不同支护方式范文

不同支护方式范文（精选8篇）

不同支护方式 第1篇

随着煤矿开采技术不断成熟, 煤矿开采量不断增加, 很多企业都意识到煤炭资源固有的紧缺性和不可再生性, 于是在开采过程中, 都会利用减小煤柱来节省资源, 但随之会遇到小煤柱受动压影响变形严重的问题。本文主要研究方向为通过对小煤柱采用不同的支护方式, 选择更加合理的支护形式, 减小煤柱变形, 从而避免二次施工造成的经济损失。

1 采用的主要技术原理及施工过程

1.1 采用的主要技术原理

影响小煤柱变形的因素包括:巷道埋深、煤柱高度、小煤柱与其上下交界面的接触性质、煤柱的侧向约束情况及煤柱的极限强度等。

本次支护技术原理主要为:通过改变支护, 加强巷道围岩强度并为小煤柱提供一定的侧向约束, 使小煤柱的承载能力提高, 从而在一定程度上抑制小煤柱向巷道内的位移。

1.2 施工过程

以伏岩煤业一采区3104进风顺槽中段作为实验段:3104工作面进风顺槽是位于实体煤内的巷道, 紧邻3104运输顺槽, 顺槽断面宽×高为4 500 mm×3 200mm, 局部扩大断面宽×高为5 500 mm×3 200 mm, 运输顺槽与进风顺槽之间是7.5 m窄煤柱。

3104进风顺槽中段掘进划分45 m, 每15 m为一个实验区段, 共划分为3个试验方案。

a) 方案一。第一区段仍执行原巷道支护设计方案, 即:采用4.5 m×3.2 m全锚网锚索联合支护, 锚杆采用帮4顶6螺纹钢锚杆, 排距0.8 m, 锚索双排布置排距1.6m;b) 方案二。第二区段在原设计基础上对外帮喷浆后, 煤墙加固注马丽散, 进行煤体强化;c) 方案三。第三区段采用高强预应力锚杆+高强预应力锚索支护。顶板及两帮打高强度预应力锚杆支护;顶板采用预应力锚索加强支护, 按3-2-3方式布置锚索;与运输顺槽之间打对穿锚索对窄煤柱进行支护, 局部扩大断面顶板锚索按4-3-4方式布置。

通过后期对表面位移测站及顶板离层指示仪进行观察、分析, 及顶板下沉量和受力情况及两帮变形量综合分析最后确定第三种方案为最佳方案。

2 方案的具体参数

2.1 顶板及两帮高强度预应力锚杆支护

3104工作面进风顺槽顶板及两帮通过高强度全长锚固预应力锚杆加固, 锚杆支护结构与参数如图1所示。

锚杆规格为Φ20 mm×2 400 mm, 钢号BHRB500, 杆尾螺纹为M22, 间排距为800 mm×800 mm, 锚杆孔直径为Φ28 mm, 采用1卷快速K2350型和2卷中速Z2360型树脂药卷全长锚固, 锚固力不低于150.0 k N, 预紧力不低于60.0 k N。托盘采用拱型高强度托盘, 规格为150mm×150 mm×8 mm。

钢筋托梁采用Φ14 mm的圆钢焊接而成, 顶板托梁规格为4 200 mm×80 mm, 两帮托梁规格为2 600 mm×80 mm。在安装锚杆位置各焊接两段纵筋, 纵筋间距为50 mm。两相邻的钢筋托梁搭接, 利用锚杆压紧搭接的2根钢筋托梁。

金属网采用10#铁丝编制的菱形网, 网片规格为3 400 mm×1 100 mm和4 500 mm×1 100 mm, 网孔规格为50 mm×50 mm, 网与网的搭接长度不少于100mm, 绑扎点间隔不超过150 mm。

2.2 顶板帮部预应力锚索加强支护

在巷道顶板中央隔排分别打2根、3根锚索加强支护, 构成3-2-3布置方式, 排距为800 mm。在巷道右帮中央打两根对穿锚索, 排距为800 mm。顶板、帮部锚索加固结构图如图2、图3所示, 对穿锚索布置如图4所示。

顶板预应力锚索采用高强度低松驰预应力钢绞线, 规格为Φ17.8 mm×6 300 mm, 排距为800 mm, 锚索的极限拉断力为355.0 k N, 延伸率为3.0%, 预紧力不低于150.0 k N。锚索孔径为Φ28 mm, 锚固长度不小于2 000 mm, 采用3支树脂药卷锚固, 规格为1支快速K2360型, 2支中速Z2360型。配套金属托板规格为300mm×300 mm×16 mm。对穿锚索采用高强度低松驰预应力钢绞线, 规格为Φ17.8 mm×8 100 mm, 间排距为1 200 mm×800 mm, 与帮部锚杆间隔布置。扩大断面支护顶板锚索采用4-3-4布置, 排距为800 mm, 其余参数与普通断面相同。

3 关键技术及创造点

3.1 关键技术点

关键技术是在每个区段分别设置1组顶板离层仪和一组表面位移测站, 并及时收集好原始数据, 待回采接近该区段45 m开始到矿压稳定期间, 每天1次进行数据观察收集, 以分析巷道顶、底板和变两帮变化量及与支护关系情况。观察煤体变化情况, 并与其余区段进行数据对比。待矿压稳定后, 进行室内数据分析, 为指导今后的先掘后采动压掘进巷道提供直接理论论据。

为确保伏岩煤业不同工作面顺槽在工作面回采过程中的施工安全及使用需求, 需在施工过程中实时进行施工监控量测, 通过对监控量测成果的应用, 为确定合理的施工技术方案和支护参数, 保证施工安全提供依据, 并为围岩与支护结构的稳定状态分析提供反馈信息, 从而优化施工方案和参数, 达到安全、经济、高效的目的。

由于巷道和硐室围岩活动状况的隐蔽性, 围岩的破坏失稳一般没有明显征兆, 不易被人们察觉, 破坏往往具有突发性。一旦发生冒顶、片帮等事故, 其危害性较为严重。因此, 为保证巷道和硐室支护参数和支护结构的稳定性, 必须对巷道围岩和支护结构进行相关的测试和监测。

监测工作是巷道施工的一个重要组成部分, 具有不可或缺的重要作用。一方面通过围岩松动圈厚度值、围岩表面收敛变形、围岩内部破裂情况等观测数据, 可及时准确地掌握围岩变形的力学性态及其随时间的变化规律, 并在此基础上调整支护结构形式或支护参数, 妥善安排施工工艺过程;另一方面, 观测也是控制施工质量的一个重要手段, 可对施工队伍实行动态管理。

工程监测的内容很多, 根据伏岩煤业工作面顺槽围岩的松散破碎特点, 提出支护监测方案主要包括以下几方面:

a) 围岩松动圈的测试。采用松动圈测试仪对巷道围岩松动圈进行测试, 通过测试可对巷道开挖后围岩变形破坏范围和支护效果做出评价;

b) 表面位移量测。包括顶底板移近量、顶板下沉量、底鼓量、两帮移近量、帮位移量等。采用收敛计进行测试, 通过对表面位移的量测, 反映巷道表面位移大小及断面收缩程度, 并判断巷道围岩变形是否超过其安全允许的最大值, 是否影响巷道正常使用;

c) 锚杆预紧力监测。锚杆安装, 并施加一定的预紧力之后, 预紧力要发生变化, 对于比较松软的岩帮和岩层, 预紧力下降幅度比较大。应采用扭矩扳手检测锚杆预紧力变化, 对于不符合设计要求的锚杆, 应重新拧紧和张拉;

d) 锚杆受力状况监测。锚杆安装后, 随着围岩变形, 锚杆承受的荷载会发生变化。通过监测, 了解锚杆受力状态, 评价支护参数的合理性和巷道的安全性;

e) 监测数据处理、分析和反馈。通过对监测数据的处理、分析, 确定最大位移量、最大位移速率, 并建立位移-时间曲线, 为巷道稳定性的判断提供依据。

3.2 创新点

针对先掘后采动压小煤柱巷道的掘进, 同时根据此种方案的提出在原巷道支护强度基础上进行加打对拉锚索加固巷道受力强度, 通过安装在巷道内的顶板离层测站和表面位移测站变化量和读取的数据变化情况来看, 此种支护方案巷道顶、底变化量及顶板受力情况比前两种方案明显减小, 两帮收敛变形量也比前两种方案变化量明显减小, 巷道受力强度明显增强, 最后确定第三种方案为最佳支护方案。

