顶板方案范文

2024-05-05

顶板方案范文(精选12篇)

顶板方案 第1篇

取如下分隔的车库顶板作比较。采用两种布置, 板跨均为8.4×8.1, 各方向均为3跨 (A) 为采用普通主次梁板式结构, 在跨中两个方向各设置一根次梁, 成为十字交叉梁 (B) 为采用框梁及大板结构, 不设置次梁。

1 结构布置

主梁截面500×1 000, 次梁截面350×800, 周围为混凝土挡土墙, 具体见图1。

2 经济性分析及比较

1) 消防车荷载作用下比较。

a.荷载确定:恒载取相同两个方案均为20 k N/m2 (考虑覆土厚度为1 m) 。

根据GB 50009-2012建筑结构荷载规范表5.1.1消防车荷载为:当板跨大于6×6双向板20 k N/m2, 上部覆土厚度为1 m, 根据附录B表B.0.2折减系数为1.0, 计算梁配筋时根据规范5.1.2.1.3规定荷载可取0.8折减系数即16 k N/m2;板跨为4.2×4.05时可根据表5.1.1附注4进行在35和20之间内插, 荷载可取30 k N/m2, 再根据附录B.0.2表进行折减, 可取折减系数0.85, 最后取值25.5, 计算梁配筋时再折减0.8即20.4 k N/m2。由上可知采用A方案与B方案的活荷载取值相差较大, A方案比B方案活荷载大27.5%。考虑组合时A方案比B方案大12.9%。

b.计算。

采用PKPM进行分析比较, 混凝土标号采用C30, 关闭地震作用及风荷载计算, 梁和板采用不同的荷载分别计算, 得出结果分别统计钢筋及混凝土的用量 (计量采用PKPM的STAT-S模块) , 楼板均采用塑性方法进行计算, 并严格控制裂缝宽度 (人防顶板0.3 mm, 车库顶板0.2 mm) 及挠度满足规范要求, 根据荷载规范消防车荷载及人防荷载为偶然荷载准永久组合系数取0, 故当进行挠度裂缝计算时将活荷载调整为人防层4.0 k N/m2, 车库顶5.0 k N/m2准永久组合系数取0.5。

c.计算结果。

钢材及混凝土用量见表1。

由表1可见, 两种方案所用的混凝土量相差很小, B方案略小, 自重略轻。钢筋含量差异较大, B方案的梁中钢筋远小于A方案。且在施工中, 由于无次梁模板面积将减少很多, 施工措施费用B方案也会小于A方案。B方案的造价将远低于A方案。

2) 人防荷载作用下比较。

a.荷载取值:恒载均取2.0 k N/m2, 活载4.0 k N/m2, 人防荷载采用考虑上部结构为55 k N/m2。

b.计算:参数同消防车计算。

c.计算结果见表2。

由此可见两种方案所用的混凝土量相差很小, B方案略小, 自重略轻。钢筋含量差异较大, B方案的梁中钢筋远小于A方案。且在施工中, 由于无次梁模板面积将减少很多, 施工措施费用B方案也会小于A方案。B方案的造价将远低于A方案。

3 结论及原因分析

1) 在车库的顶板及人防顶板设计时因为防水要求, 板厚至少需要取250 mm, 故设计中采用大板时取300 mm (8.1 m的板跨板厚与跨度的比值为1/27) 时与采用次梁小板时板厚区别不大。根据前边比较也可看出两者混凝土用量 (即自重) 接近, 但是采用小板次梁结构体系时由于板跨较小, 板厚相对很大 (板厚与跨度的比为1/16.6) , 楼板配筋均为构造控制, 此时板的承载能力富裕度非常大, 不能有效发挥结构材料的作用, 故采用较大跨度板时更有利于钢筋发挥作用。

2) 采用次梁薄板时由于在主梁跨中增设了次梁, 板的荷载传递时有更多荷载传至主梁的跨中, 这时对主梁来说相同荷载不同的分布形式将带来更大的弯矩, 故这种布置从客观上来说更不利。

3) 消防车荷载是根据对不同消防车在板上的不利布置时的等效弯矩确定的, 所以板跨越大荷载取值可越小, 采用8×8跨度时所用的荷载远小于4 m×4 m时, 由于荷载差异很大, 也带来了配筋的巨大差距。

4) 采用大板结构时由于板的跨度与板厚比值较大, 挠度与裂缝控制尤为重要, 必须予以控制。

4 结语

在荷载较大, 规范要求对最小板厚做出限制时 (如人防顶板, 车库顶板0.000楼板等) , 采用大板结构将可以减少配筋量, 并且减少了空心板结构中需要额外增加的箱模以及较为复杂的施工工艺, 更为经济。建议大家在设计车库人防等结构时可采用这种体系将带来较好的社会效应, 为节约型社会贡献一份力量。

摘要:主要讨论了采用大跨实心楼板对车库顶板与人防顶板进行设计的做法, 对比分析了这种做法与传统的主次梁加楼板的经济性, 指出在人防或消防车荷载作用下, 采用大板加主梁结构体系更为经济。

关键词:主梁,楼板体系,经济性

参考文献

顶板专项整治方案 第2篇

关于顶板专项整治方案

为认真贯彻学习,落实万盛经济技术开发区安全生产监 督管理局(万盛安监发)〔2015〕21号转发《重庆煤监局市煤管局关于进一步深化煤矿顶板专项整治加强2015顶板管理工作的通知》的通知,结合我矿实际情况于4月9日下午召开矿长安全办公会议,专题研究布署在全矿集中开展顶板管理专项整治行动。认真落实矿委要求,有效防范和杜绝顶板事故,特制定本方案。

一、指导思想

坚持“安全第一、预防为主、综合治理”方针,按照“安全生产”的总体要求,进一步强化现场安全管理,扎实开展顶板安全管理专项整治行动,切实稳定安全生产形势,推动我矿安全工作再上新水平。

二、总体要求及目标

1、杜绝重伤及以上顶板事故; 2、2015顶板轻伤事故同比降低97%;

3、完善矿井顶板管理制度,形成及时有效的顶板隐患整治长效机制,巩固专项整治成果。

三、组织领导

为切实加强我矿顶板安全管理专项整治工作领导,切实督促、检查、指导各部门有效开展专项整治工作,矿成立专项整治工作领导小组: 组

长:石洪刚

副组长:石世荣

张祥林

成员:赵秀云

石发其

令狐强

成 钢

四、顶板集中整治具体安排

1、第一阶段:布置发动阶段4月1日至4月10日,宣传发动阶段,召开全矿队级以上干部会议和全矿职工大会,利用横幅、标语、牌板等形式进行宣传,让全矿所有职工都深刻领会此次活动的重要意义,动员全体职工积极参与到此次活动中来。

2、第二阶段:落实整治阶段4月11日至6月15日,对全矿所有采煤工作面、掘进工作面和巷道进行全面排查,对所检查出的隐患落实专人、落实资金进行集中整治。

3、第三阶段:验收总结阶段6月16至6月30日,认真对照《煤矿顶板专项集中整治验收表》进行自评考核,再形成总结上报区安监局并申请验收。

五、工作重点

(一)规范采煤方法和支护材料

1、为防止因开采过于集中引起顶板应力集中导致顶板事故发生,减少采面个数,由原来的两个采区三个采面规范为两个采区两个采面(即2101和2201工作面)。

2、禁止新掘巷道使用木支护和料石花碹(满碹干缝)支护

3、每个掘进工作面配备三根内注式金属支柱用于临时支护。

(二)强化矿井技术管理

1、确保《作业规程》合格、管理制度有效。

(1)、《作业规程》的编制能贯彻有关技术政策和结合实际选择先进适用的采、掘、支等技术,能有效指导现场生产(施工)作业,确保生产(施工)作业人员安全。

(2)、有健全的编制、审批和贯彻《作业规程》的管理制度,总工程师应每月至少组织一次《作业规程》复查,形成复查结论性意见。

2、工作面有顶板控制的专项措施,有开切眼和工作面收尾时的顶板管理专项措施。

3、生产矿井新的开拓、准备巷道和建设项目的所有开拓、准备巷道布置在稳定的岩体中。

4、制定井巷维修制度,加强井巷的维修,保证巷道设计断面,保证通风、运输的畅通和行人的安全。巷道失修率不得超过规定(回风巷失修率不超过7%,严重失修率不超过3%,主要进回风巷道实际断面不能小于设计断面的2/3),报废巷道和井筒必须按规定封闭。

5、失修巷道维修必须制定经矿技术负责人审批的专项安全技措施。

(三)强化现场管理

1、严格执行敲帮问顶制度,严禁空顶作业。开工前,班组长和跟班或带班人员必须对工作面进行全面检查,确认无危险后,方准作业人员进入工作面。

2、加强临时支护管理,采(掘)工作面,必须按照《作业规程》的要求,及时架设临时支护,严禁空顶作业。

3、回采工作面控顶范围内,无顶(底)板失控现象。

4、回采工作面顶板暴露面积沿工作面2m长的范围内局部空顶面积大于0.5m2,必须支护接顶。

5、回采工作面必须经常存有足够的备用支护材料(保证在先支后回的条件下备用不少于在用支柱量的10%和一定的坑木量)和处理顶板事故时必要的工具、器材。

6、回采工作面或巷道底板松软时,支柱必须穿鞋。

7、工作面上、下出口的两巷超前支护:距煤壁10m范围内进行加固支护

8、回采工作面控顶距符合《作业规程》要求,切顶线支柱数量齐全,挡矸有效,用矸石充填法管理顶板,局部悬顶和冒落高度不大,用丛柱加强支护。

9、回采工作面有伞檐时,必须有贴帮支护。靠煤壁点柱按《作业规程》要求支护及时、齐全。

10、巷道维修时,必须坚持先支进行临时支护后,再拆除原有已坏的支护和 “由外向里”依次维修的原则。

11、更换巷道碹拱时,在拆除原有碹拱前,应先加固临时支护,拆除原有碹拱后,必须及时除掉顶帮活矸和架设永久支护。

12、加强对全岩巷道悬石的清刁工作,每周对所有巷道巡查一次,发现隐患及时处理。在各条全岩巷道配备一套处理危岩的工具用具

(四)加强矿井安全管理质量标准化工作

1、建立健全煤矿顶板管理组织机构,成立以矿长、生产副矿长、技术负责人、安全员为核心的顶板管理专业领导小组。

2、建立顶板管理例会制度,领导小组每月召开一次专题会议,针对工作面顶管理存在的问题,研究制定技术方案、安全措施和实施办法;积极研究、探索岩巷、煤巷掘进顶板管理的新方法、新工艺,进一步提高矿井顶板管理水平。

3、建立顶板管理汇报制度,并制定汇报、处理、监督检查的程序。对施工班组、安全员反映的地质构造变化、顶板压力变化、工程质量等方面的问题,要有汇报记录,有采取的安全技术措施,有处理时间和负责人,对处理结果有检查落实措施

