂岩夹炭质页岩、灰岩、泥灰岩及泥岩等地层,出口端为石炭系中统(C2)厚层状灰岩。隧道中部一逆断层发育,板背断层,约成80°角与地面处相交于D3K143+590处左右,断层走向N30°～65°E,倾向SE,倾角68°。D3K145+580为一推测断层,隧道软硬岩相间部位可能破碎,局部层间软弱破碎带发育,可溶岩与非可溶岩接触带岩溶较发育。隧道出口浅埋段覆盖层较厚,为弱膨胀土。地表水较发育,地下水主要为基岩裂隙水及部分灰岩段岩溶水。
1 监控量测内容
1.1 地质素描
对开挖的围岩观测包括以下几项:1)节理裂隙发育程度及方向;2)开挖工作面的稳定状态,顶板有无坍塌现象;3)涌水情况:涌水的位置、涌水量、水压等;4)是否有底板隆起现象。
对初期支护段围岩观测主要有以下几项:1)是否发生锚杆被拉断或垫板脱离围岩现象;2)喷混凝土是否发生裂隙和剥离或剪切破坏;3)钢拱架有无被压变形情况。
1.2 洞内收敛值量测
1.2.1 测点布置及量测频率
那马隧道布设测点间距如下:在Ⅴ类～Ⅵ类围岩中,每隔5 m～10 m布置一个断面,每个断面布置1条～2条基线;Ⅳ类围岩每隔10 m～30 m布设一个断面,每个断面布置1条基线,每组两个测点保持在水平位置。量测断面收敛测点布置如图1所示。
内测点布设原则:量测点安设应保证初读在每次开挖后12 h内取得,最迟不得大于24 h,且在下一循环爆破前完成。测点安设在距开挖面2 m范围内,且不大于一个循环进尺。各项位移量测的测点,须布置在同一断面内,测点测量结果能相互印证,协同分析与应用。应精心保护测点,不受施工及爆破影响。
现场监控量测的频率:应根据位移速度和量测断面距开挖面距离确定那马隧道量测频率,并按量测成果不断的修改。
1.2.2 量测数据的处理
采用隧道净空变化值(收敛值)作为信息反馈值。收敛值是指隧道周边两测点连线方向上的相对位移值,所以必须把它换算成两测点的绝对位移值。对于图1的收敛测线,按几何关系有:
其中,ui,uj,vi,vj分别为i,j两测点绝对位移的水平和垂直分量;θ为ij连线与水平方向夹角,按逆时针方向为正;cij为基线ij方向的收敛值。
当隧道拱顶点及两侧边墙测点布置成闭合三角形收敛量测基线时,可根据上述原理写出如下方程式:
从图2中看出,未知数的总数=测点数n×2=3×2=6,而方程数=基线数m=3,为了求解上述方程必须引入3个已知数。现令u3=v1=v2=0,因θ12=0,则sinθ12=0,cosθ12=1,此时式(2)变为:
2 回归分析
目前常采用以下函数作为回归函数:1)对数函数:u=a+b/ln(t+1);2)指数函数:u=ae-b/t;3)双曲线函数:u=ta+bt;4)指数方程:u=a(1-e-bt)。
得出回归方程后,可以绘出位移时间曲线,接下来以D3K145+400断面水平收敛数据处理为例进行回归分析。
根据D3K145+400断面水平收敛数据,求出3种回归函数如下:
对数函数:a=248.9,b=-217.8,从而其相关系数r=0.797 5。指数函数:a=244.8,b=5.001,从而其相关系数r=0.986 4。双曲线函数:a=0.035 54,b=0.003 493,从而其相关系数r=0.945 7。其中指数函数对应的相关系数r=0.986 4,故选择此函数作为D3K145+400断面水平收敛的回归函数对该断面水平收敛进行分析和预测。