4 项目应用和推广情况

由于目前伏岩煤业小煤柱巷道数量逐步增多, 所以该项目如果实验成功将对先掘后采小煤柱巷道掘进支护带来一次革新, 不但能降低巷道后期维护费用, 将来综采队回采时巷道所受压力将会明显变小, 减少巷道超前维护的力度, 且在回收综采设备时也将更可靠, 安全系数将大大提高, 推广应用前景广阔。

5 项目的效益情况及存在的问题和有待改进方向

5.1 项目的经济效益和社会效益情况

该项目如果实验成功, 将对以后先掘后采动压小煤柱掘进巷道支护带来一次革新, 并对以后掘进类似巷道提供科学的和有价值的依据, 还可减少部分巷道支护费用的投入及减少巷道后期反复修理巷道费用, 经济效益可观。且巷道变形量较小, 对以后综采队回采时维护工作将减少, 工人维护巷道的劳动强度也会降低, 还可解决综采设备回收时由于巷道变形大难于回收的这一难题, 加快回收速度, 提高回收时安全系数。

5.2 本项目存在的问题及有待改进方向

该项目存在问题是施工工序较复杂, 比如在支护方面使用高强度预应力锚杆, 加大顶锚索密度, 进行先掘后采动压小煤柱掘进巷道实验或选用新型质优价廉煤体凝固剂进行相关实验, 如果实验成功将降低支护费用的投入, 简化施工工艺。

6 结语

通过实验研究表明及对小煤柱动压掘进巷道顶板离层测站和表面位移测站变化量和读取的数据变化情况来看, 第三种支护方案 (即采用高强预应力锚杆、高强预应力锚索加对拉锚索) 支护时, 巷道顶、底变化量及顶板受力情况比前两种方案 (即使用普通锚网锚索支护和在此基础上进行巷道喷浆) 明显减小, 两帮收敛变形量也比前两种方案变化量明显减小, 巷道受力强度明显增强, 说明该支护方式能满足小煤柱动压掘进巷道的需要, 但随着技术不断改进, 以后还会采取更新、更科学、更合理的小煤柱动压掘进巷道支护方式。

摘要：目前伏岩煤业动压小煤柱巷道掘进数量不断增多, 现有支护方式已不能满足支护需要, 因此通过选取有代表性的巷道进行不同支护方式的比较和研究, 以选取最合理、最科学的支护方案。

不同支护方式 第2篇

【关键词】巷道；地质；锚杆支护；技术

锚杆支护在井下巷道使用范围的扩大，但在井下的具体应用中，由于地质条件的变化和矿山压力的影响，支护效果存在很大差异。应根据不同地质条件选择安全、可靠、经济的支护技术和方法。

1.影响巷道的因素分析

1.1围岩强度

较软弱的围岩容易产生变形和破坏，巷道稳定性差，维护比较困难；围岩强度增加，围岩的承载能力及巷道围岩稳定性均增加，巷道容易维护。这主要是围岩自撑力能承担部分或安全荷载。

1.2地应力

地应力包括上复岩层的自重应力，地质构造应力和采动引起的集中应力等。

自重应力。原岩自重应力大小取决于岩石重度和埋藏深度。巷道距地表垂深增加，围岩变形量增大，稳定性减弱，特别是围岩强度较小时，巷道埋深对围岩变形影响更为强烈。但围岩强度较大时，巷道埋深的变化对围岩变形影响不大。

地质构造应力。地质构造越发育，围岩的完整性越差，裂隙越多，巷道围岩的稳定性越差。

采动集中应力。巷道距回采工作面所采的煤层越近，受采动影响越大，尤其是煤层巷道，巷道变形程度与开采煤层的厚度，直接顶、老顶的强度和厚度以及层位、结构，有密切关系。老顶来压越剧烈，影响越大，巷道围岩不仅受本身煤曾超前压力的影响，同时，还受到邻近工作面采动压力的影响，形成压力叠加，两侧采空的巷道受影响的程度大于一侧采空的巷道。

1.3断面形状与尺寸

巷道断面形状。不同断面的应力分布不同。可以改变巷道断面形状来改变围岩应力分布状况，如圆形，椭圆形较好，椭圆形次之，梯形、矩形较差。巷道断面尺寸。巷道的变形程度随巷道宽度与高度的增加而增加。

2.不同的锚杆支护方法

2.1松软围岩巷道锚注加固

锚杆支护是通过锚入围岩内部的锚杆，改变围岩本身的力学状态，在巷道周围形成一个整体而有稳定的岩石带，加固围岩，保持围岩的完整性和稳定性，控制围岩变形、移动和裂隙的发展，充分发挥围岩自身的支承作用，主动支护，有效改善矿井的支护状况，具有施工简单方便、效率高、成本底、速度快、支护效果好等特点，已经普遍推广应用。不但在岩石巷道普遍应用，而且在煤层巷道也在逐步推广应用。

在松软围岩内布置巷道，围岩变形大，稳定性差，维护困难，费用高，而且严重影响矿井的安全正常生产。传统的锚杆支护已不适应高应力、大变形松软围岩巷道，锚注加固是一种理想的改善软弱围岩承载性能的措施。锚注加固巷道围岩是利用空心锚杆作注浆孔管（简称注浆锚杆），注浆锚杆前段是带若干射浆孔的注浆段，后段是锚固段。松动和裂隙发育的围岩经过锚杆注浆加固后，围岩强度等力学性能得到提高和改善，使破裂结构的围岩胶结形成拱形连续体加固圈，同时注浆锚杆起到悬吊、挤压、楔固、主合拱等作用，防止围岩松动范围进一步扩展，从而使巷道围岩长期处于稳定状态。

2.2复合顶煤巷锚带网加锚索联合支护

复合顶板支护的难度在于软夹层（煤线、泥质）地质面的存在，导致上、下层面间、的结合力低，普通锚杆的锚固范围有限、承载能力也受限制，而且软弱夹层本身的松动膨胀也会对下位岩石形成较大的垂直载荷，挤压下位岩层，容易导致顶板跨落。在这类顶板的煤层内掘进巷道，必须采取补强措施，保证安全生产。“锚杆、钢带金属网”可以发挥挤压加固作用，促使锚固范围内的岩石形成一定荷载的整体结构，维护锚杆长度范围的顶板，保持其整体性，阻止上部围松动与变形，锚索则锚固在上部稳定的岩体上，由锚索来承担跨落范围之间内的岩层所受的垂直载荷，防止顶板离层。锚索长度一般进入稳定岩层lm、间距2m。

2.3综合顺槽采用锚杆锚索联合支护

综放工作面两侧顺槽特定的围岩条件，其顶板抗压强度低，受压后易冒落。顶煤受到地应力（上覆岩层的自重应力，地质构造应力和采动引起的集中应力等）的影响时，容易离层，所以，在锚杆支护基础上，加支一排锚索，使煤体加固带悬吊于顶板岩石，防止离层冒落。