4、对顶板管理,要划分区段、明确责任,工作面负责人必须随时对工作面安全状况,特别是对工作面顶板进行检查,对顶帮的活石、危岩要指定专人进行处理。

5、开展班评估工作。每个生产作业班对工作面工程质量和顶板管理及《作业规程》、安全技术措施落实及安全隐患整改情况进行评估。

6、安全管理质量标准化工作每月自查一次,做好考核评分记录。

7、加强日常监督管理和考核,采取动态检查,每次检查有记录并存档,作为评级考核的依据。

六、工作要求

1、加强领导,精心组织

矿各级管理人员,要提高开展顶板管理集中专项整治重要性、紧迫性的认识,增强责任感,精心组织落实,在安全生产过程中坚持“七个一律”。

2、突出重点,严格检查。

各级管理人员必须加强现场管理,及时消除安全生产过程中存在的各类安全隐患,狠反“三违”,减少事故。对“三违”人员必须加强教育,严管重罚。

3、强化培训,遵章守纪。

要增强职工的安全意识,教育职工遵章守纪。矿要切实履行员工培训职责,从本矿井安全生产的实际出发,提高矿工应知、应会能力,提高矿工自救互救能力

4、发动群众,群防群治。

积极动员广大职工参与顶板专项整治活动,组织职工学规程、找隐患、不违章,采取“人盯人”、举报违章有奖等制度,紧紧依靠基层矿工的力量,强化管理,使职工逐步自觉养成严格按《作业规程》、严格按操作程序进行作业的好习惯,减少违章因素,杜绝事故发生。

煤矿顶板破碎巷道掘进 第3篇

关键词:人工假顶;撞楔法;架棚整体性;安全距离;顶板观测

1 工程概况

工作面概况:1694W 工作面位于-600水平西大巷六采区9煤层第四工作面,工作面標高-522.0~-640.0,该工作面上有1684W工作面和1693W工作面,现均已回采完毕。顶底板情况:老顶为粉砂岩,厚度0~5.9m,平均3.1m,深灰色,局部含植物化石和炭化体。直接顶为泥岩,厚度0~2.5m,平均1.9m,深灰色,上部含菱铁质结核及黄铁矿散晶,下部质软易碎。直接底为细砂岩,厚度3.3~5.7m,平均4.8m,褐灰色,含大量的根部化石。老底为泥岩,厚度8.1~10.0m,平均9.0m,深灰色,在底部含少量炭质和腐泥质。煤层结构属于复杂结构,局部煤层底部有一层不稳定泥岩夹矸,厚度0~0.2m左右。煤层厚度为1~3m,平均煤厚为2.5m,煤层倾角15°-25°,平均倾角为20°,煤层走向在40°左右。受地质构造、顶板压力影响,造成煤层顶板破碎,掘进时破板、破底厚度加大,局部可能全岩,增大原煤灰分。支护形式采用GU29-10.4m2拱形支架支护,棚距为600±50mm。

2 顶板破碎支护工艺

①临时支护及构造假顶。由于巷道顶板异常破碎而且煤岩体自稳能力差,随着巷道的掘进,顶板及两帮的煤矸倾漏下来,为保证巷道的安全快速掘进,防止顶板冒顶事故的发生,必须要采取相应的支护和构造人工假顶。具体方法是:先在巷道迎头向上25°左右对顶板打眼,深度打入1.4m左右,然后将管缝锚杆打入迎头破碎顶板中,管缝锚杆在架棚上方呈均匀分散布置。形成向前的一个超前支护区域(人工假顶),再在超前支护区域上方填好木料。

②缩小棚距减少空顶面积。调整支护形式,加强支护强度,将棚距由原来的600mm缩小为500mm,从而缩短空顶距,减小整体的空顶面积,在一定程度上控制住不稳定的顶板。

③打点柱、卡铁道加强架棚整体性与支护强度。在顶板破碎地带的架棚支护下,用大板或者液压支柱加打点柱,点柱要打牢打实,并用铅丝连好,可以加大架棚支护的强度,然后用3m长铁道将破碎地带内的架棚全部连在一起,并用斜卡缆将铁道和架棚锁住,从而将架棚的整体性提高,加强了整体的支护强度。

3 现场安全管理措施

掘进使用GU29-10.4m2金属拱型支架支护,棚距为600±50mm(如顶板压力较大,架棚变形严重时必须缩小棚距为500±50mm),棚梁与棚腿间的搭接400-40mm,搭接处上好三个卡缆,卡缆扭矩达到150 N·m,正顶铺塑料网,网搭接不小于100mm,网与网之间用铅丝连好,铅丝要求双丝多扣,连网间距不超过200mm/道。正顶及两帮各使用一趟角铁支拉板,支拉板要求放成线,不回撤。正顶及两帮用木小板插背,间距不大于200mm/块,要求插严背实。每班开工前检查迎头往外15m范围的架棚卡缆紧固情况,使其扭矩均达到150 N·m,歪扭的棚子及时扶正并插背好。对迎头往外20米范围内的巷道杂物进行清理,保持后路畅通。对后路压力大地段的架棚进行加固,在上顶卡好一道铁道,卡缆紧固符合要求,使其扭矩达到150 N·m,两根铁道之间必须穿袖卡,穿袖长度不小于700mm,随掘进向前倒铁道,每班对其进行检查,发现卡缆松的及时重新紧固。对缩搭接比较严重的地段及时打好一梁三柱的托板,梁、腿均使用三米大板。过构造期间,如顶板冒落需做好超前支护,使用半圆或铁撞楔打好超前撞楔控制好顶板,铁撞楔间距不大于500mm,直接打到冒落区域里面边缘,吃住劲,上顶搭好影子板。铁撞楔末端用铅丝或者卡缆固定好,以免伤人。施工过程中认真作好敲帮问顶及找掉工作,严格遵循先外后里、先顶后帮的原则。使用专用的长钎子找掉,找掉时,一人找掉,一人观山,操作要由有经验的老工人进行,严禁在槽口同时进行其他工作。任何人不得进入空顶区内作业。如果顶空小于300mm,用木料插严背实,顶空大于300mm时,打木垛接顶,打木垛时打好影子板,并有专人观山;如果无法打木垛时,上顶填1.0m以上的乱料填实并用小板插严背实。如随掘进迎头末一架棚子能与煤壁贴实,继续向前掘进时必须提前使用风锤(或者风钻)打眼后安装超前管缝锚杆控制顶板。管缝锚杆间距300mm,每排打不少于6根。从末两架棚子间隙向斜上方打,角度比边眼掘进角度略大,管缝锚杆外露不超过300mm。过冒顶区期间必须保证迎头20m范围内断面高度不小于2.4m,且后路畅通,迎头工作人员精神集中,统一指挥,其余无关人员撤职迎头20m以外,施工过程中要安排专人进行观山。迎头前劈严重时,要在巷道内安全地点,采取向前加打锚杆措施,以控制前劈程度,打锚杆时,人员要在有支护的地点操作,并有专人观山。

4 结束语

1694W工作面采用打撞楔的方法进行临时支护和打点柱、卡铁道加强架棚整体性与支护强度的方案以后,加强了巷道的支护强度,也保证了顶板的整体性,从一定程度上来讲,解决了顶板破碎巷道的安全掘进难题,而且大大提升了工作效率,减少了顶板事故的发生,降低了成本的投入,这种施工工艺在以后的顶板破碎工作面的掘进工作中可以大量推广。

参考文献:

[1]高如林.浅析煤矿掘进巷道顶板事故预防措施[J].中国高新技术企业,2013(3).

混凝土顶板模板施工方案 第4篇

关键词:混凝土,承重排架,计算,施工方案

1 概况

麻虎沟渣场整治工程排洪箱涵5.5 m×6 m三孔一联混凝土箱涵, 全长317 m, 共分26节, 纵坡1.46%, 除进口段第一节外其余25节顶板厚度均为1.20 m。根据现场施工条件, 顶板混凝土拟采用组合钢模板, 支撑采用工字钢和槽钢做八字撑, 支撑架搭设高度2.3 m。为了确保施工安全, 特制定此专项施工方案。

2 模板支设方案

模板采用组合钢模板, 主要规格为P9015;墙体采用P3015和P1015组合钢模板, 主楞采用[16×8.8工字钢, 间距0.75 m;次楞采用φ48×3.5 mm钢管, 间距20 cm;

3 模板及支架的强度、刚度及稳定性计算

荷载首先作用在底模上, 按照“底模→主楞 (工字钢) →斜撑 (槽钢) →连墙螺杆”的传力顺序进行强度、刚度和稳定性验算。

3.1 荷载参数

根据水电水利工程模板施工规范 (DL/T5110-2000) 计算模板的强度和刚度的荷载组合如下:

模板的自身重力:0.75 kN/m2;新浇筑混凝土的重力:25kN/m3;钢筋和预埋件的重力:1.0 kN/m2 (以实际值计) ;施工人员和机具设备的重力:2.5 kN/m2;振捣混凝土时产生的荷载;1.0 kN/m2。

3.2 模板参数

模板支撑间距:次楞采用φ48×3.5 mm钢管, 间距0.20 m;主楞采用[16×8.8工字钢, 间距0.75 m。

模板厚度:组合钢模板面板厚2.5 mm。

3.3 板底组合钢模板的强度和刚度验算

模板按三跨连续梁计算, 荷载计算按单位宽度折算为线荷载:

施工人员及设备活荷载标准值:x4=2.5×1=2.5 (k N/m) ;振捣混凝土时产生的荷载标准值:x5=1×1=1 (kN/m) 。以上1、2、3项为恒载, 取分项系数为1.35, 4、5为活荷载, 取分项系数为1.4, 底模板的荷载设计值为:

对荷载分布进行最不利布置, 最大弯矩取跨中和支座弯矩的较大值。

跨中最大弯矩计算公式如下:

支座最大弯矩计算公式如下:

3.3.1 模板的抗弯强度验算:

取Max (M1max, M2max) 进行模板抗弯强度验算, 即:σ=M/W≤f

模板抗弯设计强度小于205 N/mm2, 满足要求。

3.3.2 模板的抗剪强度验算

荷载对模板产生的剪力为:

按照下面公式对模板进行抗剪强度验算:

模板抗剪设计强度小于120 N/mm2, 满足要求。

3.3.3 模板的挠度验算

查表得模板的弹性模量:E=2.06×105 N/mm2, 惯性矩I=26.97cm4

根据JGJ130-2001, 刚度验算时采用荷载短期效应组合, 取荷载标准值计算, 不乘分项系数, 因此模板的变形按照下面公式计算:

钢模板的挠度小于1.5 mm, 满足要求。

3.4 工字钢主楞强度和刚度验算

根据JGJ130-2001, 主楞按照三跨连续梁验算, 承受上部钢管传来的集中荷载。如图所示:

3.4.1 荷载计算

[16×8.8工字钢截面力学性能参数为:截面抵抗矩W=141cm3截面惯性矩I=1 130 cm4截面弹性模量E=2.06×105 N/mm2

按照集中荷载作用下的三跨连续梁计算, 集中荷载P取板底钢管支撑传递力, P取最大支座反力。

模板自重荷载标准值:x1=0.75×0.75=0.5 625 (kN/m)

新浇钢筋混凝土自重标准值:x2=25×1.2×0.75=22.5 (k N/m)

次楞钢管自重荷载值:x3=1×38.4×10-3=0.0384 (kN/m)

施工人员及设备活荷载标准值:x4=2.5×0.75=1.875 (kN/m)

振捣混凝土时产生的荷载标准值:x5=1×0.75=0.75 (kN/m)

以上1、2、3、项为恒载, 取分项系数为1.35, 4、5为活荷载, 取分项系数为1.4, 则底模板的荷载设计值为:

钢管所传集中荷载:p=1.1g2l+1.2q2l= (1.1×31.2+1.2×3.675) ×0.2=7.746 (kN)

3.4.2 工字钢主楞的抗弯强度验算

查表计算得:

跨中最大弯矩计算公式如下:

