999精品在线视频,手机成人午夜在线视频,久久不卡国产精品无码,中日无码在线观看,成人av手机在线观看,日韩精品亚洲一区中文字幕,亚洲av无码人妻,四虎国产在线观看 ?

大斷面直墻半圓拱巷道支護設計與優化

2014-11-20 06:25:24單仁亮孔祥松
中國礦業 2014年1期
關鍵詞:錨桿圍巖變形

單仁亮,孔祥松,李 斌,單 鵬,夏 宇

(1.中國礦業大學 (北京)力學與建筑工程學院,北京100083;2.汾西礦業 (集團)有限責任公司,山西 介休032000)

隨著資源需求量的日益增加,淺部煤炭資源開采殆盡,多數礦山開采深度不斷增加,煤礦地應力及地質構造復雜性也隨之增加。此外,煤礦開采設備的大型化和其他工程需求使得巷道斷面逐漸增大。大斷面巷道支護難度高,巷道圍巖變形量大,易引發冒頂、片幫等問題[1-2]。因此,大斷面支護研究是深部煤礦開采中面臨的重要問題。

本文結合新峪礦第二軌道巷地質條件,分析了巷道在原支護方案下的變形特征,通過理論計算和數值模擬得出最優支護方案,并進行工程實踐,有效控制了巷道變形,為同類大斷面巷道支護設計提供參考與指導。

1 工程概況

1.1 水文地質

新峪礦第二軌道巷的地面標高為965~1060m,工作面標高為350~480m。2#煤層平均厚度1.5m,平均傾角8°。2#煤上部22m處為K8砂巖含水層,遇斷層破碎帶會出現淋水現象。

巷道上部1.5m為煤層,下部2.52m為泥巖。巷道偽頂為0~0.3m厚的頁巖,較軟、易跨落;直接頂為1.6m厚的砂質泥巖,性脆、節理發育;老頂為4.7m厚的中砂巖,厚層狀、堅硬;直接底為0.9m厚的泥巖,性脆、節理發育;老底為2.2m厚的砂質頁巖,性脆、厚層狀。

1.2 巷道原方案

巷道斷面形狀為直墻半圓拱形,掘寬5.04m,掘高4.02m,墻高1.5m,掘進斷面面積17.54m2;凈寬4.8m,凈高3.9m,凈斷面面積16.25m2。

巷道原方案采用錨噴支護形式,如圖1所示。

圖1 巷道支護斷面圖

錨桿呈矩形布置,頂錨桿選用7根φ22mm×2200mm的螺紋鋼錨桿,幫錨桿選用6根φ16mm×1800mm的圓鋼錨桿,間、排距為800mm×800mm,每根頂錨桿用兩卷錨固劑(一卷CK2355型和一卷Z2355型),每根幫錨桿用2卷Z3537型錨固劑,托板選用規格長×寬×厚為300mm×130mm×10mm的鋼板。

錨索選用φ21.6mm×5000mm的鋼絞線,呈矩形布置,間、排距為3000mm×1600mm,每根錨索用兩卷錨固劑(一卷CK2355型和一卷Z2355型),托板選用規格長×寬×厚為300mm×300mm×10mm的鋼板。

鋼筋網選用φ6.5mm的鋼筋加工制作,網格大小為150mm×150mm。噴層厚度為120mm,采用配比為1∶2∶2的混凝土。

井下調查發現,由于巷道圍巖較破碎,導致幫部和半圓拱交界處的角部變形較大,部分區域發生破壞,支護難度較大。分析認為可能由于巷道角部和幫部使用φ16mm圓鋼錨桿和φ42mm的錨桿鉆頭,錨桿的錨固段較短,1.8m長的錨桿偏短,致使角部和幫部支護較弱,巷道圍巖變形較大。