2.4综放面未采锚网支护

综放工作面设施尺寸大、吨位重，拆除工艺复杂，要求的拆除空间较大，对支护要较高。综放末采时可以用锚网支护工艺。首先在停采后的工作面煤壁上按照间距1.5m左右、垂直煤壁施工两排长度为1.8m左右、?18mm的锚杆；然后在煤壁与顶板肩窝处按照与水平呈45°夹角、间距1.5m左右的要求施工一排长度为2.5m左右、?20mm的锚杆；再在距工作面煤壁1.0m左右、垂直煤壁施工一排长度为2.5m左右、?20mm的锚杆。

用锚网支护代替架棚支护，作为综放面末采支护技术可行、经济合理、安全可靠、便于快速施工、缩短末采时间。

不同支护方式 第3篇

近十几年来提出了新型的基坑支护技术方案, 即复合土钉墙支护技术。复合土钉墙是将土钉墙和其他支护技术有机组合在一起形成的复合支护体系, 它是一种新型的土钉墙支护体系。复合土钉墙与普通土钉墙相比可以适应更多的地质情况。克服了单纯土钉墙的技术缺陷, 使土钉墙的使用达到最大化。同时复合土钉墙使支护工期大大缩短, 降低了施工费用, 达到了经济合理的技术要求。土钉墙支护实在基坑开挖过程中, 将土钉放置于原位土地中, 一定量的水泥浆形成与周围土体紧密结合的注浆体, 并在土坡上铺设钢筋网, 通过土钉, 土体和喷射混凝土面层的共同作业形成复合土体。

1.复合土钉墙的种类及特点

土钉墙+预应力锚杆, 土钉墙+截水帷幕, 土钉墙+微型桩, 土钉墙+截水帷幕+预应力锚杆, 土钉墙+微型桩+预应力锚杆, 土钉墙+微型桩+搅拌桩, 土钉墙+截水帷幕+微型桩+预应力锚杆。复合土钉墙可以和多种土钉墙一起使用, 把单纯的土钉墙优点集于一身, 同时也改善了单纯土钉墙的缺陷。使土钉墙得到了更加广泛的应用。

2.土钉墙的种类及特点

钻孔注浆型, 直接打入型, 打入注浆型。土钉墙与土体形成的复合土体, 提高了土体的整体刚度和强度, 土钉墙增加了土体破坏的延性, 延缓了土体破坏的时间, 土钉墙施工中使用的机械器具较轻便于施工, 操作技术简单。有利于施工的快速进行, 土钉墙的施工机具轻便, 与其他支护方法相比大大缩短了施工工期, 土钉墙支护所需的材料成本较低。

3.土钉墙和复合土钉墙的适用范围

土钉墙支护适用于地下水以上的黏性土、杂填土、粉土等土层。不适合含水较多的粉细砂、中细砂、卵石层等强度过低的淤泥质土层。土钉墙的位置需要考虑周边建筑物的建筑基础, 地下管廊的建设。在软土中不宜采用土钉墙支护。

复合土钉墙支护适用于开挖深度不超过15m的基坑、包含众多工程领域的基坑及保证路基稳定的边坡工程、黏性土、人工填土、淤泥质土等土层, 大多软土层均采用复合土钉墙支护体系。

4.工程实例

某基坑深度H=10m, 边坡土层位砂质粘土, 土的重密度γ=18k N/m2, 内摩擦角φ=35°, 粘聚力C=12k Pa边坡坡度R=80°, 土钉长度L=5m, 钻孔注浆型, τ=70k Pa土钉与水平面夹角α=10°, 土钉D=100mm, 土钉间距横竖均为2m, 地面荷载q=12k N/m2。本文通过具体实例进行设计计算, 并从以下几个方面进行比较。

(1) 复合土钉墙与土钉墙进行设计计算, 结果见表1。

其中复合土钉墙方案中第二层与第四层是锚杆, 其余土层为土钉。根据计算结果可以看出, 土钉墙中的土钉总长度大于复合土钉墙的长度。

(2) 工程造价预算

以1m为计算单元对比土钉墙和复合土钉墙造价关系:

土钉约为60元/m, 锚杆约为320元/m, 80mm厚的喷坡约为90/m2。通过计算, 单元喷坡厚度费用为900元。计算土钉与复合土钉墙的单位造价, 土钉墙是3180元, 复合土钉墙是6780元。

5.两种方案对比分析

通过各方面对土钉墙与复合土钉墙两种方案进行对比分析, 见表2。

结语

通过上面的计算结果可知, 复合土钉墙的技术方案设计的土钉长度较短, 而土钉墙设计的土钉长度较长。根据造价要求, 土钉墙更加经济合理, 减少了施工的费用, 并且土钉墙施工较为方便。缩短了建筑施工的工期, 综合比较土钉墙更为经济合理。

摘要：本文对复合土钉墙和土钉墙在基坑工程中的应用进行比较, 对他们在施工中的造价和锚杆的长度进行论述。

关键词：复合土钉墙,基坑支护,土钉墙

参考文献

[1]郭院成.基坑支护[M].北京:黄河水利出版社, 2012.

[2]张四平, 张季超.基础工程[M].北京:中国建筑工业出版社, 2012.

不同支护方式 第4篇

关键词：大断面,软岩硐室,锚网喷,联合支护

0 翻车机硐室设计概况:

某矿-900m水平翻车机硐室设计为三心拱形, 净宽7.2m, 净高4.38m, 全长30m, 为矿井的主要硐室, 服务年限为10年。在掘进过程中发现硐室处在泥岩 (厚3m) , 砂质泥岩 (2.49m) 等岩层中, 围岩强度低、节理发育易破碎、遇水有膨胀趋势, 根据岩性分析, 确定该硐室为软岩硐室。由于在大断面软岩硐室支护方面没有足够的经验, 而且由于地质条件的不同又不能完全采用邻近矿井的支护方法, 因此有必要对软岩大断面硐室的合理支护方式进行研究分析, 以保证硐室的施工质量和围岩的长期稳定。

1 合理支护方式机参数确定

1.1 锚网喷联合支护的优点

根据硐室的具体地质条件和施工方式, 决定采用锚网喷联合支护硐室。

1.2 锚杆支护参数选取

采用数值分析方法确定合理锚杆支护参数。

1.2.1 模拟软件的选取

借助目前岩土工程常用的非线性数值分析方法, 利用其调整模型方便、计算时间短和灵活的特点, 可以通过计算得到巷道周边围岩的应力和变形。FLAC2D是在此基础上编写的二维有限元数值计算程序, 它结合CAD技术, 可以形象直观地反映岩体运动变化的力场、位移场、速度场等各力学参量的变化。鉴于以上优点, 本文采用FLAC2D进行数值模拟。

1.2.2 模型建立

根据具体地质条件和岩石力学参数, 建立沿倾斜剖面平面应变模型。模拟范围取100m×100m。按围岩条件整个模型共10个岩层层位, 模型两侧面为滑动支承, 底部为固定支承, 上部岩层的作用力以应力边界条件表现。数值计算力学模型如图1所示。

1.2.3 支护参数确定

按图1所示的模型对锚杆长度、锚杆直径、锚杆间距进行模拟分析。不同支护参数与巷道围岩变形量的关系如图2～4所示。

(1) 由图2可见, 巷道顶底板移近量、两帮移近量随锚杆长度的加长逐渐减小。当锚杆长度大于1800mm后, 围岩变形减小量逐渐减少。此外, 锚杆长度过大也增加了支护成本和施工难度。综合考虑控制巷道围岩变形、经济成本和施工方便, 确定锚杆长度为1800m。

(2) 由图3可知, 巷道顶底板移近量、两帮移近量随锚杆直径的增加, 巷道围岩变形量减小, 当锚杆直径由14mm到16mm时, 变形减小较明显;当锚杆直径大于18mm后, 围岩变形减小不显著, 据此确定锚杆直径为18mm。

(3) 锚杆间距与巷道围岩变形的关系如图4所示。当锚杆间距大于900mm时, 围岩变形量增大显著;锚杆间距在600~800mm之间时, 变形量增大不明显。综合考虑, 确定锚杆间距为700mm。

