锚网喷联合支护
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摘 要 : 以鸣山煤矿北翼副暗斜井绞车房为例 , 运用塑性区理论和 FLAC3D数值模拟软件计算分析 了大断面硐室围岩的稳定性 , 进行了大断面硐室锚网喷联合支护初始方案设计 , 并通过后期现场观 测 , 说明锚网喷联合支护效果良好 , 能够保证硐室围岩的长期安全稳定 。 关键词 : 锚网喷联合支护 ; 大断面硐室 ; 塑性区理论 ; 数值模拟 ; 安全稳定 中图分类号 : TD354 文献标识码 : A 文章编号 : 0253 - 2336 (2005) 11 - 0068 - 04
Stab ility ana lysis on surround ing rock of large cross section cham ber supported w ith bolt / steel m esh / shotcrete com b ined system
ZHEN G Hou2fa1 , WANG J ia2chen2 , ZHU Hong2jie2
量 、安全可靠的前提下 , 降低支护成本 , 提前完 工 , 为矿建工程服务 。 212 支护参数的确定 通过工程类比法和数值模拟计算 , 支护参数确 定为 : 初喷混凝土 50 mm; 一次锚网喷 : 锚杆直径 为 20 mm、长 2 400 mm , 材质为螺纹钢 , 间排距 为 800 mm ×800 mm , 树脂药卷端头锚固 , 金属网 长 ×宽为 2 000 mm ×1 000 mm , 用直径为 615 mm 钢筋焊接而成 , 网目长 ×宽为 100 mm ×100 mm , 搭接长度为 200 mm , 喷混凝土厚度为 80 mm; 二 次锚网喷 : 锚杆直径为 22 mm、长 2 400 mm , 与 初次锚杆呈三花眼形布置 , 喷混凝土厚为 120 mm (根据具体情况可以分两次或多次喷 ) , 其它参数 同初次锚网喷 。
为严重 , 岩体承载能力较低 , 应力低于原始应力 。
硐室围岩塑性区大小和围岩变形量是反映硐室围岩
稳定性的主要指标 。
η
由于硐室围岩变形量 [ 1 ] up = B0
R r
R ( r为巷
道半径 ; η为变形系数 ) , 与塑性区半径相关 , 因此
可以用硐室围岩塑性区半径 R 的大小判断硐室围
岩的稳定性 , R 值越大 , 硐室就越不稳定 。根据硐
3 稳定性理论分析
311 塑性区理论分析
硐室开挖后 , 应力发生重新分布 , 在硐室表面
附近形成一定范围的塑性区 , 导致硐室围岩稳定性
下降 。塑性区外圈虽然会发生一定程度的塑性破
坏 , 但是在三向应力的作用下 , 岩体承载能力仍然
较大 , 应力高于原始应力 ; 而塑性区内圈由于最大
主应力与最小主应力的差值较大 , 围岩变形破坏极
源自文库
图中可以看出 , 硐室刚开挖时 , 顶板急剧下沉 , 表
© 1994-2006 China Academic Journal Electronic Publishing House. All rights reserved. http://www.cnki.net
第 33卷第 11期 煤 炭 科 学 技 术 2005年 11月
σ c
———单向抗压强度
,
取
37 M Pa;
a———巷道半径 , 取 5 m;
k
=
1 1
+ -
ssiinnφφ,
取
31255,
φ为岩体内摩擦
角。
硐室围岩塑性区半径 R 计算结果与数值模拟 结果 (R = 215 m ) 基本上一致 。
(2) 硐室围岩稳定性验算按围岩松动圈理论 计算硐室围岩稳定性系数 [ 2 ] N :
第 33卷第 11期 煤 炭 科 学 技 术 2005年 11月
锚网喷联合支护大断面硐室围岩稳定性分析
郑厚发 1 , 王家臣 2 , 朱红杰 2
(11中国煤炭工业协会 科技发展部 , 北京 100013; 21中国矿业大学 (北京 ) , 北京 100083)
69
© 1994-2006 China Academic Journal Electronic Publishing House. All rights reserved. http://www.cnki.net
第 33卷第 11期 煤 炭 科 学 技 术 2005年 11月
1 工程概述