计算跨中最大弯矩产生的设计强度:σ=M/W≤f

抗弯设计强度σ= (6.30×106) / (141×103) =44.68 N/mm2

槽钢主楞的抗弯设计强度小于205 N/mm2, 满足要求。

3.4.3 工字钢主楞的挠度验算

查表计算得:

工字钢最大挠度Vmax=0.677×pl4/100EI=0.677×7.746×5×104×18 304/ (100×2.06×105×1130×104) =6.3 (mm)

工字钢主楞的抗弯设计强度小于L/500=5 500/500=11 (mm) , 同时小于10 mm, 满足要求。

3.5 斜撑槽钢稳定性验算及螺杆强度验算

工字钢支座反力R

3.5.1 预埋螺杆强度验算

Φ20螺杆承受的剪切应力σ=R/A=53.53×103/ (3.14×202/4) =170.47 (N/mm2)

小于螺杆的容许应力205 N/mm2, 故满足要求。

3.5.2 斜撑槽钢稳定性验算

经工字钢传递的作用力F=R21/2=53.53×1.414=75.70 kN, 槽钢受轴心压力75.70 kN。

(1) 槽钢强度计算:σ=N/A≤f

σ=75700/1274=59.41 N/mm2

(2) 槽钢稳定性计算:σ=N/ψA≤f

N—槽钢轴心压力设计值 (kN) , A—槽钢有效截面积12.74cm2。ψ—轴心受压杆件稳定系数, 由长细比lo/i查表得到;

i—计算槽钢的截面回转半径 (cm) :i=3.95

W—立杆截面模量 (抵抗矩) (cm3) :W=30.7

σ—槽钢抗压强度计算值 (N/mm2)

f—槽钢抗压强度设计值 (N/mm2) :f=205

lo—计算长度

按照《建筑施工计算手册》的要求得:

查表得ψ=0.656

槽钢受压强度计算值σ=75 700/ (0.656×1 274) =90.57 (N/mm2)

槽钢稳定性计算σ

4 架体搭设和拆除工艺流程

4.1 架设施工工艺流程

测量放样→架设台车→下层螺杆→上层螺杆→安装方木→安装钢瓦斯、螺帽→铺设主楞→安装八字槽钢→铺设次楞→安装模板

4.2 拆除施工工艺流程

(松动) 下层螺杆→斜撑槽钢→ (松动木楔子) 上层螺栓→拆除模板→次楞钢管→主楞工字钢→拆除上下层螺杆部位

地下车库顶板裂缝处理方案 第5篇

合悦江南悦馨园二街坊多层主体结构已经结顶,在地下室车库顶板及底板后浇带浇筑前我们对地下室车库顶板裂缝现象进行认真仔细的检查,并发现了部分裂缝(其位置详见地下室顶板裂缝示意图)经过对该部分的裂缝进行现场勘察测量,发现裂缝特性均为贯穿裂缝,裂缝宽度小于2mm。

地下车库顶板为无梁楼盖结构,现浇楼板因受混凝土凝结产生收缩及温度变化等因素影响,易产生裂缝。此类裂缝虽然不会影响结构正常使用,但为防止该裂缝对钢筋锈蚀的影响采用碳纤维进行修补处理,其方案如下:

一、施工准备:确定修补位置。

二、地下车库顶板裂缝处理:沿裂缝位置对地下室顶板表面及底面每边250mm,使用吹风机吹去现浇板表面及底面的灰尘、浮渣等污物,然后再用毛刷醺酒精、丙酮等有机溶剂,把现浇板面擦洗干净并保持干燥。

三、配制并涂刷B101底胶:将B101底胶主剂:固化剂=2:1的质量比在容器内使用电动搅拌机械混合2~3分钟,直至颜色均匀后,使用滚刷均匀涂抹在打磨处理后的修补位置。

四、涂刷B102找平腻子:B101底胶指触干燥后,配制B102找平腻子并对不平整处修复处理。将B102找平腻子主剂:固化剂=2:1的质量比混合均匀后,使用铲刀或刮板将涂刷过B101底胶的混凝土表面坑凹处抹平。

五、涂刷B103浸渍树脂:B102找平腻子指触干燥后,配制并涂刷B103浸渍树脂。将B103浸渍树脂主剂:固化剂=2:1的质量比在容器内使用电动搅拌机械混合2~3分钟,直至颜色均匀后,使用滚刷均匀涂抹在找平后的修补位置。

六、粘贴碳纤维布:涂刷B103浸渍树脂后立即将300mm宽碳纤维布沿裂缝两侧粘贴并使用滚筒滚压,确保B103浸渍树脂浸透碳纤维布。碳纤维待树脂干燥后,再在表面涂刷一层B103浸渍树脂,保护碳纤维布,撒一层粗砂。

七、待碳纤维布强度达到要求即可。

中元建设集团股份有限公司

煤矿顶板冒顶事故分析与控制 第6篇

【关键词】煤矿顶板;冒顶事故;分析;控制

由于我国煤矿资源丰富,煤矿产业发达,就造成许多投资者目光转向煤矿,解决煤矿安全问题便成了主要问题,一是要坚决贯彻执行“安全第一、预防为主、综合治理”的安全生产方针,加强煤矿法治管理,即“法制”。二是必须依靠科技进步、科技创新,大力发展煤矿安全科学技术研究,通过掌握矿井灾害的基本性质、发生条件和规律预测各种灾害或事故发生的可能性,采取相应的科学手段防治灾害。

一、煤矿顶板冒顶事故的主要原因

(一)煤矿开采区地质条件较复杂

我国目前虽然煤矿储量很大,但是大部分煤矿开采区地质条件极为复杂,导致目前相关单位对顶板冒顶管理难度加大。煤矿区大多采用单一煤层对其进行开采,倾斜薄煤层,煤层赋存不稳定,存在极易冒落的复合顶板,顶板破碎底板松软。同时还存在着许多孤岛煤柱和边、角、余煤开采,这样极易造成应力集中,并易受强冲击载荷影响,使得煤矿的顶板威胁程度增大。这些煤矿地质条件给顶板管理增加了更多环节和难度。

(二)煤矿开采缺乏技术和高水平装备

许多中小规模煤矿企业为了减少自己的投入而增大经济效益,因此忽略了安全因素的重要性。在开采方式上,他们为了加快开采进度,常采用巷道式采煤工艺,而很少使用壁式开采方式,同时在进行采掘工作时常采用爆破方式对煤矿洞进行挖掘,这样很容易造成地质土层的松动,而在掘进的巷道中采用木桩进行支护,由于木质的抗压强度等许多物理性质不是很好,很难承受巷道上层土层的作用力而造成巷道大面积坍塌,增加人员伤亡率。

(三)大部分煤矿安全技术管理薄弱

在我国大部分煤矿企业中存在着煤矿安全技术管理薄弱,安全规程措施常出现更改现象,使得内容极为混乱,许多矿上作业人员很难看懂,于是造成他们安全意识薄弱,经常出现违章作业。由于煤矿开采现场常发生变化,而制定的作业规程无法适用,并没有认真分析并编制符合本矿实际情况的底板管理意见,常常矿工们凭着自己的经验和感觉对其进行施工,导致其存在巨大的安全隐患。同时技术人员匮乏, 技术队伍水平低, 技术管理人员、熟练工人流动性大, 矿井整体技术管理水平不稳定。

(四)顶板管理手段缺乏科学性、创新性

由于我国许多煤矿企业对顶板管理的手段缺乏科学性和创造性,使其不能有效开展矿压观测,在进行煤矿开采工作时的面支护方式、支护强度缺乏科学性。缺少顶板离层动态监测仪,顶板离层状况做不到及时掌握。尚未实施支护质量检测,金属摩擦支柱支撑力、单体液压支柱初撑力大小不清楚。

二、煤矿顶板冒顶事故的控制措施

(一)严格基础管理工作,加强现场采掘管理

在对煤矿进行开采时一定要收集各方资料,尤其是煤矿以及煤矿周围的地质资料,然后仔细商定出方案设计,并在煤矿开采过程中相关人员一定要严格按照技术规范和标准指导采掘方案进行作业。仔细分析矿压显现规律是防止初次来压和周期来压造成大面积冒顶事故的有效途径,必须搞好初次放顶和周期来压期间的顶板冒顶管理,摸索和掌握来压步距,在来压前采取加强支护的措施。同时煤矿开采企业还应当建立并实施采煤、掘进管理程序,消除和控制采掘系统和作业的危险源。

(二)积极开展技术改造,引进机械化装备

随着我国的科学发展和机械化的进步,相关部门也就早已开发出适合煤矿开采的高新技术和机械设备,它们能够有效的减少顶板冒顶事故的发生,但是由于煤矿开采企业为了维护自己的利益而忽略技术改造好装备机械化设备,因此煤矿开采企业必须明确安全生产重于天,要与时俱进改造技术,并对相关技术进行仔细研究总结随后选择优秀的并适合自己的技术进行积极推广。同时煤矿开采企业还应当淘汰老旧的支护设备,积极引进先进的机械化装备,并对矿工进行教育培训,使其能够更好的了解机械设备的原理和使用方法,相关煤矿开采企业还得结合矿区的实际情况,进行采用合理的支护方式和煤矿采掘方法,大力调整采掘布置,以此来调整矿区的应力分布。并做好煤矿安全质量标准化建设,开展好技术攻关,制定专门的技术措施,彻底改变煤矿顶板冒顶管理薄弱的状况。

(三)注重安全监督管理,加大安全培训工作

煤矿企业应当制定严格的安全制度,并建立安全监督管理部门严格查处违法矿区的安全规章制度的矿工,在发生顶板冒顶事故时,一定要以严格的手段按照“四不放过”的原则,认真分析,严格追查和严肃处理煤矿和相关责任人员,吸取经验教训,严格制定措施,避免这样的事故在此发生而造成经济和人员损失,该部门还要加大奖惩力度,并且要求其赏罚分明,充分调动矿区作业人员的工作积极性和安全意识。同时煤矿企业还应当花费一些精力和时间对矿区作业人员进行安全教育培训,使他们的安全意识能够得到提高,并且积极预防顶板冒顶事故的发生。

三、结束语

只有煤矿企业加强管理,才能有效的控制顶板冒顶事故的发生,因此就需要煤矿企业接受新的管理理念并和传统管理理念相结合,同时解放煤矿企业的思想,使其能不断进行理念和方法创新,这样才能为煤矿企业带来更多的经济利益,还能为煤矿企业走续发展的道路创下良好环境。

参考文献:

[1]赵双胜.矿顶板事故的预防 技情报开发与经济,2011.

[2]王建群.煤矿顶板事故发生因素分析及防治对策 炭工程,2008.

[3]孙超.矿顶板事故的发生因素与防治对策分析 技创新导报,2011.

[4]窦林名,岑传鸿等.煤矿顶板控制及监测 中国矿业大学,2005.