3 结语
本断面围岩很差,在施工中出现了初期支护开裂、剥落现象,断面拱腰的周边收敛最初增加就十分明显,前10天的累积值达165 mm,于是采用150 mm钢管进行对口支撑。从拱腰周边收敛的发展趋势分析,周边收敛值还会继续增大。根据回归方程分析,当时间t※+∞时,u※244.8 mm,即通过方程可预测最大变形量为244.8 mm,当t=40 d时,净空收敛速度小于0.2 mm/d,围岩达到稳定。由实际观测数据显示,它并没有稳定,且累积收敛值已非常接近规范允许的极限收敛值,鉴于以上紧急情况,那马隧道监控量测组及时提交了紧急报告,建议采取注浆加固措施,增设锁脚锚杆,约束下台阶开挖时临时拱脚的水平和垂直位移。在3月24日和3月31日收敛值突变,故采取了注浆加固措施,这对初支的变形起到了约束作用。那马隧道开挖宽度为8.06 m,根据规范,初期支护极限相对位移为282.1 mm,由于先期施工,缺乏对围岩总体变形量的预测,仅按设计要求留70 mm预留变形量,而该断面在二衬施作前变形量已达到226.26 mm,造成二次衬砌厚度不足,为保证施工和结构的永久性安全,决定对预留变形量不足的断面进行扩挖换拱。对预留变形量不足,但变形还未侵入二衬的断面,施作40 cm厚混凝土临时仰拱,让其封闭成环,最大限度减少变形量,并设法提前完成二衬浇筑。
摘要：基于那马隧道的不良地质条件,提出了围岩变形监控量测方案,从地质素描和洞内收敛值量测两方面阐述了监控量测内容,同时进行了数据回归分析及围岩稳定性分析,从而保证了隧道的支护稳定和施工安全。
关键词：隧道,监控量测,施工安全
参考文献
[1]于波.隧道新奥法施工中围岩的监控量测技术[J].山西建筑,2004,30(7):129-130.
[2]刘海宁.浅谈吉罗公路古丈2号隧道围岩变形监控量测[J].交通科技,2005(6):70-71.
围岩条件 篇5
关键词：松散围岩,马丽散,锚网喷,安全,技术
0 引言
江苏宏安集团瓦庄煤矿为国有煤矿, 立井开拓, 开采下二迭统下石盒子组、山西组煤层, 地层为海陆交互相沉积, 岩性组合以泥岩、砂质泥岩、细至中粗砂岩为主, 岩层产状主体为一向东倾伏的向斜构造。矿区共发育大中型断层3条, 小断层发育, 地质构造复杂程度属中等。矿井主要生产水平为-320 m水平, 主要运输大巷及硐室工程均布置在下石盒子组煤层底板中, 支护形式为梯形棚支护。-320 m水平主运输巷因服务时间长和工作面采动影响, 巷道变形严重。在进行常规的巷道修护过程中, 拆旧棚时经常发生冒顶折帮情况, 无论是架棚支护还是锚网喷支护效果都不好, 施工进度慢, 安全管理难度大。经采用先注高分子材料马丽散进行主动加固, 后进行锚网喷的主动支护技术后, 在旧巷修复工程中取得了良好的安全经济效果。
1 工程概况
瓦庄煤矿-320 m水平运输巷为矿井主要运输大巷, 连接-320 m水平井底车场, 因该大巷变形严重, 决定对此旧巷进行锚喷支护工艺改造, 工程量720 m。该旧巷道为梯形棚支护, 因施工年代已30多年, 部分地段围岩风化、破碎严重, 且受其周边煤层采动影响, 在进行常规锚喷改造施工时, 巷道顶板、两帮极易折帮冒顶, 修复时很难控制。由于巷道围岩松散, 巷修过程中出现过一次冒顶3.5 m高度的记录, 给巷道维修施工带来很大麻烦, 工程施工进展缓慢, 也存在较大安全隐患, 给施工人员带来安全威胁。该巷道穿过5条落差为2~10 m的断层, 围岩较为复杂, 有中细粒砂岩、砂泥岩、泥岩、泥页岩等, 断层处裂隙较为发育。通过采用喷浆对帮顶进行固化等措施施工效果不佳, 经多方考察调研, 决定采用高分子材料马丽散对旧巷破碎地点进行注浆充填加固, 然后再进行锚网喷支护。