鸣山煤矿为设计能力为 20万 t/ a的小型矿井 , 采用立井 ———暗斜井多水平分区式开拓方式 , 立井 只到一水平 ( - 150 m ) , 暗斜井从一水平到三水 平 ( - 450 m ) 。 - 600 mm 北翼副暗斜井是该矿井 四水平开拓延深工程 , 井筒全长 438 m , 坡度 20°。 副暗斜井绞车房掘进断面长 ×宽 ×高为 11 m × 1016 m ×617 m 的半圆拱形断面 , 掘进断面积 58 m2 , 掘进体积 638 m3 , 属于特大断面硐室 。 绞车房布置在官山段 B3 煤层底板中 , 标高为
N
=
c
+
L0
b + 011
= 1114
式中 L0 ———锚杆设计长度 , 取 214 m;
c———锚杆间排距 , 取 014 m;
b———组合拱厚度 , b = h - c, h为松动圈厚
度 , 实测值为 210 m。
按 组 合 拱 理 论 锚 杆 支 护 参 数 计 算 稳 定 性 系
数 [2] :
右 、前后边界受单向约束 , 考虑到硐室受水平构造
应力的影响较大 , 在前后 、左右边界施加一定的水
平应力 , 以满足硐室水平应力的要求 。
412 硐室围岩稳定性
(1) 硐室表面位移量 。图 1为硐室顶板下沉量
变化曲线 。图中横坐标表示计算时步数 , 可以理解
为硐室开挖后的时间 ; 纵坐标表示顶板下沉量 。从
室 围 岩 塑 性 区 半 径 计 算 公 式 [1] : R =
a
2
σ c
+ (k
-
1) p
k + 1σc + ( k - 1) pi
1
k- 1
,
可以得知塑性区半径
R
的影响因素分为两类 : 一是不可控因素 , 如原岩应
力
p、岩体单向抗压强度
σ c
、岩
体内摩擦角
φ等
;
二是可控制因素 , 如支护阻力 pi、塑性区内岩体的
- 450 m , 围岩以钙质胶结的细粉砂岩和泥质胶结 的砂质页岩为主 , 普氏系数为 4 ～6, 中等稳定 , 但由于硐室跨度大 , 施工工艺复杂 , 硐室开挖后 , 应力重新分布 , 会发生局部范围的应力集中 , 围岩 塑性变形严重 , 承载能力急剧下降 , 在较小的采动
68
影响下 , 就有片帮和冒顶现象发生 , 造成支护极为 困难 , 是矿井延深工程中主要技术难题之一 , 因 此 , 进行合理支护设计与施工具有重要意义 。
N
=
111
L0 +W
/10
= 1111
式中 W ———硐室跨度 , 取 1016 m。
按上述两种理论计算得到硐室围岩稳定性系数
均大于 111, 说明锚网喷联合支护初始设计参数符 合硐室围岩安全稳定的要求 。
4 稳定性数值分析
411 模型的建立 数值模拟软 件采 用美 国 Itasca 公司 FLAC3D , 第一步建立计算模型 , 根据工程实际情况和考虑边 界效应的影响 , 模型长 ×宽 ×高为 120 m ×120 m ×65 m , 再从研究侧重点出发 , 为简化计算及划分 单元所限 , 采用不等分划分网格 , 模型共划分为
余强度 。如此才能够减小塑性区范围 , 保证硐室的 围岩稳定 。
312 塑性区半径计算
( 1) 计算硐室围岩塑性区半径 [ 1 ] R:
R
=a
2
σ c
+ (k
-
1) p
k + 1σc + ( k - 1) pi
1 k- 1
= 213 m
式中 p———原岩应力 , 取 11125 M Pa;
pi ———巷道周边处的支护阻力 , 取 60 kN;
Abstract: Taking the w inch chamber in the auxiliary blind inclined shaft at the north w ing ofM ingshan M ine as a case, the paper calcu2 lated and analyzed the stability of the surrounding rock for the large cross section chamber with the p lastic zone theory and FLAC3D numeri2 cal simulation software. A p relim inary p lan of bolt/ steel mesh / shotcrete combined support for the large cross section chamber was de2 signed. The late site monitoring and measuring results showed that the results of the bolt/ steel mesh / shotcrete combined support for the chamber was excellent and the combined support could keep a long team safety stability of the surrounding rock for the chamber. Key words: bolt/ steel mesh / shotcrete combined support system; large cross section chamber; p lastic zone theory; numerical simulation; safety stabilization