综上所述, 确定巷道支护参数为:锚杆长度为1800mm, 直径18m m, 锚杆间距700m m。依据现场实践经验, 取锚杆排距为700m m。

1.2.4 金属网规格确定

考虑到岩性易破碎, 对安全存在不利的因素, 采用加菱形金属网配合锚杆支护。锚网规格定为 (长×宽) 为2000m m×1000m m, 网孔60m m×60m m。

2 喷厚的确定

2.1 初喷

理论与实践证明, 为使锚杆能够及早充分发挥对围岩的加固支护作用, 应采用先喷后锚的施工工序, 创造锚杆支护结构与围岩密切接触条件, 能尽快地充填围岩裂隙封闭围岩, 平整巷道轮廓。根据施工经验, 确定初喷厚度为50mm。

2.2 复喷

复喷可以起到填凹补平、美化巷道、封闭岩体、锚杆和金属网等外露部分, 防止岩体风化和支护材料锈蚀等作用, 但若喷厚过大, 巷道变形后喷层容易张裂变为危石。因此确定喷厚为100m m。巷道支护参数与锚杆布置情况见图5。

图6为按上述支护方式模拟得到的硐室围岩塑性区分布情况。由图可见, 采用该支护方式, 围岩破坏深度不大, 受扰动范围较小, 围岩控制效果较好。

3 施工工艺流程

合理的施工工艺不仅是充分发挥锚喷支护作用的基础, 还是提高施工速度的有效手段。实践表明, 采用光面爆破能够减少爆破震动裂隙防止过多降低围岩强度, 有利于锚喷支护结构与围岩的良好接触, 有利于锚杆支护作用充分发挥, 因此, 在施工中要求采用光面爆破。此外, 在大断面软岩条件下施工, 必须要有足够的临时支护来提高锚网喷支护的质量。具体施工工艺为:

进入现场→按中腰线画轮廓线→打眼、装药、爆破→安全检查、找顶→临时支护→出矸→初喷→打锚杆 (先顶后帮) 、挂网→复喷。

4 结论

通过大断面软岩硐室锚网喷联合支护的数值分析和现场实践, 可以得出以下结论: (1) 锚网喷联合支护作为一种主动支护形式, 能够有效控制软岩大断面硐室的围岩变形; (2) 软岩巷道支护参数选择要综合考虑围岩条件、支护成本、施工方便等因素, 太大或太小的参数都不利于围岩变形控制。围岩塑性区分布的数值分析结果表明, 采用锚杆长度为1800mm、直径18mm、间排拒700mm、菱形金属网、喷射混凝土的联合支护参数进行支护, 硐室围岩破坏程度小, 支护效果较好; (3) 现场实践表明, 上述支护方式能够简化施工工序, 改善作业环境, 降低工人的劳动强度, 可获得较好的技术经济效果。

参考文献

[1]吴保森, 王旭锋, 李培志, 等.柳泉煤矿软岩回采巷道联合支护技术分析[J].能源技术理.2007 (3) :20-22.

[2]薛顺勋, 聂光国, 姜光杰等.软岩巷道支护技术指南[M].北京:煤炭工业出版社.2002.

煤矿井巷支护方式的探讨 第5篇

关键词：煤矿,井巷,支护技术

近年来, 随着我国煤矿采深的增加, 煤矿井巷支护经历了由单一型支护技术到联合多强化型技术的发展历程。煤炭早期开采阶段几乎全部是以木材作为巷道及采煤工作面的支撑材料, 随着钢筋砼的出现, 开始采用混凝土或钢筋混凝土忖砌等支护形式, 这些传统支护耗费大量木材且受采深和岩性影响严重。随着井巷支护技术的发展演变, 可将其归纳为传统支护方式、金属支架支护方式、锚杆系列支护技术和复合支付技术。

1 传统支护方式

传统支护技术主要是采用木材或钢筋混凝土作为支护材料, 分支撑与衬砌两种类型, 其中支撑指的是临时性保护围岩的结构, 衬砌则指永久性加固围岩的结构。传统支护技术是源于古典压力理论和坍落理论, 认为巷道开挖后围压主要由围岩局部坍塌导致而成, 而巷道的稳定主要靠围岩坍塌致使硐室形状改变后自行获得。传统支护把围岩坍塌岩与支护分开来考虑, 把围岩视作荷载, 支护看作承载结构, 二者之间形成“荷载—结构”体系, 认为支护是为了承受由围岩所产生的荷载, 无法控制围岩变形破坏的发生, 只能起被动抵抗的作用。传统支护耗费大量木材而且受采深和岩性影响严重, 因此只适用于浅部围岩, 而且支护断面形状必须与围岩曲线一致, 以充分发挥围岩和支护结构抗压强度大的优势, 从而硬性抵抗岩体的变形压力。

2 金属支架支护方式

金属支架支护技术主要分刚性支架支护与可缩性支架支护, 其中刚性支架允许压缩变形量小, 工作阻力随变形量增大而减小, 直至破坏而失去工作阻力;可缩性支架允许压缩变形量大, 在结构设计压缩范围内, 工作阻力随压缩量大而增大, 或者恒阻。金属支架支护视支架为支护体, 围岩为荷载, 其破坏是由于支架上弯曲力矩达到屈服极限的破坏应力所致, 同时, 由于支架承受侧压力和荷载的不均匀常使支架失去稳定性或可缩性而减弱或失去竖向承载能力。

刚性支架特别是弧板支护采用超高强度混凝土施工技术, 在地面工厂化预制, 质量有保证且利于批量化生产和井下机械化安装, 不足之处在于不能抵抗上覆岩层整体移动而产生的底板沉降及巷帮测压, 受扭曲折断而失去支护作用。可缩性支架支护特别是U型钢支架支护由多段弧形构件相互叠置搭接而成, 大多支护面呈拱形或环形, 主要使用于松软围岩、地压大、底臌严重和两帮移近量大的开拓和采区巷道。具有抗压性好、一次成巷好、安全系数大、抗灾能力强、支架变形小和质量处易保证等优点, 不足之处在于初期投资高, 搭接出易缩膛, 铁卡易崩断或松动等。国内早期使用U型钢支护失效的关键是支护强度低, 而支护强度低的主要原因是支架与围岩的接触状况差, 支架空顶与空帮现象严重。受力状况差, 承载能力未得到充分发挥。研究表明, 提高支护强度的有效办法是对U型钢支架实施高质量的壁后充填。

3 锚杆系列支护技术

自20世纪50年代以来, 锚杆支护手段已在各国地下工程中得到了广泛应用。我国从1956年起在部分矿区先后试用该支护技术并获得良好效果。国内锚杆系列支护技术发展大部分为单位锚杆群支护手段, 组合锚杆支护阶段、预应力锚杆支护阶段以及强力锚杆支护阶段。

3.1 单体锚杆群支护阶段

1955年~1964年这一时期, 锚杆支护技术刚刚引进国内, 发展尚处于萌芽阶段, 以钢丝绳、水泥沙浆锚杆为代表, 锚杆无托板, 且杆体间缺乏联系。锚杆实际上只起悬吊作用, 且被动承载, 并不与围岩共同作用。由于盲目扩大这类锚杆的应用范围, 致使部分井巷冒顶失修, 实际上阻碍饿了锚杆发展。该阶段技术发展基于悬吊理论和原始楔形剪切理论等。