2 支护技术分析
2.1 巷道围岩加固方法分析
瓦庄煤矿-320 m水平运输大巷为梯形棚支护, 因服务时间长, 巷道变形量大, 围岩松散破碎, 构造处裂隙发育, 在对巷道进行锚喷支护改造过程中, 拉棚以后顶板极易变形或塌落。修复前该巷道断面已基本稳定, 其改造时的支护受力大多由岩体变形和破碎造成。若在巷道修复以前, 首先超前注马丽散胶凝材料, 利用马丽散胶的凝聚力提前对围岩实施加固, 拉棚后立即用锚杆、锚索把破碎岩石穿起来, 利用锚索预紧力使破碎围岩与稳定岩层咬合在一起, 提高围岩的强度, 阻止松散岩体掉落并抵制浅部岩体扩容和离层[1]。铺设金属网后, 能及时阻止小块活石掉落, 避免围岩中的裂隙进一步发展;同时也能使巷道周边松散岩块的不均匀松散压力成为相对均匀的压力圈, 并保持锚杆、索始终处于锁紧状态。及时喷射砂浆喷层对围岩起到了有效的封闭作用, 使围岩强度长期保持在一个较高水平。
2.2 马丽散的作用机理
马丽散是由两种成分组成的聚亚胶脂产品, 具有高度粘合力和很好的机械性能, 柔韧性好。高分子材料马丽散可通过一定量的加速剂提高产品的反应速度, 注入松散岩层后, 低粘度混合物保持液体状态几秒钟, 渗透围岩裂隙, 发生膨胀和粘结, 有效地加固巷道围岩松动圈, 使之成为整体, 提高围岩的整体承载能力, 从而控制巷道顶板的垮落。
2.3 锚杆支护机理分析
巷道松散围岩经注马丽散胶进行加固后, 相当于围岩仅产生塑性破坏, 这种条件下锚杆支护对提高围岩的残余强度及承载能力有显著效果;锚杆与其锚固范围内的岩体构成一种组合型锚固支护体, 在锚杆的约束与抗剪作用下, 使塑性破坏后易于松动的岩体形成具有一定承载能力, 并可适应围岩变形的平衡拱, 从而提高岩体的整体性, 防止顶板松散冒落, 锚固平衡拱内存在着关键承载环, 对巷道顶板可起到有效的支承作用。采取组合锚杆支护方式, 用金属网及钢带梁把锚杆联结起来, 从而对顶板起到整体加固作用。此外, 由于顶板与上部稳定岩层界面上容易产生离层现象, 导致顶板下沉, 当锚固体不能承受顶板压力时, 甚至会造成顶板冒落。在这种条件下, 最有效的方法就是采用锚索进行补强加固。锚索的锚固深度大, 承载能力高, 并可施加100 kN以上的预紧力, 因此可以有效地增加关键承载环的厚度, 起到防止顶板再次破坏冒落的作用。
综合以上分析, 采用对旧巷松散岩层先进行注马丽散胶进行加固, 后进行锚索网支护施工方法是可行的。
3 施工工艺
3.1 施工工艺流程
注马丽散树脂施工工艺:打眼→埋设注浆管→安装封口器→用高压胶管连接注射枪和注浆泵→将两根吸管分别插入装有马丽散树脂和催化剂的桶内→开泵注浆→冲洗机具→停泵→拆卸注射枪。
支护工艺流程:拆棚→找帮顶→临时支护→打锚杆、锚索眼→撤临时支护→挂网锚固→喷浆支护。
3.2 注浆施工方法