顶板方案 第7篇

最近15a国内房地产市场不断扩大发展, 地下室尤其是大型住宅小区的地下室面积也在不断增加, 地下室的结构设计往往是业主方着重关注的重点, 尤其是竞争日趋白日化的房地产市场, 成本控制是地产公司考核设计院设计质量的一个重要指标。其中, 地下室顶板结构设计考虑以下2个方面因素成为地下室设计中的一个重点和难点:其一, 所受荷载大, 包括覆土、消防车荷载及人防荷载, 所用材料多;其二, 受设备专业空间要求限制, 地下室层高要求较高, 地下室顶板的造价在整个地下室中占较大比重, 因此, 业主方尤其是国内大型地产公司往往要求设计方在初步设计阶段进行地下室顶板结构多方案的优化比选。

目前, 国内就此方面的研究也比较多, 有认为综合考虑造价、施工、结构性能等因素, 认为地下室顶板采用无梁楼盖方案和加腋梁板方案相比于传统的主次梁结构方案具有更加广泛的应用前景[1]。有对4种不同梁截面的普通梁板楼盖与无梁空心楼盖做了详细分析, 比较了各方案的优缺点[2];有认为无梁楼板时可降低层高, 减小地下室埋深, 有明显的综合经济效益[3]。以上关于地下室顶板的结构设计方案比选均是建立在柱网尺寸为8.1mm×8.1mm左右的情况下, 即考虑一个柱网停3台小车 (本文统称为大柱网) 的情况下, 然而对一个柱网停2台小车的情况 (本文统称为小柱网) 研究分析较少, 本文就以下3个方面进行了研究:小柱网情况下地下室顶板结构方案优化比选、小柱网情况下地下室顶板在有消防车和没有消防车荷载作用下结构方案对比分析及小柱网和大柱网情况下地下室顶板结构方案对比分析研究。

2小柱网情况下顶板方案优化比选分析

2.1方案基本情况

方案制定依托长沙某项目的非人防地下室进行, 地下室为停车库, 层数为1层, 层高为3.6m, 东西向长约400m, 南北向长约100m, 标准柱网尺寸为5.4m×5.4m, 局部5.4m×6.1m, 建筑面积约34000m2, 地库上部分布着19栋7层的多层建筑住宅, 多层住宅为异型柱框架-剪力墙结构, 主体结构设计使用年限50a, 上部结构嵌固端在地下室顶板。地下室顶板覆土厚度1.5m, 恒载取值27k N/m2;活荷载考虑消防车荷载, 且考虑1.5m厚覆土按《建筑结构荷载规范》 (GB50009—2012) 附录B进行折减。本工程抗震设防类别为标准设防类, 抗震设防烈度为6度, 设计基本地震加速度为0.05g, 水平地震影响系数αmax=0.04, 设计特征周期Tg=0.35s;设计地震分组为第一组;建筑场地类别为Ⅱ类。主楼抗震等级为三级, 抗震基本参数见表1。本工程基本风压:0.35k N/m2, 地面粗糙度类别为B类, 基本雪压:0.45k N/m2 (50a一遇) , 建筑结构的安全等级为二级。

2.2各个方案拟定及主要构件参数

2.2.1各个方案的拟定

地下室标准柱网为5.4m×5.4m, 研究时按长、宽方向均为5跨进行计算, 主要研究普通地下室顶板采用以下3种结构形式的优缺点及主要经济指标。方案1:仅设置框架主梁的大板方案;方案2:设置框架主梁和1根次梁的“十字梁”方案;方案3:普通无梁楼盖方案。柱子基本截面尺寸为400mm×600mm, 梁板混凝土标号为C35, 各个方案的布置简图见图1。

2.2.2各种方案主要构件参数情况

各个方案的重要结构构件参数统计见表2。

2.3各方案施工图绘制及工程量计算

因图幅较大, 施工图在此省略。

根据各个方案, 计算各个方案的工程量和综合经济指标, 见表3和表4。

2.4各方案比选分析

从地下室净高考虑, 此工程地下室层高3.6m, 扣除梁高和板厚后, 地下室结构净高见表5。假设设备管线要求占用梁或板下0.6m高度, 扣除设备管线高度后地下室建筑高度汇总见5。

从表5可知, 根据《车库建筑设计规范》 (JGJ100—2015) [4]4.2.5及4.3.6条, 方案一 (大板) 、方案二 (十字梁) 、方案三 (普通无梁楼板) 的建筑和结构高度均能达到规范要求。方案三 (普通无梁楼板) 则有较高的结构高度和建筑高度, 地下室无压抑感, 使用舒适;从模板指标来看, 方案三 (普通无梁楼板) 支模工程量比较少, 能大大节约施工周期, 其次是方案一 (大板) , 支模工程量也不大, 支模工程量最大的是方案二 (十字梁) 。方案三 (普通无梁楼板) 的含钢量为42.309kg/m2, 相比方案一 (大板) 、方案二 (十字梁) 分别少34.298kg/m2、16.512kg/m2, 为含钢量最省方案。

从每平方米的综合单价来看, 方案三 (普通无梁楼板) 为470.32元/m2, 相比方案一 (大板) 、方案二 (十字梁) 分别少107.11元/m2、57.50元/m2, 节约造价非常明显, 以此地下室为例, 使用无梁楼盖部分的地库面积约为12 000m2, 方案三相比方案一和方案二能节约总造价约128.5万元、69.00万元。

3小柱网情况下有消防车和没有消防车荷载作用下对比分析

3.1方案基本情况

基本情况同“小柱网情况下顶板方案优化比选分析”, 考虑地下室除消防车道和消防扑救面需要考虑消防车荷载外, 其余位置一般不考虑消防车荷载, 本方案在研究“小柱网情况下顶板方案优化比较分析”的情况下取消了消防车荷载, 改用普通活荷载为5k N/m2。

3.2各个方案拟定及主要构件参数

各个方案的重要结构构件参数统计见表6。

3.3各方案施工图绘制及工程量计算

因图幅较大, 总工程量和施工图在此省略。

根据各个方案, 计算其各个方案的综合经济指标见表7。

3.4比选分析

从表7和表4数据对比来看, 和有消防车情况比较, 无消防车荷载作用下, 方案1 (大板体系) 、方案2 (十字梁体系) 和方案3 (无梁楼盖体系) 单位造价降低了137.87元/m2、98.76元/m2、46.31元/m2。

从表7可以看出, 小柱网情况下无消防车荷载时, 采用无梁楼盖体系仍然是最节约的方案, 相比方案1 (大板体系) 和方案2 (十字梁体系) 仅节约15.55元/m2和5.05元/m2。相比有消防车荷载作用时最省方案3 (无梁楼盖体系) 比最贵方案1 (大板体系) 少107.11元/m2, 节约幅度大大减少, 说明在无消防车荷载作用的情况下, 无梁楼盖体系方案在经济性方案的优越性难以得到体现。但采用方案3 (无梁楼盖体系) , 建筑、结构净高仍最高, 有地下室层高压缩空间, 能从地下室墙、柱工程量减少及降低了底板抗浮水位等多方面节约地下室造价。

4小柱网和大柱网情况下3个方案对比分析研究

4.1方案基本情况

方案基本情况同“小柱网情况下顶板方案优化比选分析”, 只是增加了人防荷载作用。

4.2各个方案拟定及主要构件参数

地下室标准柱网为7.8m×8.1m, 研究时按长、宽方向均为5跨进行计算, 主要研究普通地下室顶板采用以上3种结构形式的优缺点及主要经济指标。柱子基本截面尺寸为550mm×550mm, 梁板混凝土标号为C35, 各个方案的布置简图见图2, 各个方案的重要结构构件参数统计见表8和表9。

4.3各方案施工图绘制及工程量计算

根据各个方案, 计算其综合经济指标, 见表10和表11 (总工程量省略) 。

4.4比选分析

由表8和表9可知, 大柱网情况下, 根据《车库建筑设计规范》 (JGJ100-2015) 4.2.5及4.3.6条, 采用方案1 (大板体系) 、方案2 (十字梁体系) 时地库最少层高需要0.9+2.2+0.6=3.7m, 比小柱网情况下增加0.1m。

通过表10和表11可以看出, 和大柱网相比, 小柱网情况下采用方案1 (大板体系) 、方案2 (十字梁体系) 、方案3 (无梁楼盖体系) 分别节约了124.9元/m2、67.35元/m2、49.47元/m2, 扣除柱子根数的增加费用, 节约是十分明显的。

5结论及建议

根据上述对楼盖方案的对比分析, 得出以下结论和建议:

1) 小柱网情况下, 有消防车、无人防荷载作用时, 地下室顶板采用方案三 (普通无梁楼板) , 结构净高较高, 每平方米造价最省, 可作为小柱网地下室顶板楼盖方案的首选方案。

2) 无消防车、无人防荷载作用下, 小柱网情况下地下室顶板采用方案三 (普通无梁楼板) 仍然是最节约的方案, 只是和方案1 (大板体系) 、方案2 (十字梁体系) 相比减少幅度有限, 但考虑地下室净高等因素, 建议采用优选方案三 (普通无梁楼板) 。

3) 和大柱网相比, 当有消防车、有人防荷载作用时, 小柱网情况下地下室顶板采用方案1 (大板体系) 、方案2 (十字梁体系) 、方案3 (无梁楼盖体系) 都能节约造价, 小柱网用钢量少, 能有效降低地下室顶板施工难度, 建议根据主楼柱网优先布置小柱网。

4) 根据《建筑抗震设计规范》 (GB50011—2010) [5]6.1.14条及《高层建筑混凝土结构技术规程》 (JGJ3—2010) [6]3.6.3条, “地下室顶板作为上部结构的嵌固部位时, 地下室在地上结构的相关范围的顶板应采用现浇梁板结构”, 根据此条及参考文献[7]对地下室顶板作为上部结构嵌固部位时的相关分析, 当地下室顶板作为上部结构的嵌固部位, 又想采用方案三 (普通无梁楼板) 时, 最好在方案阶段和初步设计阶段提前和施工图审查中心沟通, 保证方案的顺利实施。

参考文献

【1】徐建明.地下室顶板结构多种方案的经济分析[J].建筑与结构设计, 2012 (1) :111-113.

【2】张圣海, 覃维.某工程8.1×8.1柱网地下室顶板楼盖方案结构选型[J].四川建筑, 2012 (4) :169-171.

【3】李国胜, 闫颖.高层建筑地下室及地下车库结构选型的经济比较[C].第十九届全国高层建筑结构学术会议论文, 2006.

【4】JGJ100—2015车库建筑设计规范[S].

【5】GB50011—2010建筑抗震设计规范[S].

【6】JGJ3—2010高层建筑混凝土结构技术规程[S].