3.2 组合锚杆支护阶段

随着煤矿软岩问题在各大矿区的相继显现, 单体锚杆群支护已很难适应复杂地质条件, 1970年~1990年期间发展了大批新型组合锚杆并在软岩巷道支护中得到应用, 如水泥药卷钢筋锚杆、树脂药卷钢筋锚杆以及其他类型金属锚杆等, 在锚杆尾部均有托板和螺母。松软破碎条件下还增设金属网和混凝土喷层, 动压影响严重的场合则进一步增加钢带、钢筋梯或钢架等, 形成组成锚杆支护体系, 并且由平面组合发展到空间组合, 形成整体支护结构体系。研究表明锚杆不仅能起到悬吊作用, 而且具有组合拱或组合梁作用, 承载能力显著增强。组合锚杆比单体锚杆比单体锚杆更与利于松软破碎顶板的安全维护, 并发展了锚喷网、锚梁网及锚杆也层出不穷。此阶段相应的支护理论有组合支撑拱理论及组合支撑梁理论等。

3.3 预应力锚杆支护阶段

1990年以来, 随着锚杆支护在松软动压及大跨度巷道中得推广应用, 围岩体片帮冒顶现象严重。工程应用发现无预应力的锚杆实际上不能有效阻止围岩开裂、滑移和弱化, 而绷紧锚杆网带, 采用有横向预应力的管缝式锚杆和锚杆桁架, 能显著改善支护效果, 其代表产品或结构主要有桁架锚杆、水胀式锚杆和缝管式锚杆, 这三类锚杆均具有良好的横向预应力和一定纵向预应力, 其支护效果已为国内外矿山支护实践所证实。研究表明, 当锚杆预应力高于60k N, 可基本阻止巷道顶板下沉, 因此研制出高强度粗直径全长锚固树脂钢筋锚杆, 并在托板处增加减少摩擦的装置。理论与实践都证明, 保证锚杆体系有足够的纵向和横向预紧力, 才能真正发挥围岩与支护体系的最大支护力, 此阶段支护理论有二次支护理论及松动圈理论等。

3.4 强力锚杆支护阶段

近年来, 随着煤矿采深不断增加, 地质环境日益复杂, 导致突发性工程和重大恶性事故不断增加, 普通锚杆常由于集中荷载的作用致使锚杆拉脱及钢带撕裂, 锚杆护表作用降低, 导致整体支护效果欠佳。为了从根本上改变锚杆支护材料落后这种局面, 研制了锚杆专用钢材, 以达到高强度和超高强度的级别。强力锚杆的杆体为左旋无纵肋螺纹段采用滚压工艺加工, 强力锚杆支护系统能大幅度提高巷道初期刚度和强度, 有效控制高应力巷道结构面离层、滑动、裂隙张开及新裂纹产生等不连续变形, 同时支护系统有足够延伸率, 允许巷道围岩有较大连续变形, 使得围岩高应力得以释放。

锚杆支护同架棚支护相比, 由于锚杆是主动支护顶板, 能有效防止早期离层, 大大改善了巷道的稳定状况, 因此有利于巷道维护。锚杆支护与工字钢棚支护相比, 支护成本可降低30%左右, 维护费用可降低30%~50%, 有利于工作面单产和效率的提高,

4 复合支护技术

当前, 煤炭开采逐渐向深度延伸, 以冲击地压 (岩爆) 、矿压显现剧烈、巷道围岩大变形、突水、地温升高、瓦斯突出 (爆炸) 等“六大工程灾害”为代表的一系列灾害性工程事故频发, 一些矿区研究并应用复合支护技术获得了成功并开发了强力支护体。

复合支护是采用两种或两种以上的支护方式联合支护巷道。现行类型较多, 如锚网喷+注浆加固, 锚网喷+U型钢缩性支架+锚索。锚网喷+弧板支架, U型钢支架注漿加固, 以及锚网喷+注浆+U型钢支架等形式。选择复合支护形式时, 应根据巷道围岩地质条件和生产条件, 确定出合理的支护形式和参数。不同类型的软岩巷道所采用的支护形式不同。近年来, 针对深部高地应力巷道、受强烈采动影响得巷道和特大断面巷道等复杂困难条件, 基于提高支护结构强度和适应力大变形的考虑, 提出了高预应力、强力支护理论, 并开发研制了强力锚杆与锚索支护材料, 主要包括强力锚杆杆体和附件, 强力钢带以及强力锚索。

4.1 强力锚杆杆体材料与附件

传统低强度锚杆支护材料已经无法满足高应力巷道支护的要求, 必须开发研制新的支护材料才能适应其要求。新开发的锚杆专用钢材可显著提高锚杆强度, 其屈服强度和破断强度均较同类型钢高出许多, 且预应力级别较高, 真正实现了高预应力与高强度, 同时杆体较高, 以适应高应力巷道围岩变形。除强力锚杆杆体外, 还配套开发出高强度螺母、高强度拱形托板与球形垫圈, 优选了减摩垫圈等附件。

4.2 强力钢带

考虑到现在有型钢带抗撕裂性能差, 且钢带与其它构件强度不耦合, 易导致托板压入或压穿钢带, 发生剪切破坏。为配合强力锚杆支护, 研发出4mm~5mm的强力W钢带, 其强度与刚度均有大幅度提高, 组合与护表能力大大增强, 同时, 对钢带撕裂与托板的匹配性进行了较多研究, 已基本解决了钢带撕裂和压穿等问题。

5 结论

在煤炭市场全面开放的今天, 推行巷道支护改革, 对于降低原煤生产成本, 提高经济效益, 有着巨大的促进作用, 因此我们必须对其高度重视。总的来说, 井巷支护特别是煤巷支护, 必须根据实际地质条件综合考虑开采顺序、服务年限、使用要求等因素, 选择较恰当的支护方式, 避免因反复维修而增加费用支出。在巷道支护不能满足安全生产的需要下, 必须认真分析原因, 及时进行支护改革, 直到取得满意效果为止。

参考文献

[1]张金龙.煤矿回采巷道支护设计研究[J].今日科范, 2009 (7) .

[2]李进.煤矿井巷锚杆支护施工的认识和实践[J].淮北职业技术学院学报, 2009 (6) .

不同支护方式 第6篇

在土木工程中,常常会遇到土体与结构的相互作用问题,由于两者的刚度相差太大,往往需要设置接触面,接触面本构关系的选取对整个结构的力学性能有很大的影响。例如在基坑工程中,土体与支护结构的变形模量相差很大,土的变形模量一般为10 MPa～20 MPa,而混凝土可以达到20 GPa～30 GPa,为了较好的模拟界面处的滑移和开裂,需要在桩与土之间设置合理的接触面[1,2]。根据接触面单元的厚度,接触面单元可以分为:无厚度Goodman接触面和具有一定厚度的Desai薄层单元。本文在河海大学BCF程序模拟基坑开挖支护的基础上,针对改进的Desai薄单元和Goodman接触面对基坑变形进行分析和比较,指出无厚度Goodman单元的不足,并对其进行了修正。

1两种接触面比较分析

Goodman单元没有厚度只有长度,是一种一维单元。单元的本构关系定义为:

其中,ks,kn分别为单元的切向和法向刚度系数。

殷宗泽的改进Desai薄单元,应变分为两部分:1)土体的基本应变{Δε1};2)界面接触应变{Δε2}。总的变形为两者的向量叠加,即:

{Δε}={Δε1}+{Δε2} (2)

基本变形所采用的本构关系与土体其他单元相同,其应力应变关系不再重复。对于破坏变形对接触面上的一点来说,它们的变形都是刚塑性,即破坏前接触面上无相对位移,一旦破坏,张裂或错动,相对位移不断发展。

受拉破坏时,E″取一个很小的数5 kPa;受压时,取1/E″=0。

Goodman单元能较好的反映接触面切向应力和变形的发展,能考虑接触面变形的非线性特性。其切向劲度系数ks可以通过直剪试验得到,参数易于确定,并且在一定程度上能反映接触面上的剪切特性。因此长期以来,一直得到广泛的应用,但是Goodman单元也具有较大的缺点:1)由于法向劲度系数kn的取值任意性,使计算得到的法向应力是不合理的,有时甚至出现畸形;2)两种材料间的相互剪切错动未必恰恰沿材料的界面,也可能发生在土内,这时,无厚度单元就不一定能真实反映接触面的变形特征。Desai薄单元则避免了Goodman单元的这一缺陷,可以较好的反映法向变形和切向变形以及应力的传递。但对于薄层接触面单元,单元厚度的不确定性对计算结果有很大的影响,合理的选择单元厚度是计算中要考虑的一个问题[5]。