施工材料及工具:马丽散树脂和催化剂, 复合型气泵1台, 混合注射枪, 2根高压软管, 风钻1台, 钻杆直径为38 mm, 4'钢管若干米, 棉纱等。
两帮打眼垂直巷帮, 距顶板1 m左右, 每排一个, 眼间距2.5 m, 眼深2.5 m, 孔径为42 mm。顶部打眼, 仰角6°~8°, 眼间距1.5 m, 眼深3 m孔径42 mm。
根据有关操作规范组装好气泵及附件, 然后将两根吸管分别插入到马丽散树脂桶和催化剂桶中。打开气泵开关, 活塞在气马达作用下运动, 压力使原料经过活塞进入输送管到注液枪, 通过马达不断加压, 混合液通过注射管注射到岩壁中, 注液至周边围岩裂隙出现渗液为止, 用棉纱封堵注液管口。混合液在压力作用下渗透到巷帮、顶裂隙中并很快地凝固成固体, 从而完成对围岩的加固。
施工中的注意事项:马丽散药剂具有腐蚀性, 如不慎沾到皮肤上要立即用清洁剂清洗;每一孔注射结束后, 应立即将两根吸管插入油水混合液中清洗泵体、管路及注液枪;注射过程中如压力达到5 MPa仍继续上升则立即停泵, 检查注射枪是否堵塞;注射过程中两侧人员准备好棉纱, 一旦混合液渗出, 立即堵漏。
3.3 施工工艺要求
根据具体的现场条件随时调整支护设计, 与巷道所穿越的地质条件变化的实际情况相符合, 防止工程浪费, 保证支护安全有效;每孔注浆量根据围岩情况和注浆压力确定, 施工时严格控制注浆压力, 当注浆压力达到3~5 MPa或出现大面积漏浆时, 即可换孔注浆或停止注浆。注浆顺序为由下而上, 由外到里进行;根据顶板破碎情况, 锚杆眼孔深控制在2~4 m, 锚索眼孔深5~10 m;顶板破碎处挂网后要及时喷浆, 防止表面围岩风化脱落降低锚杆、锚索的预紧力;顶板较完整, 且无变形的部分, 可先注浆后直接打锚杆喷浆支护;注浆前对老棚进行加固, 注浆超前作业面距离不得少于5 m;拆棚后临时支护用单体液压支柱, 严格控制锚杆、锚索的施工质量, 锚杆以加固作用为主, 使其锚固范围内的顶部岩石形成“锚固平衡拱”, 锚索以悬吊作用为主, 把潜在冒落范围内的顶板悬吊在上部比较稳定的顶板岩层上, 加大“锚固平衡拱”厚度, 阻止顶板下沉及冒落。
4 支护效果
马丽散是一种化学注浆材料, 具有设备和材料轻便、简易, 易于人工搬运, 施工中占用空间小, 机械操作简单, 故障率低, 见效 (下转第60页) (上接第47页) 快, 可直接布眼施工, 工艺简单, 操作简便。采用马丽散加固岩体, 能很快固结破碎岩石或松散岩体, 形成拱形加固带, 增加围岩的整体强度, 增大了修复巷道时的安全系数。注马丽散前, 巷道顶板是破碎的易冒落岩石, 掉顶后人工装顶极不安全, 注马丽散后, 顶板状况良好, 未发生冒顶现象, 保证了施工进度, 提高了施工作业的安全可靠性。
巷道注马丽散再采用锚网喷支护后, 在使用过程中, 支护效果良好, 围岩喷层没有出现任何变形。
5 结语
瓦庄煤矿使用提前注马丽散胶和用锚网喷支护形式支护松散破碎围岩的技术, 成功改造旧巷的经验表明, 注马丽散胶先对破碎松散岩体进行粘结, 形成整体, 锚网喷支护能及时有效地将围岩控制在相对自稳期内, 积极保证围岩强度, 充分利用和发挥围岩自身的承载能力, 提高了施工进度和安全性, 取得了良好的安全经济效果。在改造围岩松散破碎老巷中采用提前注马丽散胶+锚网喷支护方法, 技术可行, 安全有效。
参考文献
围岩条件 篇6
