动态信息设计法在采空区永久巷道支护设计中的应用

动态信息设计法在采空区永久巷道支护设计中的应用

对于井和道路工程，现有的道路维护设计方法有很多种，如基于之前的经验和岩石分类的经验设计方法、基于具体假设和分析的理论设计方法、基于现场监测数据的监控设计方法等。大量实践表明:单独采用任何一种方法都存在明显缺陷,不符合巷道围岩复杂性和多变性的特点,因而达不到理想的设计效果。而动态信息设计方法采用包试验点调查、地质力学评估、初始设计、井下监测和信息反馈、修正设计以及日常监测,才是符合井下巷道围岩特性的科学设计方法。目前,通过对施工过程信息的反馈,修改初始设计,使得设计、施工更具合理性和科学性,这种方法已被国内外学者和工程人员广泛接受。国外学者通常把这种动态改变设计的方法称为“观察法”。国内学者近年来也在该领域开展了许多卓有成效的研究,如岳中琦等研究了观察法设计在边坡稳定性设计中应用。康红普等结合我国煤矿锚杆支护定义了动态信息设计法为“在地质调查和地质力学测试的基础上,采用数值模拟和工程类比相结合的方法进行初始设计;将初始设计实施于井下,并进行地质资料的现场再收集和工程监测;用监测结果检验和修正初始设计,按修正后的设计进行施工,并进行工程监测,如此不断循环,直至完工”。该方法在煤炭行业获得成功,在金属矿山、交通、水利等岩土工程中有重要的推广价值。尽管动态信息设计法已成功应用于井巷工程支护设计,但目前根据此方法对布置在既有采空区域的永久巷道进行支护设计的案例并不多见。本文以汾西矿业集团曙光矿井底车场部分巷道、硐室的支护设计为例,介绍了动态信息设计法在原地方煤矿遗留采空区域附近布置永久巷道支护设计中的应用。1动态信息设计方法和现场维护设计要点1.1初始条件和方法动态信息设计法是首先进行数值模拟和初始方案设计,现场监测并进行信息反馈,动态修改设计方案并取最优的方法。该方法具有以下特点:设计非一次完成,而是一个动态过程;设计充分利用每个过程提供的信息。设计方法包括五部分:试验点调查和地质力学评估;初始设计;井下监测和信息反馈;修正设计和日常监测。其中,试验点调查包括围岩强度、围岩结构、地应力及锚固性能测试等内容,在此基础上进行地质力学评估和围岩分类,根据围岩参数和已有实测数据确定出较合理的初始设计。然后将初始设计实施于井下,并详细监测围岩位移和锚杆受力,根据监测结果验证或修正初始设计。1.2锚固区垮落煤层不能承载上覆的压力矿井基本硐室巷道坐落在采空区的正下方,采空区内岩层松软破碎,整体性差,承载能力低。单纯采用螺纹钢锚杆、锚索配合喷射混凝土支护,仅能使锚固区岩层形成整体,但无法使锚固区外岩层形成整体,而采空区垮落岩层处于锚固区外。这样只能依靠锚固区内岩层承载锚固区内外岩层的压力,还要抵抗上覆岩层传递下来的压力。当锚固区内的岩层无法承受作用于其上的压力时,巷道表面必然会出现脱皮、开裂等巷道失稳现象,严重时出现冒顶事故。使巷道稳定就是既要提高锚固区内岩层的承载能力,又要发挥锚固区外岩层抗上覆岩层压力的能力,只有二者共同发挥作用,巷道才能保持稳定。2工程概况及井重状况汾西矿业集团曙光煤矿位于山西省孝义市境内,设计年生产能力为150万t。矿井首采太原组2#煤,煤层底板距地表垂直深度为430m。井底车场位于2#煤层的下部,巷道顶部距离2#煤层的垂直距离大约为3～5m。3启动阶段支持计划和分析评估3.1锚索、锚索与锚索的安装为充分发挥锚固区内岩层和锚固区外岩层共同的承载能力,提出了高强度螺纹钢锚杆、预应力注浆锚索再配合喷混凝土支护的设计方案。锚杆形式和规格:锚杆杆体为左旋无纵筋螺纹钢筋,直径20mm,长度2.4m。极限拉断力180kN,屈服力为126kN,延伸率17%。杆尾螺纹规格为M22。全长锚固,2卷Z2360及1卷K2335树脂锚固剂,钻孔直径为28mm,锚固长度为2100mm。拱型高强度托盘,规格尺寸120mm×120mm×8mm,力学性能与锚杆杆体配套。钢筋托梁采用Φ14mm的钢筋焊接而成,宽度80mm,长3.3m、2.6m。在安装锚杆的位置处焊上两段纵筋,以便安装锚杆。金属网用Φ6mm、网格100×100mm的钢筋网,规格为3.4m×0.9m、2.5m×0.9m。锚杆布置:顶板锚杆间排距均为0.8m,两帮锚杆间距为0.7m,排距为0.8m,每排布置15根锚杆。锚索形式和规格:索体直径15.24mm,长度7.3m,极限拉断力260kN,延伸率3%。高强度锚具。树脂锚固与注浆锚固。采用1卷Z2360及1卷K2335树脂锚固剂,锚固长度1m。其余部分采用水泥浆全长锚固。钻孔直径为28mm,孔口处500mm用Φ42mm钻头扩孔。锚索托板为120mm×90mm×10mm的钢板,配用500mm长的12#槽钢。每排三根锚索,间距为2000m,排距1600mm。