2数值试验模型及参数选取

2.1 悬臂支护数值试验模型

在本文的数值试验中,基坑的模拟开挖深度为8 m,为避免其他因素对计算结果的影响,从而便于简单因素分析,采用了悬臂支护形式。考虑到对称性取半截面分析,基坑半宽取12 m,分4级开挖,每级开挖2 m。支护桩墙宽度t=0.75 m,桩长l=16 m,入土深度H=8 m,混凝土桩体弹性模量E=1.3×104 MPa,泊松比v=0.167。计算中采用总应力法,不考虑地下水的影响和固结效应,其几何模型如图1所示[4]。

有限元计算网格剖分见图2,采用四结点单元。因其开挖区域应力场更加集中,开挖区域和桩墙附近单元划分较细,其他部分单元划分较稀疏,桩墙和桩土接触面也进行了同样细致的划分。桩后侧边界取至40 m,墙底方向的边界取至基坑底面以下30 m。

2.2 计算参数确定

为准确得到接触面的各参数,在试验初期对常规直剪仪进行了改进,将直剪仪的下盒取出,而直接用混凝土代替,这样可避免常规直剪试验在剪切过程中,受剪的实际面积在不断减小[3],导致上下盒边缘处的应力集中很明显,剪切面上的应力、应变不均匀且难以测定的弊端。得到的计算参数见表1。

3计算结果分析

通过数值计算、数据整理发现,前3次开挖Goodman接触面单元的桩墙侧向位移量介于Desai薄单元和无接触面单元之间,第4次开挖Goodman接触面单元的桩墙侧向位移最小。不同接触面的各级地表沉降、基底隆起和桩顶与周围土体的相对位移的最大值分别见表2,表3。

可见,与其他接触面相比较,在各次开挖中虽然Goodman接触面桩墙侧向位移量并不是最大,但Goodman接触面单元的地表沉降最大值却远大于其他两种接触面单元,地表隆起量也较大。相对位移ωs大小的差异导致了接触面处滑移量的不同,从而对地表沉降和基坑隆起产生了一定的影响。当接触面处受压时Goodman接触面单元的kn=1×108,这使计算出的σn有一定的误差,本次计算出的σn偏小,有的甚至出现负值(当σn<0时,σn=0.02),由式(2)可知,σn偏小必然导致ks偏大,并使算出的滑移量偏大。而Desai薄单元是假定土体是刚塑性的,一旦某土体单元的应力水平大于0.95,该单元剪切模量取一小值来模拟相对位移无限发展,因此Desai薄单元计算出的ωs较无接触面单元大,地表沉降和基坑隆起也较大。

同时,由于Desai薄单元的应力水平S是取式(4),式(5)中的较大值,必然大于无接触面单元的应力水平,从而计算出较小的切线模量Et,较大的应变εx,较大的桩墙侧向位移量。

由于无接触面没有考虑变形模量相差很大的两种材料接触面处的张裂和滑移,是不合理的。而Goodman接触面单元计算出偏小的σn导致较大的误差,需要在本构关系上做一定的修改。

4修正的Goodman接触面单元

Goodman接触面是无厚度的,其单元的正应力σn与其旁边土体单元的正应力相差不大。因此,当接触面受压时可以令其单元的正应力等于其旁边土体单元的正应力,当土体受拉时仍令接触面上的正应力σn=0.02 kPa。修正后的Goodman接触面地表沉降、坑底隆起量最大值及桩顶与周围土体的相对位移ωs见表4。

表4表明,修改后的Goodman接触面模型与原Goodman接触面模型相比,相对位移明显较小,地表沉降及坑底隆起量也都相应的较小,各项规律都较合理,与原Goodman接触面模型相比有更大的工程运用价值。

5结语

本文通过数值模拟,就基坑支护中桩土接触面类型对支护结构内力的影响进行了详细研究,主要工作如下:

1)从理论上分析了Goodman接触面单元和Desai接触面薄单元的优缺点;

2)结合基坑工程数值算例,分析了不同工况下桩墙侧向位移、桩土相对位移随接触面类型改变的变化规律;

3)提出了Goodman接触面单元的修正模型,验证了新模型的合理性。

摘要：采用不同的接触面形式,利用连续介质有限元方法对悬臂支护基坑的开挖过程进行模拟,通过比较Goodman接触面、Desai薄单元和无接触面模型的计算结果,指出Goodman接触面的不足,最后提出了修正的Goodman接触面模型。

关键词：Goodman接触面,Desai薄单元,连续介质有限元,悬臂支护基坑

参考文献

[1]Hu Li ming,Pu Jialiu.Application of damage model for soil-structure interface[J].Computers and Geotechnics,2003,30(1):165-183.

[2]张冬霁,卢廷浩.一种土与结构接触面模型的建立及其应用[J].岩土工程学报,1998,20(6):62-66.

[3]卢廷浩,王伟.土与结构接触界面改进直剪试验研究[J].沈阳建筑大学学报(自然科学版),2006,22(1):82-85.

[4]YB 9258-97,建筑基坑工程技术规范[S].

[5]卢廷浩,鲍伏波.接触面薄层单元耦合本构模型[J].水利学报,2000(2):71-75.

隧道掘进阶段初期支护方式的探讨 第7篇

1 工程概况

该隧道采用单洞双向行车隧道, 桩号为K67+285-K69+385, 隧道长2100米、宽9米 (其中行车道2*3.5米、侧向宽度2*0.25米、人行道2*0.75米) 、净高5.0m, 纵坡采用单坡 (-1.35%) , 双向横坡 (2%) , 按设计时速40km/h设计。

2 工程地质特征

隧道区域的工程地质特征叙述如下。

(1) K67+285-K67+316段31m, 斜坡地貌, 坡度35°左右, 洞口仰坡分布残积粉质粘土和全分化角砾凝灰岩, 粉质粘土, 黄褐色, 干-稍湿, 可塑, 厚2.1米左右, 全风化岩灰白色, 风化呈土状, 可塑, 厚1.8米, 呈松散结构, 下方为中风化凝灰质粉砂岩和安山岩.中风化凝灰质粉砂岩浅灰紫色, 中薄层状, 较坚硬, 裂隙发育, 张开-微张, 充填方解石细脉, 结构面平直、粗糙, 铁锰质渲染.J v=2 0条/米, K v=0.3 5, K 1=0.4 0, K2=0.40, [BQ]=282。岩石破碎, RQD=10%左右, 呈碎裂镶嵌结构-碎裂结构。中风化安山岩灰紫色, 较坚硬, Rc=42.5Mpa, 裂隙较发育, 微张, 结构面平直、粗糙, 铁锰质渲染.Jv=15条/米, Kv=0.45, K1=0.20, K2=0.20, [BQ]=290。岩石较破碎, RQD=30-40%, 岩体呈碎裂镶嵌结构局部块状结构。地下水主要为松散岩类孔隙水和基岩裂隙水, 上部土层一般, 裂隙微张-张开, 连通性和渗透性较好, 地表汇水面积小, 地下水不发育, 水文地质条件简单, 隧道开挖后局部会出现渗水、滴水现象。受浅埋、接触带、层间裂隙及围岩基本质量等因素影响, 属Ⅴ级围岩, 稳定性差, 自稳能力低。