当前我国煤矿复杂条件的巷道类型有:软岩巷道;窄煤柱沿空掘巷;深井巷道;受采动强烈影响巷道;围岩破碎巷道;强烈底鼓巷道等[1]。谢桥矿12418轨道平巷具有受采动强影响及两帮煤层破碎, 沿空侧大煤柱内富含构造带等难点, 该类条件下的煤巷锚杆强化控制技术的研究, 对谢桥矿及其他地质条件相类似的巷道具有十分重要的指导意义。12418轨道平巷所处地质综合柱状图如图1所示。
2 开采技术条件
谢桥矿12418工作面北侧11228工作面已回采完毕, 南侧煤层尚未开采。12418回风平巷设计断面 (净宽×中高) 5.0 m×3.0 m, 巷道长度750 m, 平均埋深600 m, 巷道平均角度3°, 为全煤巷掘进, 煤层稳定, 平均厚度3.0 m, 倾角10°~15°, 平均13°。巷道顶板岩性依次为2.8 m砂质泥岩、5.8 m石岩砂岩、13.54 m泥岩, 底板分别为4.63 m泥岩、0.72 m煤线等。沿空侧大煤柱内发育有顺向断层, 地质构造如图2所示。
3 锚杆强化控制技术体系
当巷道周围层状岩体受到采掘工程影响后会产生两方面的反应, 一是由于各个岩层的刚度不同产生沿垂直层面方向上的离层膨胀, 二是沿层面方面的相对剪切滑移。理论和实践观测表明, 结构变形通常占整个变形的40%, 而松动扩容变形则占到整个巷道变形的60%[2]。
目前采用的等强锚杆 (锚索) 控制技术难以有效控制巷道围岩的变形破坏, 根据在淮南矿区多年的研究与实践, 提出了锚杆强化控制技术体系。锚杆强化控制技术体系包括锚杆支护承载性能强化、巷道破裂围岩体强度强化和围岩承载结构强化。
3.1 锚杆承载性能强化
煤巷锚杆支护锚杆对围岩的初始支护强度达到0.3 MPa时, 围岩的深浅部松动、深部位移基本可以消除。以高强度高预紧力为核心的“三高”锚杆支护可以满足复杂条件下巷道锚杆支护的要求[3]。
“三高”是指锚杆应具备高预拉力、高刚度 (包括相关附件) 、高强度。实践过程中锚杆的预拉力应在10 t左右方可保证围岩有0.3 MPa的初始支护强度。
3.2 破裂围岩体强度强化
煤层巷道围岩强度一般都较低, 开挖以后必然产生一定程度的破坏, 浅部的围岩处于低围压破裂状态, 承载能力很低, 在根本上决定着巷道围岩的稳定性, 只有对巷道周围低围压破裂岩石进行有效加固, 才能提高巷道围岩的承载能力和稳定性。通常采用锚杆和注浆两种加固方式。
3.3 巷道围岩结构的强化
巷道围岩结构的强化包括顶板的安全控制、弱化区的补强控制和关键承载区的加强等三部分内容。
采用小孔径预拉力钢绞线桁架系统强化顶板承载结构, 可确保顶板结构稳定。巷道两帮煤体是天然的软弱部位, 有针对性补强, 可减弱或控制这些区域的松动变形破坏, 维护巷道围岩的整体承载性能。顶板的中部、不规则断面的高帮中上等关键部位的加强, 可促成支护围岩整体承载结构的形成或强化, 以多层次的联合支护来实现支护体和围岩间的主动和动态的相互作用。
4 巷道支护参数设计
根据锚杆强化控制技术的思想, 巷道支护参数设计为:
(1) 巷道顶板采用7根IV级左旋螺纹钢超高强预拉力锚杆加5.0 m T1型钢带、φ6 mm冷拔电弧焊网 (或8#菱形金属网) 联合支护, 锚杆规格为φ22-M24-2 800 mm, 每根锚杆采用两节Z2360型中速树脂药卷加长锚固;锚杆间距800 mm, 排距900 mm。
