锚杆注浆联合支护大断面煤仓硐室围岩稳定性研究(1)_图文

1、锚杆注浆联合支护大断面煤仓硐室围岩稳定性研究张华伟1彭文庆2摘要 以土朱矿井煤仓硐室为例,运用松动圈理论和组合拱理论分别计算了硐室围岩稳定 性系数,两种理论计算得到硐室围岩稳定性系数均大于1.1,证明了锚杆注浆联合支护设计 参数符合硐室围岩安全稳定的要求。运用FLAC4.0数值模拟软件计算分析了大断面硐室囤 岩的稳定性。建立了无支护、锚杆支护、锚杆注裴联合支护3种模拟方案,分别分析了3种 方案引起的硐室围岩的变形情况,模拟结果显示锚杆注浆联合支护的巷道顶底板和两帮收敛 量都较小,底鼓量也较小,能保证该巷道围岩的长期稳定。最后运用工程类比法确定采用锚 杆注浆联合支护方案,并通过后期现场观测,证明

2、锚杆注浆联合支护效果良好,能够保证硐 室围岩的长期安全稳定。关键词 大断面煤仓硐室 围岩稳定性数值模拟锚杆注浆联合支护1工程概况土朱矿井位于金竹山矿区南段中部,为涟邵矿业集团金竹山实业有限公司之骨干矿井,1970建 成投产。设计生产能力40x 104t/a,矿井为平硐暗斜井开拓,一水平运输大巷标高为一50m,二水平 运输大巷标高为一250m,目前矿井正处于水平接替时期。一50m水平硐室包括翻车机硐室、煤仓以 及给煤机硐室。一50m翻车机硐室长9m,净宽6m,净高5.6m,净断面30.96m2。在重车进车方向设 单道阻车器,在空车出车方向设爬车机,补偿高差2.Om。一50m煤仓全高17m,仓高1

3、3.2m,有效 储煤高度9m,煤仓直径4.6m,有效容积150m2。一50m煤仓给煤机硐室位于煤仓出煤口下部平台, 平台高1.8m,宽3.6,长3.2m,平台下煤仓中线底板高度2m。煤仓直径4.6m,开挖直径5.6m,浇 注混凝土厚度为0.5m。该硐室埋深约400m,围岩主要为泥质粉砂岩,由于硐室跨度大,施工工艺复杂,硐室开挖后, 应力重新分布,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的技术难题之一,因此,进行合理支护设计与施工具有重要意义。2围岩

4、失稳理论分析隧道及地下工程的围岩安全性评价所关注的是围岩中破坏区和危险区的范围、深度、形成的机理 以及危险性状态在施工过程中的演化特性。在这个状态恶化直至破坏的过程中,需要不断地根据应力 或变形信息来评价围岩的稳定性状态。运用突变理论来研究围岩体的失稳判据问题。主要是用来阐述 系统中某些变量为何从连续逐渐变化导致系统状态的突然变化,据此理论可以给出岩体的塑性体积 判据。一198据塑性岩石力学理论和现有的室内岩石压缩试验结果,岩石在进入塑性软化后,常伴随有体积扩 容形式的塑性体积,同时,还可发现一定的软化状态对应着一定的塑性体积应变,据此,给出了一个 通过岩塑性体积变化量占:来表达的岩石稳定判据

5、“,其表达式为5:掣占;式中5岩石稳定性系数;(占。P卜岩石达到残余破坏强度时的永久性塑性体积应变;占;各种应力状态下的岩石塑性体积应变。岩石工程破坏是一种与它的某种使能改变或消失对应的工程状态。工程系统失稳的直接原因是由 于岩石材料的破坏,但材料破坏不等于工程系统就一定会失稳,因此应建立岩石工程系统的破坏 判据【引。2.2.1计算硐室围岩塑性区半径31尺胁【击揣】两乏 式中r原岩应力,取11.25MPa;pi巷道周边处的支护阻力,取60kN;R单向抗压强度,取37MPa;口巷道半径,取4.6m;k=摆取3.255,妒为岩体内摩擦角。硐室围岩塑性区半径R计算结果与数值模拟结果(R=2.5基本上

6、一致。(1按围岩松动圈理论计算硐室围岩稳定性系数H】/V:,.。i号两“14b式中k锚杆设计长度,取2.4m;c一锚杆间排距,取0.4m;6组合拱厚度,b=hc,h为松动圈厚度,实测值为2.0m。(2按组合拱理论锚杆支护参数计算稳定性系数141:.肚订;而“11式中肛一硐室跨度。取10.6m。按上述两种理论计算得到硐室围岩稳定性系数均大于1.1,说明锚杆注浆联合支护初始设计参数 符合硐室围岩安全稳定的要求。3稳定性数值分析数值模拟软件采用美国Itasca公司FLAC4.0,根据工程实际情况和考虑边界效应的影响,将模型 尺寸划分为宽×高=60m x60m,网格为126×126

7、,巷道为矩形,宽4.6m,高3.35m,模型采用应力 边界条件,模型上表面施加均匀的垂直压应力,按巷道上覆岩体的自重考虑,模型两侧面施加随深度 一199 对巷道封闭,难以解决顶板破碎造成的各种问题;砌碹支护,该支护方式成本高。劳动强度大,施 工复杂,效率低,破坏后难以维修,而且不能利用岩石自身强度对巷道进行支护;锚喷支护,支护 形式能提高围岩自身强度和改善围岩运动状态,但对于破碎的软岩,由于锚杆没有着力点(或着力 点受的拉力很小,锚杆能承受的悬吊力很小,因而也难以适应软岩大断面巷道支护的要求;锚注 联合支护,该支护实质是在嗣岩松散的巷道中,利用锚杆兼作注浆管,外锚内注,实现“锚注一体 化”,这