顶板方案 第8篇

随着交通基础设施的迅速发展和城市的不断扩张,穿越城区的高速公路桥梁和城市高架桥越来越常见,在施工时若按照常规施工顺序势必影响施工进度,且当某一段落由于客观原因无法正常展开施工时更是如此。实际工程中需要采取合理的施工工序,将全桥拆成若干个施工段落,多个工作面同时施工。本文结合福州北互通主线1号桥的施工实例,比较现浇箱梁张拉钢束顶板方案与传统腹板方案的优劣,为类似工程提供参考。

2 工程概况

本桥属于福州绕城公路西北段项目RA5合同段,位于西垅村(市郊),桥下有互通匝道。本桥上部结构左幅桥采用3×(3×30)+6×26米预应力砼现浇连续箱梁(等截面),右幅桥采用3×(3×30)+(4×32.5+26)米预应力砼现浇连续箱梁,全长429.5米,且起点与古城1号特大桥相连,连接跨径为(40+55+40)米变截面连续箱梁。本桥第一联和第二联桥墩施工受北郊高压线征改影响,短时间内高压线路无法搬迁到位,若等到古城1号特大桥变截面箱梁上部预应力施工后且高压线路搬迁完毕,再顺序施工本桥4联,同样引起施工进度严重滞后。

3 多工作面及顶板张拉处理

针对上述问题在施工组织设计上结合本桥的实际情况提出多工作面施工及配套的顶板张拉钢束的处理方案,相邻的施工段落合拢时把其中一跨箱梁梁端钢束由腹板张拉改为顶板张拉。

3.1 多工作面的划分

福州北互通主线1号桥共4联,在第二、三联间设置施工节点,第一、第二联从大桩号往小桩号施工,并在第一联设置顶板张拉;第三、第四联从小桩号往大桩号施工,待第四联上部施工完毕后再进行桥台背墙的浇筑,这样无需等待第一联和第二联桥址附近高压电线的拆迁就可先展开后两联的施工。

3.2 钢束的顶板张拉

施工时为保证预应力损失不至过大,通常将联长较长的箱梁分成若干个施工节段,举福州北互通主线1号桥右幅第一联3×30米现浇连续箱梁为例,通常腹板张拉是在第二跨距梁端6米处设置施工缝,分为第一施工节段(30+6)米,第二施工节段(24+30)米,如图1所示。现考虑采用钢束顶板张拉的方案,将施工缝位置改为第三跨距梁端6米处,分为第一施工节段30+30+6米,第二施工节段24米,如图2所示。

施工缝位置改变后,前两跨预应力钢束张拉至梁端,第三跨(3号墩和4号墩之间),将原来张拉至梁端腹板的钢束F-1、F-2、F-3移至顶板张拉,并增设相应的顶板钢束齿板,避免相邻两跨张拉钢束时工作空间的冲突;将原顶板钢束T在施工缝位置改变后,前两跨预应力钢束张拉至梁端,第三跨(3号墩和4号墩之间),将原来张拉至梁端腹板的钢束F-1、F-2、F-3移至顶板张拉,并增设相应的顶板钢束齿板,避免相邻两跨张拉钢束时工作空间的冲突;将原顶板钢束T在施工缝处由原来的连接器改为张拉锚固端;原底板钢束B在施工缝处由原来的连接器改为张拉锚固端;在顶板张拉跨的底板增加一排底板钢束B’锚固在4号墩梁端,拉回至3号墩横隔梁处进行张拉锚固。钢束张拉顺序按先底板B、B’,再顶板F-1、F-2、F-3的顺序进行。钢束布置如图3所示。

3.3 主梁应力、强度验算

以福州北互通主线1号桥右幅第1联12米宽3×30米现浇(单箱双室)箱梁为例,顶板T束采用4根Φs15.2-12钢绞线,底板B束采用4根Φs15.2-9钢绞线,腹板(包括顶板张拉钢束)F-1、F-2、F-3钢束分别采用3根Φs15.2-19钢绞线,底板拉回至3号墩横隔板的B’束采用4根Φs15.2-19钢绞线,采用桥梁博士3.10将箱梁划分为90个离散单元,对顶板张拉钢束方案和腹板张拉钢束方案分别建模,考虑相同外界条件① 80%的相对湿度②公路-I级车道荷载③ 1500天收缩徐变④ 25°升温温差及20°降温温差⑤顶板升温14°,底板降温7°的非线性温度作用⑥支座处5mm的不均匀沉降最不利组合等各种荷载和作用的影响,计算结果如图4至图11所示。

①从图4到图9可看出,腹板张拉钢束方案由于是按跨号顺序连续施工,故全桥主梁单元受力较均匀,应力峰值较小,顶板张拉钢束方案除钢束顶板张拉处梁端附近由于预应力钢绞线的缺失出现较大的正拉应力(-0.34MPa)和主拉应力(-1.58MPa),其余单元截面均满足现浇构件预应力砼A类构件要求。

②2号墩处箱梁,采用两种张拉方案都出现了一定程度的拉应力,是由于改变了砼现浇节段的长度,导致钢束张拉长度变长,预应力损失增大引起的,但仍满足规范要求,必要时可在距2号墩6米处再增加一个施工节段,即可减少预应力损失;

③从图10、图11可看出,顶板张拉钢束方案正常使用标准值效应组合下主压应力图全桥最大值为13.09 MPa,稍大于腹板张拉钢束方案的11.70 MPa,也符合规范要求。

4 结论

本文通过福州北互通主线1号桥的施工实例,对比介绍了预应力钢筋顶板张拉方案和腹板张拉方案的优缺点,得出以下结论:

(1)从受力来说,腹板张拉钢束方案全桥受力均匀,应力峰值较平缓;顶板张拉钢束方案虽然受力变化幅度较大,还出现了比较明显的拉应力,但从全桥来看受力基本满足规范要求,仅局部地区需要采取加强措施,可采用局部钢筋加强或改用钢纤维砼处理;

(2)从施工来说,腹板张拉钢束方案是逐联顺序施工,工期较长,尤其当桥梁某一段落由于客观原因无法正常展开施工时对工期影响更大;顶板张拉钢束方案由于把全桥分成若干节段,多工作面同时施工,故能有效缩短施工工期,较适合于联数较多或桥址附近因客观原因无法按正常顺序施工的桥梁;

(3)两种施工方案,都是技术可行,经得起计算检验的,对于客观条件不同的桥梁,应按工期及现场条件考虑选用合适的施工方案。

摘要:结合施工实例,介绍多联现浇预应力连续箱梁桥在工期紧张情况下分段同时施工的方法,用桥梁博士软件验算主梁内力和强度,比较了预应力钢束腹板张拉和顶板张拉两种施工方案的优劣,为同类桥梁施工提供借鉴。

关键词:现浇箱梁,分段施工,钢筋张拉

参考文献

[1]中华人民共和国交通部.JTG B01-2003公路工程技术标准[S].北京:人民交通出版社,2004.

[2]中华人民共和国交通部.JTG D60-2004公路桥涵设计通用规范[S].北京:人民交通出版社,2004.

[3]中华人民共和国交通部.JTG D62-2004公路钢筋混凝土及预应力混凝土桥涵设计规范[S]北京:人民交通出版社,2004.

[4]福建省交通规划设计院.国道主干线福州绕城公路西北段RA5合同段两阶段施工图设计[M].福州:2007.

[5]福建省交通规划设计院.福州长乐国际机场高速公路二期工程A6合同段两阶段施工图设计[M].福州:2007.

顶板方案 第9篇

1 己一下山采区变化情况

小煤矿对高庄矿己一下山采区侵采, 造成己一轨道下山、己一运输下山巷道开始变形, 己一运输下山遭到破坏的巷道有210 m, 己一轨道下山遭到破坏的巷道有130 m, 料石砌碹墙体局部开始垮塌, 巷道存在明显的漏风现象。小煤矿的侵采行为给高庄矿的正常生产带来极大安全隐患。小煤矿回采过后, 造成巷道压力大, 墙体变形严重, 随时会有冒顶、坍塌的可能, 危及该区域工作人员安全;巷道顶板存在着透水现象, 加大了巷道变形速度;高庄矿矿井采用压入式通风, 通过因巷道变形、墙体破裂等形成的裂隙向小煤矿方向漏风, 使己一下山变电所、泵房风量严重不足;己16, 17煤层属易自燃煤层, 漏风可引起煤层自燃, 产生大量有毒有害的气体, 给矿井安全生产造成隐患;该区域对应地表为矿区工业厂房和韩梁矿区铁路等重要设施, 开采带来的沉陷, 严重威胁地面建筑物的安全系数等。出于对矿井安全生产和地面工业广场范围内建筑物的安全考虑, 高庄矿决定实施巷道过顶板垮落带采用喷射混凝土再造顶板技术的“保边工程”, 对被破坏的巷道进行维修, 对矿区周边煤柱进行圈围保护, 并对已出现的巷道变形加以修缮, 确保矿井的安全生产。

2 对保边煤柱采取的措施

鉴于小煤矿对高庄矿己一下山工业广场煤柱的侵采, 决定实施圈围保护工程 (图1) 。该工程于2008年1月2日正式施工, 工程进尺20 m以后, 施工队伍就遇到前方的小煤矿侵入迹象。现场状况十分明显, 巷道开口段煤层已被采完, 工作面前方遇到小煤矿侵采后形成的顶板垮落带, 施工时还不停地有渗水现象, 致使掘进进尺无法进行, 并且大量的风从岩石缝隙进入小煤矿。造成东下山区域巷道供风量减少, 巷道温度升高, 有害气体增加。针对这种情况, 暂时把当前施工巷道进行封闭。然后, 组织工程技术人员在原设计的基础上, 调整施工方案。

3 圈围保护工程施工方案的调整

通过综合分析、比较和研究, 考虑矿井发展长远规划及地区布局, 认为按平巷预注浆施工方案比较理想, 也最为科学, 为优选方案。①此段巷道所处煤层底板等高线变化大, 从大体上可以进行平巷施工。②平巷有利于喷浆作业施工。因为垮落带直接顶和基本顶顶板性质比较稳定, 直接顶和基本顶分层明显。人工处理直接顶岩石和基本顶岩石的时候, 顶板稳定不容易垮落, 所以有利于作业施工, 促使垮落带的岩石顶板再胶结。③从进风巷进入工作面的新鲜空气, 一部分经过墙体裂隙进入到小煤矿, 防止了小煤矿采空区的有害气体窜入工作面。④平巷施工减少了小绞车和排水设施的安装, 既减少了机电管理的工作量, 又节约了电费。⑤直接顶的岩石比较小, 人工很容易处理, 也好装矿车。

为了使“保边工程”安全顺利地通过小煤矿破坏区域, 该矿结合相关技术规范及相似工程处理经验, 经研究分析, 决定采取“注浆加固、工钢支护、分段注浆、分段掘进”的短掘快支护处理方案, 先加固顶板围岩并封堵淋水, 再小循环掘进施工。

施工保边的顶板与小煤矿侵采的底板间距在2 m左右, 所以, 施工前要制定有针对性的措施, 确保施工安全顺利。针对存在的问题, 工程技术人员创造性地提出了“过顶板垮落带采用喷射混凝土再造顶板技术”, 以保证掘进巷道正常施工, 从而实现“保边工程”。

4 支护机理

在直接顶里实施渗透性注浆, 在不破坏地层颗粒排列的条件下, 使浆液充填于颗粒间隙中, 将颗粒胶结成整体。使之在掘进过程中, 保持顶板的完整性, 便于顶板控制作业。注浆后, 带压浆液胶结了松软破碎岩石, 提高了围岩自身强度, 使围岩由支护的载荷, 变成了具有承载能力的支护体主要组成部分, 保证了支护结构的稳定性。采用注浆锚杆与注浆作业相结合进行施工, 使其与注浆组成联合支护体系, 共同维持巷道的稳定。其支护机理包括:

(1) 采用注浆锚杆注浆, 可以利用浆液封堵围岩裂隙, 隔绝空气, 防止围岩风化, 且能防止围岩被水浸湿而降低围岩本身强度。

(2) 注浆锚杆注浆后, 将松散破碎的围岩胶结成整体, 提高了岩体的内聚力、内摩擦角及弹性模量, 从而提高了岩体的强度。这样就可以实现利用围岩本身作为支护结构的主要组成部分, 使巷道的支护体系得到扩大和提高。

(3) 注浆锚杆注浆后使喷层壁后充填密实, 这样保证荷载能均匀地作用在喷层和支架上, 避免出现应力集中而首先破坏。

(4) 利用注浆锚杆注浆充填围岩裂隙, 配合金属网支护, 可以形成一个多层有效组合顶, 金属网护顶、锚杆压缩区组合顶及浆液扩散加固顶。形成的多层组合顶结构, 扩大了支护结构的有效承载范围, 提高了支护结构的整体性和承载能力。