3.2模拟锚杆锚索受力及变形为研究初始设计的可行性,通过数值模拟,并采用应变软化模型模拟巷道直接顶、直接底及煤层,摩尔-库仑模型模拟其它区域岩层,界面单元模拟岩层层面,锚杆单元模拟锚杆。图1～图3分别为巷道周边塑性区域分布情况、锚杆和锚索受力情况以及锚杆变形分布情况。计算发现,巷道围岩变形,表明初始支护方案满足了小煤窑采空区永久巷道支护的要求。3.3锚索受力监测与分析初始设计方案实施试验巷道共计32.3m。矿压监测发现:①巷道两帮的最大相对移近量为140mm,控制在围岩变形许可范围内;②顶板浅部离层最大值为40mm,深部离层最大值为10mm;③锚索受力随时间的延长呈逐渐增大的趋势,表明锚索随围岩的变形位移而变化,说明锚索的受力状态良好;④锚杆的受力体现了全长锚固的特点,呈现两头小,中间大的特点,表明锚杆的支护阻力良好,对控制围岩发挥了应有的作用。监测结果与数值模拟结果基本一致,说明初始支护设计方案基本合理。施工中由于巷道围岩破碎、易风化,出现多处脱皮现象。全长锚固锚杆整体受力基本相同,表明锚杆支护质量不好,不利于控制锚固区内围岩的稳定;锚杆没有表现出屈服极限,表明锚杆没有发挥应有的作用,控制围岩效果不好,需进行设计修正。4基于观测信息的支持设计的改进方案和影响评估4.1改进锚杆支护成本根据矿压观测结果和施工状况,依据动态信息设计法特点,综合考虑巷道支护成本和巷道服务年限,对初始方案进行了调整。主要改用Φ20mm的长2200mm左旋高强度螺纹钢锚杆,缩短了锚杆长度;锚索长度由7.3m增加至8.3m;对巷道表面进行喷浆,厚度为100mm。4.2锚杆设置、锚索安装锚杆形式和规格:Φ20mm左旋高强度螺纹钢锚杆,长度为2200mm。采用全长锚固,2卷Z2360及1卷K2335树脂锚固剂,钻孔直径为28mm,锚固长度为2100mm。钢筋托梁采用Φ14mm圆钢,宽度80mm,长3.3m或2.6m。顶板锚杆间排距均为0.8m,两帮锚杆间距为0.7m,排距为0.8m,每排布置15根锚杆。金属网采用Φ6mm、网格100mm×100mm的钢筋网,规格为3.4m×0.9m和2.5m×0.9m。锚索直径15.24mm,长度8.3m。树脂锚固与注浆锚固,采用1卷Z2360及1卷K2335树脂锚固剂,锚固长度1m,其余部分采用水泥浆全长锚固。钻孔直径为28mm,孔口处500mm用Φ42mm钻头扩孔。托板为120mm×90mm×10mm的钢板,配用500mm长的12#锚槽。每排三根锚索,间距为2000mm,排距1600mm。砂浆厚度仍为100mm。4.3顶板离层保护针对修正后的支护设计方案,在施工中进行了相应的矿压监测。监测结果表明:①巷道两帮的最大相对移近量为117mm,相比未初始设计支护时有所减少;②顶板浅部离层最大值为20mm,深部离层最大值为6mm,顶板变形得到有效控制;③全长锚固锚杆各段受力不均匀,表明锚杆发挥了承载能力,锚杆屈服极限表现明显,均在1.86m位置处显现,表明锚杆支护效果好,发挥了全长锚固功能。5通过修改设计前后的整体比较分析5.1初始支护设计方案按初始支护设计方案成巷后巷道两帮移近速度快、移近量大,经过4d后巷道两帮基本不再变形;而按修正后支护设计方案成巷后巷道两帮移近速度缓慢,移近量较小,经过10d时间巷道两帮基本不再发生变形。表明修正后支护设计方案控制围岩变形要优于初始支护设计方案。按初始支护设计方案所掘巷道两帮相对移近量最大达140mm,而按修正后支护设计方案所掘巷道两帮相对移近量最大为117mm,前者是后者的1.2倍,说明修正后支护方案优于初始支护方案,对控制巷道变形更为有利。5.2锚固区顶板离层值初始支护设计方案实施中锚固区内离层达30mm时,顶板不再发生离层;修正后支护设计方案锚固区内离层达到20mm时,顶板不再发生离层。初始支护方案锚固区内顶板最大离层值是修正后支护设计方案下锚固区顶板最大离层值的1.5倍,因此修正后支护设计方案对控制锚固区内围岩离层更好。初始支护方案锚固区外离层达到10mm时,顶板不再发生离层;修正后支护设计方案锚固区外离层达5mm时,顶板不再发生离层。初始支护方案锚固区外顶板最大离层值是最终支护方案锚固外内顶板最大离层值的2倍,可见修正后的支护设计方案对阻止锚固区外围岩离层的效果优于初始支护方案。两种支护方案顶板总离层量分别为40mm和25mm,总离层量初始方案是最终方案的1.6倍,同样表明修正后支护设计方案的支护质量优于初始设计方案。5.3锚杆支护效果分析初始支护方案全长锚固锚杆整体上受力基本相同,不利于控制锚固区内围岩稳定,且锚杆没有表现出屈服极限,表明锚杆没有发挥出应有的作用,而从修正后支护设计方案实施后,全长锚固锚杆各段的受力不匀,表明锚杆发挥了承载能力,锚杆支护效果良好。同时,修正后支护设计方案实施中,锚杆屈服极限表现明显,基本都在1.86m位置处,表明支护效果较好,发挥了全长锚固的作用。6关注动态信息设计法的特点根据数值模拟和