极软煤岩层锚网索刚拱棚耦合支护加固技术青海能源发展集团Word下载.docx
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集团公司以鱼卡公司2750东大巷为工程背景,在已有研究成果的基础上,采用现场工程地质调查、室内实验和数值计算等手段,对巷道的变形机理进行了研究,提出“高阻让压、大刚度、高强度”耦合支护可以有效的控制极软岩巷道围岩的强烈变形,并实地进行工业性试验,解决了极软岩巷道的支护难题。
二、极软岩层巷道支护技术现状与难题
1.我国软岩巷道支护情况研究现状
我国软岩巷道支护系统研究工作始于1985年,在巷道断面、支护形式及施工工艺等方面取得了初步经验,在锚喷支护技术方面取得逐步发展。
归结为如下几方面的理论。
(1)岩性转化理论是陈宗基院士于60年代提出,该理论认为:
同样矿物成分、同样结构形态,在不同矿井环境条件下,会产生不同应变应力,可以形成不同的本构关系。
(2)锚喷-弧板支护理论认为对软岩巷道围岩总是强调卸压是不行的,卸压到一定的程度,要坚决顶住。
锚喷代表“柔”,弧板(钢筋混凝土)代表“刚”。
(3)松动圈理论指出:
在非常坚硬围岩的裸体巷道,围岩松动圈都接近于0,此时巷道的弹塑性变形虽然存在,但不需要支护。
但对于极软岩层巷道,所以说松动圈越大,收敛变形越大,支护难度越大。
(4)主次承载区支护理论认为:
巷道开挖后,在围岩中形成拉、压区域,压缩域在围岩深部,体现了围岩的自撑能力,是维护巷道稳定的主承载区。
(5)应力控制理论是通过一定的技术手段改变部分巷道围岩的物理力学性质,并改善围岩内的应力及能量分布,人为降低支撑压力区的承载能力,使支撑压力向围岩深部转移。
(6)“转化复合型变形力学机制”为核心的一种新的软岩巷道支护理论。
包含了从软岩的定义、软岩的基本属性、软岩的连续性概化,到软岩变形力学机制的确定、软岩支护载荷的确定和软岩非线性大变形力学设计方法等。
2.极软岩巷道支护存在的问题
在极软岩支护方面尽管已进行了大量的工程实践,但从理论研究和支护技术方法上还存在许多问题,主要表现为:
(1)实测地应力问题。
大量的实测结果表明,在工程影响范围内岩体初始应力场都是很不均匀的。
不仅如此,由于应力测定实际是由应变或位移测定值是通过线弹性理论计算出来的,但是线弹性假设用到岩体中过于简单,并且,围岩应力及支护载荷之间关系的确定问题也没有解决。
(2)支护对策。
高水平应力极软岩巷道与一般软岩巷道变形破坏特征不同(常规分析为顶压大居多,高水平应力软岩巷道为水平压力大),应采取适应于高水平应力极软岩的支护对策。
(3)对高水平应力极软岩巷道(围岩既具有一般软岩的力学特性,同时节理裂隙极为发育)的研究不够深入,其支护问题还远未解决。
三、极软岩层巷道支护原理研究
1.锚网索耦合支护理论
锚网索耦合支护就是针对软岩巷道围岩由于塑性大变形而产生的变形不协调部位,通过锚网—围岩以及锚索-关键部位支护的耦合而使其变形协调,实现支护一体化、荷载均匀化,从而实现巷道稳定。
松动圈支护理论认为:
在现有的支护条件下,试图采用支护手段阻止围岩的松动破坏是不可能的;
支护的作用是限制围岩松动圈形成过程造成碎胀的有害变形。
2.锚杆与围岩的作用机理
在不同的阶段,锚杆与岩体相互作用机理有所不同。
在早期阶段,由于巷道顶板破坏范围较小,此时锚杆的主要作用是控制顶板下部岩体的错动和离层失稳的发生;
在中期阶段,岩层产生了一定的变形,由于岩石的流变效应,随着时间的推移,岩层强度不断降低,当锚杆深入稳定岩层时,其悬吊起主要地位,同时由于锚杆的径向和切向约束,阻止破坏区岩层扩容、离层及错位;
在后期阶段,围岩变形加大,锚杆受力增大,设计合理情况下,只要锚杆不产生破坏,围岩的稳定层仍在锚杆的控制范围内,仍可起悬吊作用。
若岩层上移,使锚杆完全处于破坏岩层内,则锚杆和破坏岩体仍可形成承载圈,具有一定的承载能力。
四、极软岩层巷道支护方式
参考国内软岩支护技术,结合现场实际,为保证巷道围岩的长期稳定,提出“高阻让压、大刚度、高强度”耦合支护围岩控制方案。
1.采用卸压法和加固法相结合的方法,既转移围岩应力,调动深部围岩的承载能力,形成合理的外承载结构,又对巷道周边的破碎围岩进行充分加固,提高内承载结构的强度;
2.提高支护刚度,采用U型钢支架和锚杆联合支护控制巷道周边破碎围岩的流变;
3.提高支护强度,通过锚索加强支护使得深部围岩外承载结构和巷道周边的内承载结构协调作用;
4.通过喷射混凝土、浇筑巷道底板混凝土和注浆封闭围岩,控制围岩遇水软化和风化,同时也控制高水材料的风化。
岩巷道支护的关键一是找准关键部位,二是准确确定耦合支护时间。
该巷道的关键部位是两帮,通过帮锚索和注浆加强支护,耦合支护时间则根据支护环节的巷道变形速率来判断,较好地发挥了不同支护形式的组合作用。
五、支护技术参数及工艺
支护参数设计是巷道支护设计实现定量决策的关键所在。