(2) 巷道高帮采用6根高强预拉力锚杆加3.0 m长M3型钢带、φ6 mm冷拔电弧焊网 (或8#菱形金属网) 联合支护, 其中最上面的一根锚杆 (配300 mm×300 mm大托盘) 单独打在巷道肩角处, 其余5根锚杆按钢带眼位打眼。低帮采用4根高强预拉力锚杆加2.5 m长M3型钢带、φ6 mm冷拔电弧焊网 (或8#菱形金属网) 联合支护, 锚杆规格均为φ20-M22-2 500 mm。采用一节Z2380型中速树脂药卷加长锚固;高帮锚杆间距为700 mm, 低帮锚杆间距为750 mm;排距均为900 mm。
(3) 在顶板每2排锚杆沿走向布置两套高预应力锚索梁, 锚索梁采用交替式 (迈步式) 布置。沿顶板中线两侧各0.9 m布置锚索钻孔, 眼孔深度6.0 m, 锚索与顶板垂直, 钢绞线规格为φ17.8×6.3 m, 钢绞线下铺设2.2 m长16#槽钢, 槽钢上两眼间距1.8 m。每孔采用三节Z2380中速树脂药卷加长锚固, 以保证锚固效果;预紧力80~100 k N, 锚固力不低于200 k N。
(4) 顶帮破碎处, 施工3~4根单体锚杆加强, 采用加长锚固方式, 每根锚杆采用两节Z2360型中速树脂药卷锚固。
巷道帮顶锚杆 (索) 布置断面如图3所示, 顶板锚索布置如图4所示。
5 矿压观测效果分析
12418轨道平巷采取锚杆强化控制技术进尺50 m后, 开始按50~60 m间距设置测站, 共设置测站12处, 主要用于监测巷道围岩表面及顶板离层变形规律的研究, 现对具有典型代表意义的5#测站进行矿压规律分析。5#测站处巷道两帮位移量变化和位移速度变化分别如图5所示。巷道底板底鼓量的位移变化及底鼓速度变化分别如图6所示。
从图5可以看出, 沿空侧煤在位移量占到两帮位移的2/3左右, 巷道两帮最终位移量为420 mm, 巷道掘出3 d后两帮位移速度达到最大, 为45 mm/d, 巷道掘出20 d后两帮位移速度基本保持在0.2 mm/d左右。
从测站的实际监测效果来看, 巷道的底鼓量占到巷道顶底板移近量的95%以上, 且由图6可以看出, 底鼓持续的时间长, 巷道掘出200 d后才基本保持不再变形, 此外, 巷道的底鼓最大速度表现在巷道掘出4~6 d之间, 最大速度达60 mm/d, 巷道掘出20 d后底鼓速度逐步下降, 但由于卧底后打破了巷道形成的围岩平衡, 每次卧底后, 底鼓速度均有所变化。巷道累计卧底量达600 mm。
6 主要结论
以强化锚杆支护承载性能、强化巷道破裂围岩体强度和强化围岩承载结构为核心的围岩强化控制理论可有效控制富含构造带大煤柱沿空巷道的围岩变形。沿空侧巷道帮部变形量及变形度为实体煤帮变形量的2倍, 两帮的变形速度及稳定时间基本一致。巷道的顶底板变形基本表现为强底鼓, 底鼓量占到顶底板移近量的95%以上, 累计卧底量达600 mm。
参考文献
[1]侯朝炯.困难复杂条件下的煤巷锚杆支护[J].岩土工程学报, 2001.23 (1) :84-88.
[2]侯朝炯, 郭励生, 勾攀峰, 等.煤巷锚杆支护[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1999.
[3]张农, 高明仕.煤巷高强预应力锚杆支护技术与应用[J].中国矿业大学学报, 2004.33 (5) :524-527.