(5) 注浆后使作用在顶板上的压力能有效传递到两帮, 通过对巷帮的加固, 又能把荷载传递到底板。由于组合顶板厚度加大, 能减小作用在底板上的荷载集中度, 从而减小底板岩石中的应力, 减弱底板的塑性变形, 减轻底鼓。底板的稳定, 有助于两帮的稳定, 在底板、两帮稳定的情况下又能保持顶板的稳定;顶板的稳定不仅取决于顶板的荷载, 在非破碎带中更取决于底板和两帮的稳定。因此, 注浆支护的又一个重点就是保证两帮与底板的稳定, 从而保证整个支护结构的稳定。

(6) 注浆锚杆本身为全长锚固的锚杆, 通过注浆也使端锚的普通锚杆变成全长锚固锚杆, 将多层组合顶联成一个整体, 形成共同承载, 提高了支护结构的整体性。

(7) 注浆使得支护结构面尺寸加大, 围岩作用在支护结构上的荷载所产生的弯矩减小, 降低了支护结构中产生的拉应力和压应力, 因此能承受更大的荷载, 提高支护结构的承载能力, 扩大支护结构的适应性。

(8) 注浆后的围岩整体性好, 与原岩形成一个整体, 在大构造应力作用下保持稳定而不易产生破坏。围岩注浆加固与其他巷道支护形式相结合 (图2、图3) , 不仅能改善围岩的岩性和应力分布, 而且大大缩小围岩变形, 减轻支架承受的外载压力, 改善支架的受力情况。

5 效果分析

(1) 掘进巷道在遇到水文地质条件十分复杂, 或者前方顶板极其破碎、不易支护的情况下, 采用喷射混凝土再造顶板技术, 人为地使破碎岩石胶结组合成一个新的整体, 使其不易冒落, 其经济效益十分明显, 且降低了劳动强度。此次注浆技术成功, 还可以推广到矿井其他水文地质条件、顶板控制难度大等较为复杂的采掘工作面。在类似条件下, 采用注浆加固, 只进行正常的超前支护即可保证正常的使用断面, 节省了巷道维护费用和支护材料的投入, 提高了围岩强度, 有效减少围岩变形, 在巷道使用期间不需再做大的维修工作;促进了高庄矿“保边工程”的实现, 提高了掘进工作面的安全系数, 工作面施工实现了安全生产无事故。该项目的实施, 保护了高庄井田边界储量, 为高庄矿下一步采掘接替打下坚实的基础。该块段的保有储量, 延长了矿井服务年限。为相似条件下工作面顶板控制技术提供了又一个施工方法。

(2) 掘进巷道过顶板垮落带采用喷射混凝土再造顶板技术施工, 注浆后, 围岩裂隙中充满了浆液结石体, 使煤与空气隔绝, 有效地防止煤层的自燃机率。对破碎岩石的松散体进行了有效黏结, 使之形成为整体围岩, 提高了围岩的稳定性和抗压承载能力, 为巷道施工创造了安全的施工环境。

6 结语

顶板方案 第10篇

煤巷顶板岩层赋存特征对巷道稳定性具有重要影响, 进而决定着其适合的支护结构与支护参数。在地下工程理论研究和工程实践中, 人们十分重视煤巷顶板赋存特征及其力学结构稳定性的研究。薛亚东、康天合[1]通过对西山、汾西、霍州等矿区9个煤矿21个主采煤层的钻孔及采掘面地质资料的调查统计, 将回采巷道顶板按岩层结构分为多层薄层顶板、复合顶板、厚层整体顶板和厚煤层顶板4种类型。陈炎光、陆士良[2]指出巷道顶板具有层理特征、存在镶嵌型围岩结构特征、岩层节理裂隙特征, 这些构成了巷道冒顶的自然地质因素。杨建辉[3]采用现场调查法重点分析了层状结构顶板工程地质特征和稳定性特点, 认为层状结构是煤巷常见的顶板岩体结构类型, 层理面是它的主要结构面, 节理面是次要的结构面。学者们也注意到原生性构造裂隙对巷道稳定性的影响[4,5], Bieniawski在节理岩体的岩石分类中, 分析了节理走向和倾角对隧道稳定程度的影响[6];蒋爵光探讨了在不同构造应力作用下的节理岩体隧道稳定性[7];李新平研究了裂隙分布对地下硐室稳定性的影响[8];贾蓬, 唐春安, 杨天鸿, 等研究了不同倾角结构面对巷道稳定性的影响[9]。

上述分析表明, 人们对煤巷顶板赋存特征与力学结构稳定性做了一定的研究, 但大都是定性分析, 特别是对规则块状赋存岩层结构的稳定性缺乏深入分析, 不能为巷道支护提供理论指导, 本文拟通过对煤层露头的地质调查, 揭示煤巷顶板岩层赋存特征, 并分析了弱面对其承载能力与稳定性影响。即:什么样的构造与赋存状态的岩层能够形成自稳结构, 利于巷道围岩稳定;什么样的构造与赋存状态的岩层不易形成稳定结构, 致使巷道围岩变形破坏范围大, 不利于巷道围岩支护、控制。本文采用东北大学的RFPA2D分析软件[10,11], 重点研究受垂直层面节理切割而成块体结构顶板稳定问题, 对具有不同弱面特征的顶板岩层的变形破坏过程进行数值计算, 探讨弱面尺寸和相对巷道位置对顶板围岩稳定性的影响。

1 煤巷顶板岩层赋存基本特征

煤系岩层由于沉积环境、条件变化和漫长的地质作用过程, 存在着各种地质构造和弱面, 如不整合、褶皱、断层、节理、裂隙等, 其中具有代表性的结构面 (弱面) 是层理和节理, 是岩体的重要组成部分, 在岩层力学效应中占有主导地位, 所以可以把岩层视为一种多裂隙体, 其强度与稳定能力随节理裂隙切割的结构块体尺度和相互搭接状况的不同而异。图1为某矿煤系地层露头, 尽管由于受地面风化作用, 与井下巷道顶板岩层结构并不完全一致, 如裂隙大小等, 但不难推断露头结构是由其原生裂隙发展而形成, 因此, 露头岩层结构在一定程度上可以反映出煤巷顶板岩层主要结构特征, 如图1所示, 煤巷顶板岩层有两个显著的基本赋存特征。

1.1 层状赋存

煤矿巷道顶板多为大致连续沉积的水平层状岩层, 主要由各种粒度的粉砂岩、砂岩、石灰岩、页岩以及泥岩等沉积岩层组成。在沉积过程中, 由于沉积环境变化、矿物成份不同、造成煤系地层中的各岩层物理力学性质差别很大, 形成明显的层理面和分层面 (见图1) 。各分层岩体的强度、弹性模量以及所含有的矿物成份不同, 各分层之间相互连接之处还存在层与层之间的薄弱夹层, 造成各层之间的粘结力小, 几乎不能承载。正是由于煤巷围岩为差异性很大的非均质层状岩体, 采区巷道开挖以后, 在围岩应力作用下, 其层状顶板往往会出现离层、冒落, 近表面围岩难以形成承载结构, 还有时伴有强烈的两帮移近、片帮及整体下沉, 导致煤巷顶板下沉而离层破坏, 并且顶板、两帮变形相互作用, 造成巷道围岩地进一步破坏, 直至遇到厚硬岩层形成的稳定结构。

1.2 受节理裂隙面切割成为不同尺度的块体

成岩后经历的地质构造运动不同, 岩层被节理裂隙等弱面切割成为不同尺度的块体。这种力学介质随着被节理裂隙切割的结构块体相互接触状况、岩块几何尺寸与工程规模的对比状况、主结构面方位的不同, 它表现的力学效应也不同。

1) 当岩层厚度较大, 节理不发育, 很少有断层, 即没有或仅有轻微构造运动, 节理裂隙面间距相对于巷道尺寸很大, 可认为是均质、连续介质, 视为整体板状赋存 (见图1 (b) ) 。

2) 当节理裂隙面呈现明显的单组特征, 即只在一个方向发育, 结构面间距较小, 可视为整体梁状赋存 (见图1 (c) ) 。

3) 当近水平或倾斜状厚层、中厚层比较坚硬岩层经历中等构造运动, 发育两组基本垂直、间距相近的正交构造, 在垂直层理面方向, 块体有接近一致的尺度时, 可视为规则块状赋存 (见图1 (d) ) 。通常由岩性单一或强度相近的岩层组合而成, 相对于巷道断面应视为非连续介质。

4) 受强烈构造变动后产生严重变形和破裂的岩层可视为碎裂体。此类岩层节理裂隙多组且交角多样化, 分割成的块体形状复杂, 在巷道断面平面内天然相互铰接、咬合。

在这类岩体中, 褶皱、断层、层间错动、节理十分发育, 而且断层与节理经常互相切割, 使岩层完整性受到强烈破坏, 所以属于非连续介质或似连续介质 (图1 (e) ) 。

5) 经受十分剧烈的构造变动后由断层泥、岩粉、压碎的岩石碎屑、碎块等所组成的岩体及强风化带中的岩体可视为松散体。它往往出现在大断层交汇处, 形成破碎带, 沿走向和沿倾斜的厚度变化极不规则。此外, 近代未经胶结的松散沉积岩如砂卵石层等也属于松散岩体 (图1 (f) ) 。这类岩体的结构体呈细粒状、碎屑粉状、角砾状, 属于非连续介质。

同时, 从力学角度分析, 岩层较为明显的力学基本特征有:

1) 非均质性。由于弱面方向、分布、密度及组成岩层的物质成分和组合状况变化, 岩层应认为是非均质体。

2) 各向异性。由于弱面分布有方向性, 随方向不同, 岩层表现出不同的物理力学性质。

3) 非连续性。由于被各种弱面切割, 岩层总体上说属于非连续介质。不考虑岩层力学结构的变形破坏特点、稳定性与承载能力, 那么岩层力学结构的型式只与岩层赋存的几何特征和结构面与巷道的相对位置有关, 即由岩层的结构和构造特点这些赋存特征和结构面与巷道的相对位置所决定[12]。

2 岩层赋存特征与稳定能力分析

整体板状赋存岩层的特点是比较完整, 其变形、破坏基本不受岩层结构面的控制, 应力-应变曲线与其组成岩石的应力-应变曲线一致, 在跨度较大的巷硐顶部可能产生弯曲折断, 而处于两帮的岩体可能臌出及张裂。这类岩层在厚度较大时, 本身有很高的力学强度和抗变形能力, 岩层的整体强度接近于岩石的强度, 因而常具有极好的自稳性能。在岩层较薄时, 一般出现较大范围的呈层状整体冒落的破坏形式;其上赋存的软弱岩层将一起冒落。

对于整体梁状赋存的岩层, 由于巷道轴向长度远远大于断面尺寸, 这类岩层作为巷道顶板时的变形、破坏特点与整体板状赋存岩层基本一致, 厚度较大时, 与整体板状赋存类似, 具有极好的自稳性能。在岩层较薄时, 一般呈层状整体冒落。

碎裂体的岩块强度一般属于中等偏下, 岩层整体稳定能力差, 受力后的变形、破坏受结构面控制, 一般认为是结构面的压缩和滑移变形。此种赋存特征的岩层在巷硐中悬露时经常会发生片帮、冒顶和底鼓等现象。如果碎裂岩体中泥质含量较高时, 也可以呈现与时间效应有关的塑性变形。受节理裂隙影响, 破坏形式多为局部露冒, 继而抽冒, 难以保持自身稳定, 如不及时控制将最终形成冒落拱。