2 硐室支护初始设计方案
211 支护方式的选择 绞车房原设计支护方式为混凝土砌碹 , 厚 400 mm , 壁后充填 130 mm , 为该矿井大断面硐室传统 支护方式 , 虽然支护强度大 , 整体性较好 , 服务时 间长 , 但是施工速度慢 , 工期长 , 支护成本高 , 安 全可靠性差 , 受动压影响易掉碹空顶 , 不利于维 护 。考虑到现有水平采区产量大幅度降低 , 水平接 替紧张 , 临时绞车房已不能满足延深工程的提升任 务 , 此绞车房尽早完工投入使用迫在眉睫 , 经多次 技术论证 , 决定改革传统支护方式 , 采用锚网喷联 合支护新技术 , 以加快施工速度 , 在保证施工质
残余强度
σ3 c
等,
因此 ,
为了保证硐室围岩的稳定
性 , 必须要求对硐室周边围岩有足够高的支护阻力
和塑性区内岩体有较高的残余强度 , 锚网喷联合支
护正好能够满足此要求 。
根据巷道锚杆 支护 的围 岩强 化强 度理 论 [ 3 ] ,
通过施加初锚力 (预紧力 ) 的锚杆 、金属网和喷
混凝土层与围岩形成相互作用的统一体 (即锚固 体 ) 。一方面可以共同承载 , 提高支护阻力 ; 另一 方面能够改善塑性变形状态下岩体的力学性能 , 相 应地提高锚固区内岩体的峰值强度 、峰后强度和残
68 750个单元 , 模型材料采用莫尔 - 库仑准则 , 岩
石力学参数根据现场提供的资料选取 。地应力根据
采深进行估算 ,
垂直应力
σ z
= 11125 M Pa,
水平应
力
σ x
= 33175 M Pa,
σ y
= 11125 M Pa;
上边界为自
由边界 , 作用均布载荷 , 下边界为固定边界 , 左
( 1. D epa rtm en t of S cience and Technology D evelopm en t, Ch ina A ssocia tion of Coal Industry, B eijing 100013, Ch ina; 2. Ch ine U n iversity of M ining and Technology, B eijing 100083, Ch ina)
Stab ility ana lysis on surround ing rock of large cross section cham ber supported w ith bolt / steel m esh / shotcrete com b ined system
ZHEN G Hou2fa1 , WANG J ia2chen2 , ZHU Hong2jie2
量 、安全可靠的前提下 , 降低支护成本 , 提前完 工 , 为矿建工程服务 。 212 支护参数的确定 通过工程类比法和数值模拟计算 , 支护参数确 定为 : 初喷混凝土 50 mm; 一次锚网喷 : 锚杆直径 为 20 mm、长 2 400 mm , 材质为螺纹钢 , 间排距 为 800 mm ×800 mm , 树脂药卷端头锚固 , 金属网 长 ×宽为 2 000 mm ×1 000 mm , 用直径为 615 mm 钢筋焊接而成 , 网目长 ×宽为 100 mm ×100 mm , 搭接长度为 200 mm , 喷混凝土厚度为 80 mm; 二 次锚网喷 : 锚杆直径为 22 mm、长 2 400 mm , 与 初次锚杆呈三花眼形布置 , 喷混凝土厚为 120 mm (根据具体情况可以分两次或多次喷 ) , 其它参数 同初次锚网喷 。
为严重 , 岩体承载能力较低 , 应力低于原始应力 。
硐室围岩塑性区大小和围岩变形量是反映硐室围岩
稳定性的主要指标 。
η
由于硐室围岩变形量 [ 1 ] up = B0
R r
R ( r为巷
道半径 ; η为变形系数 ) , 与塑性区半径相关 , 因此
可以用硐室围岩塑性区半径 R 的大小判断硐室围
岩的稳定性 , R 值越大 , 硐室就越不稳定 。根据硐
3 稳定性理论分析
311 塑性区理论分析
硐室开挖后 , 应力发生重新分布 , 在硐室表面
附近形成一定范围的塑性区 , 导致硐室围岩稳定性
下降 。塑性区外圈虽然会发生一定程度的塑性破
坏 , 但是在三向应力的作用下 , 岩体承载能力仍然