围岩条件 篇7
关键词：隧道仰拱,病害,数值分析,衬砌,塌方
1 工程概述
该隧道工程位于某二级高速公路上, 隧址区属北亚热带温和、多雨、多雾湿润气候区, 区内立体气候显著, 具四季分明, 冬冷有寒雪、夏热、秋凉的季节特征。隧道里程桩号K60+785~K63+515, 长2 730 m, 属长隧道。
隧道区内存在的主要不良地质为煤层瓦斯, 无其他类型的不良地质现象。区内地下水接受补给来源单一, 主要为大气降水, 地下水动态变化同大气降水密切相关, 受大气降水控制。
2 问题阐述
在隧道开挖施工的过程中, 对于Ⅳ, Ⅴ级围岩地段, 通常隧道衬砌断面设置仰拱, 仰拱是隧道结构的主要组成部分之一, 它是隧道结构的基础。它一方面要将隧道上部的地层压力通过隧道边墙结构或将路面上的荷载有效的传递到地下, 而且还有效的抵抗隧道下部地层传来的反力, 仰拱的作用在于使结构成为统一的受力结构, 即仰拱施工完后的隧道断面应是整体统一的承受来自初期支护的压力[1,2]。在仰拱的施工过程中, 通常先挖去一边拱脚, 然后路面填充混凝土, 再挖去另一边拱脚, 最后施作混凝土, 使之成为统一的结构。
一般在地质条件较差的情况下, 仰拱开挖长度不宜超过5 m~10 m, 且开挖后应立即喷射混凝土, 钢架支立, 待混凝土强度达到75%后, 方可再次开挖。但在该隧道仰拱开挖过程中, 存在一次性开挖拱脚近30 m距离, 致使隧道断面处于悬空失稳状态, 最终导致隧道施工塌方问题。
图1, 图2为拱脚开挖时 (坍塌前后) 断面K62+120的周边收敛以及拱顶下沉的监测量测[3]数据。
由图1和图2可知:断面K62+120在开挖后20 d内周边收敛速率逐渐变缓, 累计收敛值趋于收敛, 这是因为隧道开挖后, 没有进行过长的仰拱开挖, 此时围岩具有一定的自稳能力, 周边变形量很小, 虽然岩体由于开挖后产生了应力重分布, 由于没有其他因素影响, 应力重分布趋于稳定即收敛速率逐渐变缓至稳定。但随后仰拱开挖过长, 且没有及时将断面支护封闭成环, 洞室开挖后局部地区产生了塑性挤压流动或剪切流动, 破坏了围岩应力的自稳性, 从而导致了该断面的失稳[4,5,6]。
图3和图4亦反映了由于仰拱开挖后未及时支护成环, 超挖而引起的拱顶下沉速率不收敛导致断面失稳。由实际监测数据可知, 隧道衬砌结构随着拱脚的开挖长度加大, 其拱顶下沉速率和周边收敛速率均加快, 随着下沉与收敛累计值的增加, 最终导致结构物的破坏, 发生塌方事故。
本文为了分析隧道施作仰拱时, 拱脚开挖的距离长短对断面衬砌影响的范围, 采用三维模型对实际情况进行有限元模拟分析。
3 分析参数及计算模型
本文采用ANSYS三维弹塑性非线性方法[7]进行计算, 围岩采用Drucker-Prager屈服准则。选择隧道失稳时的断面即K62+120, 该断面围岩为Ⅳ级, 衬砌类型为S4y, 埋深286 m。隧道断面尺寸及围岩参数[8]见表1, 表2及图5。
首先建立隧道整体模型, 计算出作用于隧道衬砌上方的围岩压力, 计算采用“地层—结构”模型, 围岩采用单元Solid45, 混凝土单元采用Solid65, 模型如图6所示。
在由ANSYS得出作用于衬砌上方的围岩压力后, 将围岩压力作用于衬砌结构上, 利用ekill命令将超挖部分的仰拱单元删除, 再次建立隧道衬砌模型如图7所示。
4 计算结果及数据分析