(2) K67+360-K68+080段720m, 隧道穿越微风化英安玢岩, 青灰色, 坚硬, Rc=84.8MPa, 节理裂隙较发育, 以NE和NW向为主, 微张, 未充填, 结构面平直, 硬质。局部铁锰渲染, Jv=15条/M3, Kv=0.45, K2=0.20, [BQ]=394。岩石较完整, 岩体呈块状结构局部碎裂镶嵌结构。地下水主要为基岩裂隙水, 基岩裂隙微张, 连通性和渗透性差, 与地表水联系弱, 地下水不发育, 水文地质条件较简单。属Ⅲ级围岩, 围岩稳定性较好, 自稳能力较好。

(3) K68+080-K68+430段350m, 隧道穿越微风化英安玢岩, 埋深180.9~249.4米, 最大埋深达362.3米。围岩青灰色, 坚硬, Rc>84.8Mpa, 节理裂隙较发育, 产状260∠55°、20∠80°、350∠25°, 闭合-微张, 未充填, 结构面平直, 硬质, 局部铁锰渲染, Jv=10条/M3, Kv=0.55, [BQ]=466.岩石完整, 岩体呈块状结构。地下水主要为基岩裂隙水, 基岩裂隙微张, 连通性和渗透性较差, 与地表水联系弱, 水量疲乏, 水文地质条件较简单。

(4) K68+430-K69+108段678m, 隧道穿越微风化英安玢岩, 青灰色, 坚硬, Rc>84.8Mpa, 节理裂隙较发育, 产状275∠45°、125∠80°、350∠25°, 微张, 结构面平直, 硬质。Jv=15条/M3, Kv=0.45, K2=0.20, [BQ]=394。岩石较完整, 岩体呈块状结构。地下水主要为基岩裂隙水, 基岩裂隙微张, 连通性和渗透性差, 与地表水联系弱, 水量疲乏, 水文地质条件较简单。隧道开挖后仅局部出现渗水现象。属Ⅲ级围岩, 围岩稳定性较好, 自稳能力一般。 (其中K68+982-K69+010段发育花岗岩斑岩脉, 受脉体侵入影响, 接触带节理裂隙发育, 岩石具粘土矿化, 岩体较破碎, 呈碎裂镶嵌结构, 属Ⅳ级围岩) 。

(5) K69+108-K69+200段92m, 隧道穿越F5断裂, 该断裂属压性断裂, 总体走向330°左右, 主结构面产状240∠75°。断面光滑, 见擦痕, 附泥膜。带宽3~5米, 带中岩石为碎砾岩, 碎砾间充填碎粒和碎粉, 弱胶结.不规则裂隙很发育, 充填方解石细脉。Jv>35条/M3, Kv=0.1, [BQ]<250, 岩体破碎呈碎裂结构。受其影响, 两侧围岩节理裂隙发育, 密度7~8条/米, 微张, 隙面平直, 延伸较长, 岩体呈碎裂镶嵌结构。地下水主要为构造水和基岩裂隙水, 隧道右侧发育冲沟, 常年流水, 与F5断裂相交, 构造水较发育。水文地质条件较复杂, K 6 9+1 2 8-K 6 9+1 8 0段属Ⅴ级围岩, K 6 9+1 0 8-K69+128和K69+180-K69+200段属Ⅳ级围岩, 围岩稳定性差, 自稳能力低。

3 隧道掘进阶段初期支护的总原则

根据《公路隧道施工技术规范》 (JTG F60-2009) 和《公路隧道施工技术细则》 (JTG/T F60-2009) 的精神和温州市交通质监站下发的《关于加强隧道施工安全质量管理的通知》, 我们必须掌握隧道掘进和初期支护的总原则是:要求加强施工过程的监控量测和初期支护及时跟进, 坚持每次开挖后对开挖工作面进行观察, 填写施工阶段围岩级别判定卡, 对已支护的地段观察每天进行一次, 监理单位隧道工程师及时对量测结果进行复核, 观察中发现围岩条件恶化时, 立即报告业主, 采取相应处理措施;初期支护必须及时跟进, 初喷混凝土必须在开挖面清理后第一时间完成, 锚杆、挂网、钢架、复喷等初期支护工序施工全部完成距掌子面的距离, 对Ⅳ级以下围岩不得超过一个开挖循环的长度, Ⅲ级及以上围岩在保证安全的情况下可以放宽到10米, 每个循环开挖前, 上个循环的初期支护质量必须经过自检和监理抽检, 质量达到合格。

4 设计采用的支护类型

设计围岩级别有Ⅴ级、Ⅳ级、Ⅲ级、Ⅱ级等五个。

4.1 Ⅴ级隧道口洞口加强段衬砌结构

超前支护为超前大管棚, 管棚直径ф108mm~4.5mm环向间距0.4m, 长30m, 外插角10°;ф25中空注浆锚杆, L=3.5m, 间距80*80cm;6钢筋网, 15*15cm;Ⅰ16型钢拱架, 纵向间距80cm;喷C20早强混凝土25cm;防水板加土工布;C25混凝土二次衬砌45cm。

4.2 Ⅴ级围岩正常段衬砌结构

直径ф42-4mm超前注浆导管支护, L=4m, 环向间距40cm, a-10° (必要时) ;ф25中空注浆锚杆, L=3.5m, 间距80*100cm (纵向间距100cm) ;ф6钢筋网, 间距20*20cm;钢筋格栅拱架 (Ⅰ16型钢拱架) , 纵向间距100cm;喷C20早强混凝土25cm;防水板加土工布;C25混凝土二次衬砌35cm。

4.3 Ⅳ级围岩衬砌结构

超前锚杆, L=3.5m, 环向间距50cm, a-10° (必要时) ;ф25中空注浆锚杆, L=3.0m, 间距100*120cm (纵向间距120cm) ;ф6钢筋网, 间距20*20cm;喷C20早强混凝土15cm;防水板加土工布;C25混凝土二次衬砌35cm。

4.4 Ⅲ级围岩衬砌结构

ф25中空注浆锚杆, L=3.0 m, 间距150*120cm (纵向间距120cm) ;ф6钢筋网, 间距20*20cm;喷C20早强混凝土10cm;防水板加土工布;C25混凝土二次衬砌35cm。

4.5 Ⅱ级围岩衬砌结构

ф25中空注浆锚杆, L=2.0 m, 间距150*150cm (必要时) ;ф6钢筋网, 间距20*20cm;喷C20早强混凝土6cm;防水板加土工布;C25混凝土二次衬砌30cm。

5 实际施工过程中对初期支护方式进行调整

由于地质构造变化复杂, 实际地质同设计图纸往往有出入, 为确保掘进的安全和控制投资, 不能简单按那类围岩施工, 有些介于中间, 高套支护标准造成资金浪费, 低套支护标准又不能保证安全掘进, 所以在实际施工过程中往往需要对设计图进行调整, 举例如下。

案例1:掘进施工清渣后, 发现顶部有啪啪响声、间隔时间极短、不时往下掉块、厚度5cm~30cm不等, 认为是应力释放结果。该段原设计为Ⅲ级围岩衬砌, 如果按设计进行掘进和初支将存在一定安全隐患, 采用的调整措施:采取增设大钢筋网, 环向钢筋直径16mm螺纹钢、间距60cm, 纵向钢筋直径12mm螺纹钢、间距100cm (范围圆心角180°) ;中空注浆锚杆横向间距调整为100cm (范围圆心角180°) ;喷锚厚度调整为15cm;进尺控制少于2米。

案例2:掘进施工清渣后, 发现拱顶部位出露有一水平夹泥隔层, 层厚约20cm, 围岩破碎节理裂隙发育、自稳性差、易坍塌。该段原设计为Ⅳ级围岩衬砌, 如果按设计进行掘进和初支将存在一定安全隐患, 采用的调整措施:增设Ⅰ16工字钢拱、间距120cm;超前小导管 (外径42mm、壁厚4mm的钢管) 按圆心角120°布置、间距40cm、长度400cm、搭接长度160cm;喷锚厚度调整为25cm。

案例3:隧道出口仰坡开挖后, 发现覆盖层为黄泥和全风化岩层, 且比较松散破碎, 该段原设计为为Ⅴ级隧道口洞口加强段, 如果按设计进行掘进和初支将存在一定安全隐患, 采用的调整措施:Ⅰ16工字钢拱改为Ⅰ18工字钢拱, 纵向间距调整为0.5m;中空注浆锚杆纵向间距调整为0.5m。

总之, 根据实际情况对钢拱间距、大小、锚杆间距、喷砼厚度调整;设大钢筋网等种种措施以达到安全掘进目的。

6 结语

经过该工程组织实施设计与施工, 施工质量取得了很好的效果, 为今后类似隧道的施工奠定了良好的基础, 也提供了有益的经验。

参考文献

[1]《公路隧道施工技术规范》 (JTG F60-2009) .人民交通出版社.