松散体受力后的变形、滑移, 主要取决于散粒体之间的摩擦阻力和泥质物的控制作用, 故常呈现明显的塑性或流变性。这类岩体的整体强度极低, 悬露时极不稳定, 一般在掘进巷道时, 如不进行超前支护, 会立即冒落, 甚至在掘进以后, 巷道中还会出现片帮、底臌现象, 而且来压既快又强烈, 持续时间较长, 往往产生连续的变形破坏, 几乎没有自稳能力。

规则块状赋存岩层的岩块强度一般属于中等或坚硬, 根据构造变动程度, 可认为是连续介质或非连续介质。岩层的变形、破坏受结构面影响, 对这一结构的稳定能力缺乏清晰认识, 对其稳定性研究不多, 有必要对其稳定性及其力学结构特征进行研究。

3 块体赋存顶板稳定性

块状赋存顶板岩层特征为顶板被垂直层面弱面 (节理、裂隙面) 分割, 块体大小相近, 为研究块状赋存顶板稳定性, 采用数值模拟方法, 考察不同弱面密度对岩层自身及整个顶板围岩稳定性的影响及其稳定结构特征。弱面密度通过弱面间距来实现, 弱面间距系指相邻弱面 (节理、裂隙面) 之间的垂直距离。弱面间距决定了岩层被弱面切割而成的岩块的几何尺寸大小。

采用东北大学的RFPA2D分析软件, 以焦煤集团古含山矿井下层状顶板岩层为例, 其各层岩石力学参数见表1。

模型沿水平方向取20m, 沿垂直方向取22m, 巷道断面4.0m×3.0m。模型单元划分为100×110=11000个单元。采用Weibull分布, 通过调整Weibull分布函数的参数改变材料的非均匀性, RF-PA中以均质度来表示不同岩石的性质差异性, 来表示不同单元力学性质同平均值间的关系, 符合正态分布规律, 均质度取值范围多从1.5取值至100, 均质度值越大, 岩石材料力学性质越平均。弹性模量和岩石单轴抗压强度的均质度为5, 泊松比与岩石容重的均质度为100。采用修正的库仑判据作为单元破坏准则, 设准则中基元材料的拉、压强度比为1/10。

水平方向位移约束, 约束值设为0;垂直方向初始加载0MPa, 每步加载0.5MPa, 平面应变模型。通过在模型中添加节理来模拟弱面, RFPA中的节理或裂隙实际上是一种特殊性质的介质材料, 与岩石单元相比, 具有均质度极低、力学性质极差、不能承受拉应力的特点。节理单元的强度0.5MPa、弹模20MPa、泊松比0.45、拉压比1/20、拉应变10、压应变50, 改变节理面数量和位置以建立不同隙跨比i模型, 隙跨比即弱面 (节理或裂隙) 间距与巷道跨度之比, 计算结果均为剪应力图, 单位为MPa。

岩层无弱面时, 计算模型如图2所示, 运算到35步时顶板泥岩层下位0.6m破坏, 之上泥岩层中应力降低, 并出现拉应力, 成为承载结构, 能够稳定。隙跨比i为2时, 计算模型如图3所示, 模型运算到35步时, 顶板泥岩层下位有0.8m破坏, 之上应力降低, 并出现拉应力, 形成承载结构, 保持自身稳定。对比可知, 此种弱面间距和相对巷道位置对巷道稳定性影响较小。

隙跨比i=1.0 (弱面位于跨中) 计算模型如图4所示, 模型运算到2步, 即顶板泥岩层开挖即破坏, 且破坏范围大。其上页岩层中出现压应力集中, 形成承载结构维持自身稳定。说明隙跨比为1、弱面位于跨中对自身和顶板稳定性影响十分明显。隙跨比i=1.0 (弱面位于帮角) 计算模型如图5所示, 模型运算到27步, 泥岩层破坏, 丧失承载能力, 且具有剪破坏特征, 易发生整体滑落失稳。说明, 此种弱面尺寸和位置比影响也比较大, 但优于弱面位于跨中位置。

隙跨比i=0.5计算模型如图6所示, 模型运算到24步, 泥岩层下位0.4m破坏, 丧失承载能力, 其上出现压应力集中, 形成承载结构, 维持稳定状态。与i=1相比, 表明岩层被弱面切割为此类情况易于形成块体铰接承载结构。隙跨比i=0.25计算模型如图7所示, 模型运算到24步, 直接顶泥岩层没有破坏, 出现压应力集中, 因块体相互挤压而形成了图8外形似梁实际是拱的多块体岩梁。与i=0.5相比可知, 块体梁的块度或者巷道跨度范围内的块体数量对承载能力影响不大;与i=1.0的两种情况相比, 随着块体数量增加, 块体梁更易于形成结构, 具有较大承载能力;但与无弱面相比承载能力降低仍很明显。

即弱面尺寸和相对于巷道位置的不同对岩层本身和巷道围岩整体的稳定性有很大的影响。当弱面间距与岩层悬露跨度相近时, 弱面位于巷道跨中位置影响最大, 岩层和巷道围岩整体的稳定性最差, 位于帮角时次之;当弱面间距远小于岩层悬露尺寸时, 影响相对较小, 岩层和巷道围岩整体比较易于形成如图9所示的多块体铰接平衡岩梁而保持稳定。

通过前面分析, 表明规则块状赋存岩层的岩块强度一般属于中等或坚硬, 根据构造运动程度, 可认为是连续介质或非连续介质。这类岩层在外界载荷作用下, 回转变形过程中, 岩块间由于相互挤压, 易于形成相互铰接的多块体平衡岩梁结构而稳定, 属于易于稳定岩层, 通过对其稳定能力、承载能力的进一步分析将会为锚杆支护参数设计提供理论参考。因此, 得出煤巷顶板岩层力学结构形式及稳定性如表2所示。

4 工程应用

根据葛泉风井区轨道、皮带石门揭露和钻孔岩芯资料分析, 该区-150轨道大巷顶板大青灰岩致密坚硬, 上部分层厚大于1.9m, 发育一组贯层裂隙, 多被方解石充填, 与巷道轴向夹角大于70度, 裂隙间距 (即梁宽) 1.0m~1.4m;下部分层厚度0.45m~1.8m, 也赋存一组节理, 与巷道轴向夹角较小, 使得巷道顶板被分成4~5个块体, 并与其上大青灰岩分层间夹泥岩夹层。因此, -150轨道巷道顶板大青灰岩所形成的力学结构, 如表2所示:中、上部为固支岩梁, 跨长4.47m;泥质夹层以下受沿巷道轴向节理面切割成间距1.0m~1.4m多块体岩梁。根据分析结果进行了支护参数设计, 实现了巷道稳定, 又节约了支护成本。

5 结论

1) 煤系岩层由于沉积环境、条件变化和漫长的地质作用过程, 存在着各种地质构造和弱面, 煤层巷道顶板岩层有两个显著的基本赋存特征:一是层状赋存;二是受节理裂隙面切割成为不同尺度的块体。

2) 规则块状赋存顶板易于形成相互铰接的多块体平衡岩梁结构, 属于易于稳定岩层, 其中弱面间距与岩层悬露跨度相近情况下, 弱面位于巷道跨中位置, 岩层和巷道围岩整体的稳定性最差, 位于帮角时次之;当弱面间距远小于岩层悬露尺寸时, 影响相对较小, 岩层和巷道围岩整体比较易于稳定。

3) 根据煤层顶板赋存特征, 煤巷顶板可形成整体板状、整体梁状和规则块状力学结构, 一般易于稳定, 而碎裂岩体和松散岩体则难以稳定力学结构。

4) 根据相邻巷道施工揭露和钻孔岩芯资料, 对-150轨道巷道顶板大青灰岩所能形成的力学结构进行分析得出, 其顶板中、上部为固支岩梁, 下部为多块体岩梁。

参考文献

[1]薛亚东, 康天合.回采巷道围岩结构与裂隙分布特征及锚杆支护机理研究[J].煤炭学报, 2000, 25 (增) :97-101XUE Ya-dong, KANG Tian-he.Study on the strata and fracture features of surrounding rocks and the bolting effect in actual mining roadways[J].Journal of China Coal Society, 2000, 25 (supp) :97-101

[2]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

[3]杨建辉.锚杆支护煤巷层状结构顶板稳定性研究与应用[博士学位论文].北京:北京科技大学, 2002

[4]宋选民, 顾铁凤, 柳崇伟.受贯通裂隙控制岩体巷道稳定性试验研究[J].岩石力学与工程学报, 2002, 21 (12) :1781-1785SONG Xuan-min, GU Tie-feng, LIU Chong-wei.Experimental study on roadway stability in rock mass with connected fissures[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering, 2002, 21 (12) :1781-1785

[5]赵结君, 刘召辉, 尚建岗.影响煤矿顶板事故的地质因素[J].矿业快报, 2002, 393 (15) :12-15ZHAO Jie-jun, LIU Zhao-hui, SHANG Jian-gang.Influence of geological factors in mine of roof accident[J].Express Information of Mining Industry, 2002, 393 (15) :12-15

[6]布雷迪B H G, 布朗E T.地下采矿岩石力学[M].佘诗刚等译.北京:科学出版社, 2010

[7]蒋爵光.在不同构造应力作用下节理岩体隧道的稳定性[J].西南交通大学学报, 1982, 6 (1) :41-50JIANG Jue-guang.The Stability of Tunnel in Jointed Rock Mass under Various Tectonic Stresses[J].Journal of Southwest Jiaotong University, 1982, 6 (1) :41-50

[8]李新平.裂隙分布对地下硐室稳定性的影响研究[J].金属矿山, 1997, 249 (3) :15-19LI Xin-ping.Effect of joint distributions on stability of underground cavern[J].Mental Mine, 1997, 249 (3) :15-19

[9]贾蓬, 唐春安, 杨天鸿, 等.具有不同倾角层状结构面岩体中隧道稳定性数值分析[J].东北大学学报 (自然科学版) , 2006, 27 (11) :1275-1278JIA Pen, TANG Chun-an, YANG Tian-hong, et al.Numericalstability analysis of surrounding rock mass layered bystructural p lanes with different obliquities[J].Journal of Northeastern University (Nature Science) , 2006, 27 (11) :1275-1278

[10]唐春安.脆性材料破坏过程分析的数值试验方法[J].力学与实践, 1999, 21 (2) :21-24TANG Chun-an.Numerical tests of progressive failure in brittle materials[J].Mechanics in Engineering, 1999, 21 (2) :21-24

[11]徐奴文, 唐春安, 周钟, 等.岩石边坡潜在失稳区域微震识别方法[J].岩石力学与工程学报, 2011, 30 (5) :893-900XU Nu-wen, TANG Chun-an, ZHOU Zhong, et al.Identification method of potential failure regions of rock slop using microseismic monitoring technique[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering, 2002, 21 (8) :1111-1114

车库顶板绿化排水系统设计探讨 第11篇

关键词:车库顶板;绿化排水;系统设计

中图分类号: TU985.12+5 文献标识码: A 文章编号: 1673-1069(2016)24-193-2

0 引言

科学技术的迅速发展给人们的生产和生活都带来了很大的方便,再加上国家对城市基础设施建设的力度也逐渐加大,汽车的使用数量迅速地增加,而汽车数量增加的同时也给城市用地提出了很大的挑战,因为土地资源的限制,为了有效地节省土地资源,设计人员开始把车库的设计转向地下,而且为了置换环境,在地下车库的顶层还会进行景观设计。