较大 , 应力高于原始应力 ; 而塑性区内圈由于最大
主应力与最小主应力的差值较大 , 围岩变形破坏极
源自文库
图中可以看出 , 硐室刚开挖时 , 顶板急剧下沉 , 表
© 1994-2006 China Academic Journal Electronic Publishing House. All rights reserved. http://www.cnki.net
第 33卷第 11期 煤 炭 科 学 技 术 2005年 11月
σ c
———单向抗压强度
,
取
37 M Pa;
a———巷道半径 , 取 5 m;
k
=
1 1
+ -
ssiinnφφ,
取
31255,
φ为岩体内摩擦
角。
硐室围岩塑性区半径 R 计算结果与数值模拟 结果 (R = 215 m ) 基本上一致 。
(2) 硐室围岩稳定性验算按围岩松动圈理论 计算硐室围岩稳定性系数 [ 2 ] N :
第 33卷第 11期 煤 炭 科 学 技 术 2005年 11月
锚网喷联合支护大断面硐室围岩稳定性分析
郑厚发 1 , 王家臣 2 , 朱红杰 2
(11中国煤炭工业协会 科技发展部 , 北京 100013; 21中国矿业大学 (北京 ) , 北京 100083)
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© 1994-2006 China Academic Journal Electronic Publishing House. All rights reserved. http://www.cnki.net
第 33卷第 11期 煤 炭 科 学 技 术 2005年 11月
1 工程概述
鸣山煤矿为设计能力为 20万 t/ a的小型矿井 , 采用立井 ———暗斜井多水平分区式开拓方式 , 立井 只到一水平 ( - 150 m ) , 暗斜井从一水平到三水 平 ( - 450 m ) 。 - 600 mm 北翼副暗斜井是该矿井 四水平开拓延深工程 , 井筒全长 438 m , 坡度 20°。 副暗斜井绞车房掘进断面长 ×宽 ×高为 11 m × 1016 m ×617 m 的半圆拱形断面 , 掘进断面积 58 m2 , 掘进体积 638 m3 , 属于特大断面硐室 。 绞车房布置在官山段 B3 煤层底板中 , 标高为
N
=
c
+
L0
b + 011
= 1114
式中 L0 ———锚杆设计长度 , 取 214 m;
c———锚杆间排距 , 取 014 m;
b———组合拱厚度 , b = h - c, h为松动圈厚
度 , 实测值为 210 m。
按 组 合 拱 理 论 锚 杆 支 护 参 数 计 算 稳 定 性 系
数 [2] :
右 、前后边界受单向约束 , 考虑到硐室受水平构造
应力的影响较大 , 在前后 、左右边界施加一定的水
平应力 , 以满足硐室水平应力的要求 。
412 硐室围岩稳定性
(1) 硐室表面位移量 。图 1为硐室顶板下沉量
变化曲线 。图中横坐标表示计算时步数 , 可以理解
为硐室开挖后的时间 ; 纵坐标表示顶板下沉量 。从
室 围 岩 塑 性 区 半 径 计 算 公 式 [1] : R =
a
2
σ c
+ (k
-
1) p
k + 1σc + ( k - 1) pi
1
k- 1
,
可以得知塑性区半径
R
的影响因素分为两类 : 一是不可控因素 , 如原岩应
力
p、岩体单向抗压强度
σ c
、岩
体内摩擦角
φ等
;
二是可控制因素 , 如支护阻力 pi、塑性区内岩体的
- 450 m , 围岩以钙质胶结的细粉砂岩和泥质胶结 的砂质页岩为主 , 普氏系数为 4 ～6, 中等稳定 , 但由于硐室跨度大 , 施工工艺复杂 , 硐室开挖后 , 应力重新分布 , 会发生局部范围的应力集中 , 围岩 塑性变形严重 , 承载能力急剧下降 , 在较小的采动
68
影响下 , 就有片帮和冒顶现象发生 , 造成支护极为 困难 , 是矿井延深工程中主要技术难题之一 , 因 此 , 进行合理支护设计与施工具有重要意义 。
N
=
111
L0 +W
/10
= 1111
式中 W ———硐室跨度 , 取 1016 m。
按上述两种理论计算得到硐室围岩稳定性系数
均大于 111, 说明锚网喷联合支护初始设计参数符 合硐室围岩安全稳定的要求 。
4 稳定性数值分析
411 模型的建立 数值模拟软 件采 用美 国 Itasca 公司 FLAC3D , 第一步建立计算模型 , 根据工程实际情况和考虑边 界效应的影响 , 模型长 ×宽 ×高为 120 m ×120 m ×65 m , 再从研究侧重点出发 , 为简化计算及划分 单元所限 , 采用不等分划分网格 , 模型共划分为