8、样不但可以充分发挥锚杆对围岩的锚固作用,而且可以提高围岩的强度和完整性。根据巷道支护形式和支护效果的资料,以及相应地点的矿压显现规律,根据围岩力学性质、运动 状态和支架受力特征,在综合各种实践经验及各种支护形式原理、优缺点的基础上,提出了利用注浆 锚杆加固较大断面巷道、硐室的方法。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50ram;锚杆直径为20ram,长 2100ram,材质为螺纹钢,间排距为700mm×700ram,树脂药卷加长锚固,锚固剂采用Z2335两支, 锚同长度0.8m。锚索采用直径为5mm的钢丝7根组合而成。直径为15mm,长度6.5m,间排距1500x

9、 1500,单根锚固力为>,2000kN,锚索托盘规格为300mm X 300ram X 10mm和150mm X 150ram X 10ram 双层叠加,另还需一套锁具。单孔树脂用药量:￥2360型树脂锚固剂药卷4个,树脂锚固剂规格为直 径23mm,长度600mm。注浆材料采用水泥水玻璃浆液。水泥浆水灰比为0.8:l。水泥浆液与水玻璃 体积比为1:0.03,具体可根据现场需要作适当调整。注浆孔长度3.5m,直径42mm;注浆管为普通 铁管,外径20mm,长1.5m。采用速凝水泥封孔,封孔长度0.5m。5安全稳定性现场观测分析该煤仓硐室于2007年5月完工,各项安全质量指标均达到设计要求

10、,正式投人使用。经过将近 两个月的后期现场观测,硐室无大范围脱皮掉壳、顶板开裂、片帮现象发生,锚杆受力均匀,无失效 锚杆,硐室成形仍然保持规整完好,围岩总体稳定,这充分证明了锚注联合支护特大断面硐室是可行 的,能够保证煤仓硐室的正常使用。6结论(1运用突变理论和有限差分软件计算分析了硐室围岩安全稳定性,说明锚注联合支护大断面 硐室的初始设计方案是合理可行的。(2工程类比法和数值模拟计算相结合是大断面硐室支护初始设计的有效工具之一。(3运用突变理论研究了围岩体的失稳判据问题,据此理论给出了岩体的塑性体积判据。参考文献1于学馥.非确定性科学决策方法M.北京:科学出版社,2000.2蔡美峰,孔广亚,

11、贾立宏.岩体工程系统失稳的能量突变判断准则及其应用J.北京科技大学 学报,1997,19(4:325328.3李树清,潘长良,王卫军.锚注联合支护煤巷两帮塑性区分析J.湖南科技大学学报,2007, 22(2:58.4张永平,张瑞杰,闫吉平.煤仓锚网喷浆联合支护技术的应用J.矿山压力与顶板管理.2003 (1.5刘黎明,杨磊.松散破碎软岩巷道底鼓控制的试验研究J.湖南科技大学学报,2007.22(2: 58.202.郑厚发，王家臣，朱红杰锚网喷联合支护大断面硐室围岩稳定性分析煤炭科学技术， （） 李树清，王卫军，潘长良，等加固底板对深部软岩巷道两帮稳定性影响的数值分析煤炭 学报，（） 徐宏民“锚

12、网喷混凝土”在煤仓施工中的应用煤炭技术，（） 贾剑青，王宏图，李晓红，等大跨度地下空间支护体系应力监测与稳定性分析岩石力学 与工程学报， 徐栓强，俞茂宏，胡小荣基于双剪统一强度理论的地下圆形洞室稳定性的研究煤炭学 报，（） 作者简介 张华伟男，年生，湖南省洞口县人，本科毕业，采矿工程师，现任湖南省煤业集团金竹 山矿业有限公司执行董事、总经理。年月毕业于湖南煤炭工业学校。同年分配到金竹山矿业 有限公司（原金竹山煤矿）工作，先后担任采矿技术员、采区区长、安全、生产副矿长、总工程师、 矿长、公司副总经理等职务，一直工作在煤矿生产一线，解决矿井安全技术问题和承担矿井科技攻关 等工作，取得了较好的安全经济效益。 锚杆注浆联合支护大断面煤仓硐室围岩稳定性研究 作者： 作者单位： 张华伟， 彭文庆 张华伟(湖南省湘煤集团金竹山矿业公司， 彭文庆(湖南科技大学 相似文献(1条 1.期刊论文 张华伟.彭文庆.ZHANG Hua-wei.PENG Wen-qing 锚杆注浆联合支护大断面煤仓硐室围岩稳定性研究 湖南科技大学学报(自然科学版2008,23(3 以土朱矿井煤仓硐室为例,运用松动圈理论和组合拱理论分别计算了硐室围岩稳定性系数,2种理论计算得到硐室围岩稳定性系数均大于1.1,证明了锚 杆注浆联合支护设计参数符合硐室围岩安全稳定的要求.运用FLAc4.0数值模拟软件计算分析了大断面