通过模型模拟, 首先模拟拱脚处开挖30 m后, 超挖段衬砌X方向变形图见图8。
分析结果后可得, 结构最大变形量为:X正方向变形1.107 m, 即拱脚处向临空面变形了1.107 m, 在有限元模拟分析中, 未加入结构的破损参数, 但是从实际出发可知, 当变形达到1.107 m, 即可以认为结构已经向右方向坍塌, 模拟与实际相符合。
模拟开挖20 m后, 衬砌断面的X方向变形图见图9。
分析结构后可知, 结构变形位于超挖位置中, 最大变形量为:X正方向变形30.8 cm, 即拱脚处向右边变形了30.8 cm, 从实际分析可知, 当变形达到30.8 cm时, 即可以认为结构已经向右发生屈服, 即将或已经坍塌, 模拟与实际相符合。
模拟开挖5 m后, 衬砌断面的X方向变形图见图10。
分析结果可知:当开挖的拱脚只有5 m距离时, 结构悬空处向右变形仅仅只有3.7 cm, 这是安全的变形范围, 说明此时结构仍然处于弹性稳定变形中。这与实际情况相符。
图11为模拟K62+120断面变形量随仰拱一次性开挖长度增加的变化趋势图, 模拟仰拱一次性开挖长度为2 m, 4 m, 6 m, …, 30 m。可以看出当仰拱一次性开挖长度在10 m以内时, 断面X方向变形量呈线性变化, 此时围岩和衬砌结构共同稳定变形, 且围岩展现出一定的自稳性;当开挖长度超过10 m后, 可以明显看出断面变形量呈指数增长, 即仰拱开挖过长未及时支护围岩, 导致围岩急剧变形甚至失稳, 且未封闭成环的衬砌不能提供阻止围岩变形的弹性抗力致使断面的失稳坍塌。仰拱拱脚处的开挖, 一次开挖长度不宜超过10 m, 喷射混凝土, 钢架支立, 待混凝土强度达到75%后, 方可再次开挖。
5 结语
通过对仰拱施作时, 拱脚处的开挖距离数值模拟分析可以得出下面结论:
1) 不良地质隧道施工应坚持“短开挖、弱爆破、短进尺、强支护、早封闭、勤量测”的原则, 实践证明, 科学合理的安排仰拱跟进距离, 能保证施工的速度与安全。
2) 拱脚的开挖距离过大会导致拱顶和周边出现较大变形, 故仰拱施工中拱脚的开挖应引起高度关注, 开挖前必须按照设计做好拱墙处锁脚锚杆等。
3) Ⅳ级围岩条件下仰拱拱脚处的开挖, 一次开挖长度不宜超过10 m。当开挖长度保持在10 m内时, 开挖后的衬砌向临空面变形呈线性函数变化;当开挖长度超过10 m时, 衬砌变形呈指数函数增长, 即有失稳破坏的危险。当仰拱开挖后, 应及时喷射混凝土, 钢架支立, 待混凝土强度达到75%后, 方可再次开挖。
4) 加强施工监控量测, 及时掌握围岩收敛数据, 可有效反馈并指导仰拱开挖长度和跟进距离。
参考文献
[1]赵明阶.岩石力学[M].北京:人民交通出版社, 2011.
[2]王成.隧道工程[M].重庆:重庆大学出版社, 2011.
[3]李晓红.隧道新奥法及其量测技术[M].北京:科学出版社, 2002.
[4]陈克良.深埋隧道仰拱边墙连接方式力学效应分析[J].岩土工程与地下工程, 2011, 32 (1) :85-87.
[5]陈贵红.仰拱型式对隧道结构的影响[J].公路, 2004 (11) :145-147.
[6]王明年, 翁汉民.隧道仰拱的力学行为研究[J].岩土工程学报, 1999 (1) :46-53.
[7]何本国, 王洋.ANSYS土木工程应用实例[M].北京:中国水利水电出版社, 2011.