[2]《公路隧道施工技术细则》 (JTG/T F60-2009) .人民交通出版社.

不同支护方式 第8篇

目前, 锚杆支护已经得到大面积推广应用, 俨然成为煤矿巷道支护的主要手段, 但是随着煤矿开采深度的增加, 巷道支护将面临着高地应力、极破碎围岩等更加复杂的地质环境, 单纯利用锚杆进行主动支护已经难以维持巷道稳定。而锚索具有锚固深度大、承载能力高、可施加较大预应力等特点, 锚索在煤巷中得到大面积推广应用, 提高了巷道的安全可靠性, 逐渐成为深部及复杂困难巷道支护加固的主要手段。随着大直径、高吨位的强力锚索的研制[1], 文献[1]指出煤炭科学研究总院北京开采研究所开发出的新型1×19结构的钢绞线, 实验室试验数据表明φ22.0 mm的高强度、低松弛钢绞线的破断力超过600 k N, 是φ15.2 mm的钢绞线破断力的2.3倍;索体延伸率比φ15.2 mm的钢绞线提高一倍, 为深部巷道全断面锚索支护提供了可能。而预应力是全断面锚索支护参数中的关键参数, 但是目前我国煤矿很多矿区对预应力的认识还很不够, 而且目前的施工机具不能提供较大的预应力, 导致预应力普遍偏低, 一般预紧力矩为100~150 N·m, 预紧力为15~20 k N, 有的甚至为0, 严重影响了锚索支护效果, 起不到主动支护的作用[2]。为此, 文章采用三维有限差分软件FLAC3D进行数值模拟, 分析不同预应力全断面锚索支护效果, 为煤矿全断面锚索支护应用提供借鉴和参考。

1 预应力场锚索支护参数的模拟分析

1.1 模拟方案

锚索提供的预应力相对于原岩应力来说小得多, 锚索预应力中产生的应力场将被原岩应力场完全覆盖, 无法进行分析与研究[3]。为此, 在不考虑原岩应力条件下模拟分析全断面锚索支护中预应力参数引起的应力场分布特征。

模拟对象以典型的大断面巷道为模型进行模拟计算。巷道宽度4.2 m, 顶板为泥岩, 单轴抗压强度40 MPa。岩体其它力学参数为:弹性模量7 500 MPa, 泊松比0.3, 凝聚力1.5 MPa, 内摩擦角30°。锚索力学参数为:弹性模量200 000 MPa, 直径22 mm, 拉断力560 k N, 粘结刚度2.0×105k N/m/m, 粘结强度500 k N/m/m, 树脂锚固长度1.5 m。

锚索预应力的影响:将锚索预应力分别设为50 k N、100 k N、150 k N、200 k N、250 k N、300 k N进行分析对比计算。

1.2 数值模拟结果及分析

将锚索预应力在围岩中形成的应力场称为锚索预应力场, 按照模拟方案模拟计算锚索不同预应力形成的应力场分布。图1是锚索预应力分别为50 k N、100 k N、150 k N、200 k N、250 k N、300 k N时支护预应力场分布对比图。随着锚索预应力的增加, 锚索预应力场的应力值与有效压应力区范围不断增加, 高预应力锚索在顶板围岩和锚固端各自形成大范围的压应力区, 最大应力值也显著增大;锚索与锚索间的预应力场叠加程度增加, 有效压应力区也不断增加, 覆盖了巷道顶板的大部分区域, 锚索的主动支护作用得到充分发挥[4]。

由于篇幅有限, 下面仅对50 k N和200 k N时的预应力场效果分布进行详细分析, 垂直巷道轴线截面垂直应力分布如图2所示。从图中可以看出:预应力为50 k N时巷道顶板附近出现了小范围的应力集中现象, 最大压应力值达到0.10 MPa。随着锚索深入顶板至锚固端距离1/5处, 压应力值逐渐减小, 最小压力值为0.01 MPa, 形成了大范围的近零应力区。锚索锚固端形成了大范围的应力集中现象, 但相对200 k N应力集中程度、范围和最值都较小。相比之下, 预应力为200 k N时巷道顶板围岩应力集中最大值达0.40 MPa, 应力集中程度增加了近400%, 锚索中部低应力区域范围减少, 最小应力值达0.04 MPa相对增加了400%, 但有效压应力区域覆盖了锚索自由段的整个范围;锚固端应力集中程度和范围也都明显增大。

图3是平行于巷道轴线距顶板0.4 m和5.4 m高度水平截面垂直应力分布图。

预应力为50 k N时距离顶板0.4 m处锚索断面周围有应力集中现象, 但应力值较小, 锚索间出现了较大范围的近零应力区。5.4 m处锚索周围也出现了应力集中, 但应力值低、有效压应力区小。整体来看预应力为50 k N时单根锚索有效压应力区小, 而且锚索间应力场相互独立, 没有连成整体, 锚索对顶板的支护作用不明显。

预应力为200 k N时0.4 m处单根锚索断面周围有明显的应力集中, 单根锚索产生的有效压应力区明显扩大, 锚索与锚索间有效应力场也产生相互叠加, 对中部围岩也产生良好的支护作用。5.4 m处锚索断面周围应力集中程度有所减弱, 处于锚索自由段低应力区域, 但最大应力值仍达到0.02 MPa以上。

整体来看, 预应力锚索在锚索尾部顶部附近形成应力集中, 锚索中部形成地应力区, 锚索锚固端形成大范围的应力集中, 但是预应力的增加导致锚索预应力场范围和最大值都提高得十分明显, 且有效压应力区域连成整体, 锚索自由段低应力区域应力值仍能达到0.02 MPa以上, 因此锚索主动支护的作用非常明显。

3 结论

(1) 通过模拟分析, 锚索尾部施加一定预应力能够在尾部附近形成明显的压应力区, 在锚固起始端下部也出现较明显的压应力, 上部呈现明显的拉应力, 锚索中部自由段形成压应力。

(2) 当锚索预紧力较小时, 单根锚索尾部附近形成的有效压应力范围和强度都较小, 锚索中部自由段压应力更小, 甚至接近零, 形成零应力区, 这些区域锚索预应力起不到很好的效果。锚索之间应力范围也孤立分布, 不能够形成整体, 达不到应力叠加形成组合拱的效果。

(3) 当锚索预应力较大时, 单根锚索尾部附近有效压应力区范围和强度都明显增大, 锚索中部自由段压应力增大, 甚至达到0.04 MPa, 并相互连接形成应力叠加区。锚索间应力范围相互靠近并产生叠加, 主动支护作用得到了充分的发挥。

参考文献

[1]康红普, 王金华, 林健.高预应力强力支护系统及其在深部巷道中的应用[J].煤炭学报, 2007, 13 (12) :1233-1238.

[2]孙玉福.高强度锚索支护技术及在潞安矿区的应用[J].采矿与安全工程学报, 2010, 12 (4) :595-599.

[3]刘波, 韩彦辉.FLAC原理、实例与应用指南[M].北京:人民交通出版社, 2005.