余强度 。如此才能够减小塑性区范围 , 保证硐室的 围岩稳定 。
312 塑性区半径计算
( 1) 计算硐室围岩塑性区半径 [ 1 ] R:
R
=a
2
σ c
+ (k
-
1) p
k + 1σc + ( k - 1) pi
1 k- 1
= 213 m
式中 p———原岩应力 , 取 11125 M Pa;
pi ———巷道周边处的支护阻力 , 取 60 kN;
Abstract: Taking the w inch chamber in the auxiliary blind inclined shaft at the north w ing ofM ingshan M ine as a case, the paper calcu2 lated and analyzed the stability of the surrounding rock for the large cross section chamber with the p lastic zone theory and FLAC3D numeri2 cal simulation software. A p relim inary p lan of bolt/ steel mesh / shotcrete combined support for the large cross section chamber was de2 signed. The late site monitoring and measuring results showed that the results of the bolt/ steel mesh / shotcrete combined support for the chamber was excellent and the combined support could keep a long team safety stability of the surrounding rock for the chamber. Key words: bolt/ steel mesh / shotcrete combined support system; large cross section chamber; p lastic zone theory; numerical simulation; safety stabilization
2 硐室支护初始设计方案
211 支护方式的选择 绞车房原设计支护方式为混凝土砌碹 , 厚 400 mm , 壁后充填 130 mm , 为该矿井大断面硐室传统 支护方式 , 虽然支护强度大 , 整体性较好 , 服务时 间长 , 但是施工速度慢 , 工期长 , 支护成本高 , 安 全可靠性差 , 受动压影响易掉碹空顶 , 不利于维 护 。考虑到现有水平采区产量大幅度降低 , 水平接 替紧张 , 临时绞车房已不能满足延深工程的提升任 务 , 此绞车房尽早完工投入使用迫在眉睫 , 经多次 技术论证 , 决定改革传统支护方式 , 采用锚网喷联 合支护新技术 , 以加快施工速度 , 在保证施工质
残余强度
σ3 c
等,
因此 ,
为了保证硐室围岩的稳定
性 , 必须要求对硐室周边围岩有足够高的支护阻力
和塑性区内岩体有较高的残余强度 , 锚网喷联合支
护正好能够满足此要求 。
根据巷道锚杆 支护 的围 岩强 化强 度理 论 [ 3 ] ,
通过施加初锚力 (预紧力 ) 的锚杆 、金属网和喷
混凝土层与围岩形成相互作用的统一体 (即锚固 体 ) 。一方面可以共同承载 , 提高支护阻力 ; 另一 方面能够改善塑性变形状态下岩体的力学性能 , 相 应地提高锚固区内岩体的峰值强度 、峰后强度和残
68 750个单元 , 模型材料采用莫尔 - 库仑准则 , 岩
石力学参数根据现场提供的资料选取 。地应力根据
采深进行估算 ,
垂直应力
σ z
= 11125 M Pa,
水平应
力
σ x
= 33175 M Pa,
σ y
= 11125 M Pa;
上边界为自
由边界 , 作用均布载荷 , 下边界为固定边界 , 左
( 1. D epa rtm en t of S cience and Technology D evelopm en t, Ch ina A ssocia tion of Coal Industry, B eijing 100013, Ch ina; 2. Ch ine U n iversity of M ining and Technology, B eijing 100083, Ch ina)