当支护型式确定以后,参数设计正确与否,直接影响到支护效果和经济效益。
当支护参数所提供的支护强度不够,即使支护型式是合理的,也可能控制不住巷道围岩的严重变形和破坏,最终导致巷道不得不翻修,影响正常生产和经济效益;
当支护参数设计得过于保守,虽然能保证巷道在服务期间的稳定状况,但支护成本必然偏高。
因此,科学地寻找支护参数设计在安全和经济这两方面之间的最佳点,对安全生产和经济效益的意义是显而易见的。
锚网索+拱棚联合支护形式作为一种先进的支护型式越来越多地在采准巷道支护中得到了应用。
随着近代岩石力学的发展,锚杆作用机理和设计方法有了越来越深厚的基础,锚杆支护设计方法可以从经验、半经验方法逐渐成为建立在不同条件下不同支护机理基础之上的科学方法。
按照不同的地质条件与巷道条件,锚杆支护可根据其作用机制选择相应的参数设计方法。
目前,用于煤矿巷道支护设计的主要的锚杆支护参数设计方法有下列几种:
1.悬吊机制及其围岩条件(图1):
在层状岩体中,锚杆将下部不稳定岩层悬吊在上部稳固的岩层上,锚杆承受的载荷为下部不稳定岩层的重量。
最典型的情况是顶板上部1-1.8m处有一厚层(2m以下)坚固岩层,下部为较完整的层状较弱岩层。
若没有上述坚固岩层,也可用免压拱高或破碎带高度以外的非破碎稳定带概念代替。
2.组合梁机制及其围岩条件:
在没有坚硬厚层的薄状岩层中,通过锚杆的预拉应力,将视为叠合梁的各薄层挤紧,提高其自撑能力。
杆体承受岩层错动趋势所产生的剪应力。
组合梁与叠合梁相比,应力减小(n-1)倍。
图1.锚杆悬吊机制
图2.组合梁机制
图3.三铰拱机制
图4.组合拱机制
3.三铰拱(楔固、紧固)机制及其围岩条件:
在被裂隙切割的块状围岩中,锚杆将危石悬吊,彼此挤紧,形成类似三铰拱的稳定结构,不但使岩块不掉落,而且加固成能承受载荷的整体结构。
4.组合拱(均匀压缩拱)机制及其围岩条件:
采用点锚固形式的锚杆的预拉应力可以形成以锚杆两端为顶点的算盘珠式的压缩区。
若把锚杆以适当的间距沿拱形断面系统安装,则可在巷道周围形成连续的均匀压缩带作为承载结构并将应力向两帮深部围岩传递,其承载能力决定于锚杆长度与间距、预拉应力。
5.普氏免压拱理论:
由于目前放顶煤工作面越来越多,回采巷道顶板为煤体,其冒落形状为拱形,按照普氏免压拱理论,如图5所示,巷道两帮的破坏范围为:
图5.巷道围岩破坏范围示意图
式中:
kc——巷道周边挤压应力集中系数,
γ——岩石平均体密度,KN/m3;
υ——采动影响系数;
H——埋深,m;
σm
——顶煤单向抗压强度,Mpa;
φ——顶煤内摩擦角;
h——巷道高度,m
顶板最大松动范围可按下式预计:
fm——顶煤坚固性系数,;
L——巷道宽度,m。
锚杆参数计算:
巷道围岩的顶、底、帮之间的变形与破坏具有明显的协同性和关联性,因而支护参数的确定必须系统的考虑对围岩的加固优化。
5.1锚杆长度计算
(a)帮锚杆
如上图所示,对两帮的加固,可以取在破坏范围的2/3处,即合力作用点所处位置,作为两帮支护长度的下限,而全部破坏范围作为支护的上限,因此,两帮锚杆有效范围长度;
l下限=2C/3
l上限=C
l平均=
(l下限+l上限)/2
考虑外露长度0.2m
l帮=
l平均+0.2
(b)顶锚杆
同样,沿着支护合力作用点为端点形成的拱高b1作为顶板锚杆支护的下限,顶板在支护条件下全松动范围拱高作为支护的上限,故顶板锚杆有效锚固长度;
l顶=b1~b=(L/2+2C/3)/f~(L/2+C)/f
另外需要考虑外露长度0.2m
l顶=(b1+b)/2+0.2
5.2锚杆间距
顶板锚杆数量应满足以下两个条件;
一是能承受拱内岩重;
二是杆体抗剪强度能满足要求。
(a)平衡拱内岩重所需的锚杆间距S1
平衡拱内岩重所需的锚杆间距S1可按下式计算:
T——锚杆的实际锚固力,KN;
K1——安全系数;
γ——煤的体积密度,kN/m3;
(b)校核杆体抗剪强度所需锚杆间距S2
杆体抗剪强度所需锚杆间距S2可按下式计算:
d——锚杆直径,mm;
τ——锚杆抗剪强度,Mpa;
k2——顶板抗剪安全系数,取5;
f——分层间摩擦系数;
取S1、S2的最小值作为顶板锚杆支护间距:
S=min{S1,S2}
锚网索施工完毕后,再进行拱棚加强支护,对巷道顶帮进行二次加强,达到抗压程度的提升。
图6.U型拱棚布置示意图
六、支护单位成本
按照标准巷道掘进断面B=3.8m计算,巷道延米布置锚杆16.25根/m,人工费及材料费为135.55元/根,金属网成本63元/片*5.7片=359元/m,锚索材料及人工合计:
350元/m(按照间排距2*2m布置,延米为1m*1根),拱棚施工材料及人工合计:
3670元/m。
联合支护延米成本合计为4514.55元/m(不包含喷砼)。
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