1 工程概况

某住宅小区位于山东省济宁市高新区崇文大道南,东临小屯片区,西临原九九集团片区,总规划用地15.8万m2,建设用地14.4万m2,容积率2.69,绿地率30.2%。该小区的景观设计突出“三季有花,四季常绿”这一主题,因此充分利用资源,将地下车库顶板设计为种植屋面,面积约为2.46万m2,其园林景观采用借景、组景、点景、障景等造园技法,创造个性的园林景观。

2 种植顶板的构造与选材

2.1 防水与阻根

对于地下车库种植顶板来说,不仅要考虑防水防渗的技术难题,还要关注一些具有较强穿刺能力的植物根系是否会对防水层造成威胁。该项目防水设防等级为一级,结构自防水采用抗渗等级为P8的钢筋混凝土,普通防水层选用3mm厚SBS改性沥青防水卷材,耐根穿刺防水层选用4mm厚铜胎基SBS改性沥青耐根穿刺防水卷材。该耐根穿刺卷材具有物理、化学双重阻根功能,既防根穿刺,又不影响植物的正常生长。

2.2 找坡

因为地下车库种植顶板具有一定的特殊性,因为不管种植的土层的厚度是多少,其排水系统都会长期处于水环境中,所以在对车库顶板进行绿化设计时一定要对其进行科学地设计,虽然通过找坡能够对排水坡度进行设计,但是积水形成的水利坡降也能够实现排水的效果,而且还经济安全,所以在车库种植顶板设计时可以不进行找坡。

3 车库顶板排水系统设计

3.1 排水板方法排水

①成品排水板。成品排水板是用有固定支撑点的夹板做出的中间有空隙的材料,中间空隙的作用是至关重要的,其能够将水排出,一旦水势过大,也不会形成渗漏。除此之外,排水板的性能一般会通过其与过滤层的配合来进行增强。成品排水板的优势是十分明显的,其借助于中间的固定支撑点,会形成很强的抗压能力;由于夹板的空间较大,那么中间空隙的排水能力也会较强。另外,成品排水板还具有运输方便、安装简单的优势。②复合排水板。复合排水板的材料较为复杂一些,聚醋纤维无纺布需要布置两层,与一层结构的三维土工网芯进行组合,从而形成复合排水板的结构形式,复合排水板兼具排水和隔离的功效,隔离主要借助于聚醋纤维无纺布,这种材料的隔离过滤性能是十分优良的,另外网芯的排水能力极强,两种性能相互结合,形成良好的排水隔离效果。复合排水板的优势也是十分明显的,首当其冲的便是其优良的排水能力,这种排水能力可与1m厚的陶粒、砾石结构的排水能相媲美。而且还有提升隔离效果的作用。

3.2 陶粒、砾石方法排水

①陶粒。陶粒是较为常用的排水方法,其原材料也十分易得,一般为粘土或者淤泥,通过高温烧制,使其发生一定的膨胀,陶粒是一种优质的排水材料,其排水优势突出,具体表现在轻质量、高硬度和强保温方面。②砾石。砾石也是良好的排水材料,原材料依然十分易得,路基底部的小碎石一般作为砾石的原材料,并且对这种碎石的要求不高,建筑施工中,小碎石一般是被用作垫层的,还有些时候也在混凝土中进行添加,用作某类加固材料。

3.3 导流疏水管加排水干管组合

①对输水管材料的选择。通常在对输水管进行选择时需要依据当地土壤的实际情况和气候条件进行材料的选择,比如南方和北方在材料选择上是有很大差别的。通常在北方,一般会选择钻孔PVC-U管,而南方则会用双壁波纹滤水管。②制作方法:首先,在对输水管进行制作时,提坡度一般会按i=0.003进行计算,并且在输水管的外面包一层无纺布。其次,多孔输水管的规格一般为DN100支管,并且需要在管的两侧每隔150mm的地方开设直径为40mm的孔。

4 细部节点处理

4.1 卷材收头处理

立墙部位施工时,在卷材自重和自然条件的影响下,仅仅依靠热熔粘接是达不到要求的,应采用收头压条加密封胶密封的处理方法。卷材的收头处理见图1。

4.2 周边角部处理

周边角部要设置盲沟及砖砌护角,利于排水和避免防水材料遭到破坏。周边角部处理示意图见图2。

4.3 搭接缝处理

卷材搭接时,应使熔融沥青从边端挤出,形成宽度约8mm的匀质沥青条,见图3。

4.4 水落口处理

水落口是雨水集中部位,处理不好容易引起渗漏。因此,水落口周围交接处应作密封处理,并要求密封胶伸入水落口内50mm,以防止翘边开缝,并且水落口构件必须安装牢固。

5 应注意的施工质量问题

5.1 卷材搭接不良

在进行卷材搭接施工时,因为卷材的形式和长短边的搭接宽度比较小,而且接头处的粘接也不是非常结实,所以在施工的时候容易初选损坏,所以在施工中需要严格按照标准进行施工,并且要齐线铺贴,同时卷材搭接的长边大于100mm,短边大于150mm.

5.2 空鼓

因为卷材的基层比较潮湿,而且不是很平整,在施工中容易出现窝气或者空鼓情况,所以在卷材施工时必须要保证基层的干燥,并且铺贴要均匀压实。

5.3 管根处防水层粘贴不良

在管道根部的防水层进行粘贴时一定要把基层清理干净,并且严格按照规范进程操作,把卷材进行压实处理,不能出现翘边、褶皱等情况。

5.4 渗漏

在卷材施工中,尤其是在转角或者根部变形处进行施工时如果处理不当就会出现渗漏情况,所以施工时必须对附加层进行注意,卷材要紧密压实,并做好防水。

总之,持续良好的车库顶板的绿化景观,是与科学的排水系统密不可分的,在对顶板上环境进行整体设计之前,应根据项目的具体情况先确立一整套完善、科学、适当的绿化排水形式,减小雨水对顶板结构层的损坏。

参 考 文 献

[1] 陈跃生,郝晓钦.小区车库顶板景观排水设计[J].中国园林,2011(02):68-70.

[2] 荆丹娟,潘良.浅析居住区车库顶板种植区渗排水设计[J].金陵科技学院学报,2014(01):36-40.

顶板方案 第12篇

1 工程背景

寸草塔煤矿位于东胜煤田南部, 其构造形态与区域构造形态一致, 总体为一向南西倾斜的近水平产状的单斜构造。地层走向约NW20°, 倾向约SW70°, 地层倾角小于5°。井田地处鄂尔多斯高原东部, 总体地形西北高东南低, 海拔标高1340m-1156m, 井田西部及南部地形切割较为强烈, 沟谷较为发育, 井田北部及东部地区多被风积沙覆盖, 多为平缓沙地、沙堆、新月形沙丘, 具风成沙漠及半沙漠地貌特征。

煤层顶板岩石以碎屑沉积岩为主, 层状结构, 岩体各向异性;力学强度变化大, 煤层顶底板岩石的强度较低, 以软弱岩石为主, 半坚硬岩石次之, 岩体的稳定性较差。井田地质构造简单, 基岩零星出露, 风化作用较弱, 第四系松散层分布广泛, 厚度较大, 松散, 若煤矿开采后, 局部地段易发生顶板冒落及底板软化变形等矿山工程地质问题。

2 顶板离层仪原理及安装

2.1 顶板离层仪原理

顶板离层仪设置有深部和浅部两个测量基点, 深部测量基点和浅部测量基点分别对应一个测筒, 当顶板岩层发生离层时, 顶板发生一定量的下沉, 造成各测量基点与套筒之间的相对位移, 通过导线拉动测筒上的指示环滑动进行读数。得到h深和h浅两组数据, 具体原理见图1 (a) 。岩层离层值实际是实际测量值与套筒位置的相对位移, 即:

式中:h深, h浅为监测实际读数;h1为浅部测量基点到套筒间岩层的离层量;h2为深部和浅部两测量基点之间岩层的离层量;h0为套筒和顶板之间的相对位移, 为参照高度, 0m。

顶板下沉量为不同深度的岩层离层量之和, 即:

式中:h为顶板下沉量;h3为深部测量基点上部岩层的离层量。

一般情况下, 由于巷道断面较小, 且深部测量基点安装位置较深。因此, 深部测量基点上部岩层比较稳定, 离层量很小, 可忽略不计。有式 (1) 和 (2) 可得:h=h深。由此可知, 在深部围岩比较稳定的巷道, 顶板离层仪深部测量基点的观测值即为顶板的下沉量。

2.2 现场安装

在顶板离层仪安装过程中, 深部和浅部两个测量基点可以根据所要监测岩层的位置调节导线的长短。本次监测地点设置于寸草塔煤矿各个回采和掘进巷道, 离层仪的深部测量基点安装深度为8m;浅部测量基点安装深度为3m。在打钻孔时应注意, 钻孔直径应略大于基点金属锚头的直径, 且需小于套筒直径;在钻孔打好之后对钻孔口处5cm进行扩孔, 使其孔径和套筒直径配套。安装时把金属锚头放入钻孔内部, 套筒一部分位于钻孔中, 一部分位于钻孔外, 使测筒和顶板之间保持一定距离, 防止指示环被煤块或金属网挂住而无法移动, 在套筒安装完成后, 把金属导线拉紧, 且指示环在测筒上处于0指示位置时, 固定好导线固定螺母, 安装结束, 如图1 (b) 所示。

3 监测数据分析

通过现场监测数据整理分析, 从众多顶板离层仪监测数据中挑出一组变形量最大, 且有代表性的监测结果进行分析, 由分析结果可知:巷道顶板下沉量最大为20mm, 当下沉量达到20mm后, 顶板离层仪处于一种稳定状态, 监测数据不再变化。在深部测量基点和浅部测量基点之间 (深度3m-8m) 的岩层离层量最大为4.5mm, 浅测量基点到套筒之间 (深度0-3m) 的岩层离层量最大为15.5mm, 具体离层和下沉量见图2。

由上图可知, 此处巷道的下沉量主要有0-3m之间岩层的离层导致, 上部岩层离层量较小。分析可知, 在巷道掘进过程中, 巷道围岩受到开采扰动的影响, 原岩的应力稳定状态遭到破坏, 应力重新分布, 从而造成巷道顶板0-3m之间的岩层发生较大的离层。由于主要产生离层的岩层深度为3m左右, 且上部岩层较稳定, 故适合锚杆支护。矿上为了将锚杆加固的“组合梁”悬吊于坚硬岩层中, 用高强度的锚索进行支护, 锚索长度设计8m, 此深度远远高于不稳定岩层的深度。因此, 这种“锚杆+钢筋网片+锚索”联合支护方式可以保证巷道的稳定性。

4 结论

(1) 顶板离层仪可以准确监测不同深度岩层的离层量, 根据主要发生离层的岩层深度可以判断采取的支护方式是否合理。

(2) 寸草塔煤矿回采和掘进巷道顶板下沉量最大为20mm, 离层主要发生在顶板0-3m深度范围内, 3m以上深度的岩层比较稳定, 现有支护方式可以保证巷道的稳定性。

参考文献

[1]张文军, 等.锚杆支护巷道顶板离层监测方法探讨[J].辽宁工程技术大学学报, 2002, 21 (4) :421-424.

[2]鞠文君.锚杆支护巷道顶板离层机制与监测[J].煤炭学报, 2000, 25 (增) :58-61.

[3]张东俭, 郭恒庆.覆岩离层注浆技术在济宁矿区的应用[J].矿山测量, 1999, 3:34-36.

[4]张华兴, 魏遵义.离层带注浆的实践与认识[J].煤炭科学技术, 2000, 28 (9) :11-13.

上一篇:新生的力量下一篇:科学实验教学学