2 理論計算

2.1 計算錨桿長度

利用組合拱理論計算錨桿長度,見式(1)[3-4]。

式中:L為錨桿長度,m;L1為錨桿外露長度,m;b為組合拱厚度,m;α為錨桿在破裂巖體中的控制角,°;a為錨桿間排距,m。

由新峪礦實測數據可得,L1為0.1m,b取1.3m,α取45°,a取0.8m,可得L為2.2m 。

2.2 計算錨桿直徑

根據錨桿承載力與錨固力等強度原則,由式(2)確定錨桿直徑[5-6]。

式中:d為錨桿直徑,mm;k為富余系數;Q為錨桿錨固力,N;σt為錨桿抗拉強度,MPa。

據實測數據,k為1.2,Q為70kN,σt為380 MPa,得出d≥18.4mm,故可取20mm。

2.3 計算錨索長度

根據錨索的懸吊作用,由式(3)確定錨索長度[7]。

式中:La為錨索長度,m;La1為錨索錨固長度,m;La2為懸吊的不穩定巖層厚度,m;La3為托盤和錨具的厚度,m;La4為錨索外露的張拉長度,m。

式中:φ1為錨固劑直徑,mm;φ2為鉆孔直徑,mm;φ3為錨索直徑,mm;l為錨固劑長度,m。

La1由式(4)確定。工程實踐表明,當用樹脂錨固劑時,錨索的錨固段長度≥1m,當采用直徑28mm鉆頭,一卷CK2355錨固劑 和一卷K2355錨固劑,直徑21.6mm錨索的錨固長度為1.833m,符合要求。

根據巷道圍巖情況,La2取1.9m;La3取0.15m,La4取0.25m,考慮到頂板厚度的不均勻性,安全系數取1.2,可得La≥4.96m,故錨索長度可取5m。

2.4 計算錨索排距

根據在錨桿失效的情況下,錨索所承擔的巖石重量確定錨索排距,由式(5)確定[8]。

式中:S為錨索排距,m;B為巷道寬度,m;γ為上覆巖層平均重度,kN/m3;K為安全系數;σt1為單根錨索極限破斷力,N。

據新峪礦資料,B取5.04m,γ取2650kN/m3,K取1.8,σt1取353kN,得出S為2.18m。根據現場情況,錨索排距取1.6m。

3 原方案模擬分析

FLAC3D是基于有限差分法原理的巖土體模擬軟件,計算精度高、速度快,在礦山工程中得到了廣泛應用[9]。利用FLAC3D對原方案的支護效果進行全面分析,為擬定優化方案提供參考。

3.1 計算模型

模型尺寸為長×寬×高=30m×20m×30m,坐標原點設置在巷道圓拱圓心處,z軸取重力反方向,x軸取水平向右,y軸取巷道進深方向(圖2(a))。

圖2 數值模型

為準確反映巷道圍巖變形,需使巷道處網格較細密,兼顧模型計算效率,使邊界處網格較稀疏[10],模型有23000個單位體,25221個節點。用結構單元模型cable、shell模擬支護構件,如圖2(b)所示。

巷道圍巖采用摩爾-庫侖模型;已挖掉的巖體采用空模型[11-12]。模型底面采用位移邊界條件,限制x、y、z三個方向的位移;四個側面采用位移邊界條件,限制各側面法線方向的位移;頂面采用應力邊界條件,即將上覆巖層重力換算為均布法向應力施加于頂面[13]。

3.2 模擬結果及分析

3.2.1 位移場分析

巷道位移場分布如圖3和圖4所示。

圖3 徑向位移場

圖4 水平位移場

由位移場的分布情況可得,角部(幫部和半圓拱交界處)、兩幫上部變形十分明顯,是巷道的薄弱部位,應考慮加強其支護強度,控制薄弱部位變形的大小和擴展范圍。

3.2.2 應力場分析

開挖后巷道由原來的三向受力變成二向受力,打破了原巖應力平衡狀態,應力發生重新分布,形成圖5所示的最大主應力場。可見,巷道幫部和底板受擾動最明顯,反映出這兩處支護強度不足,無法保證巷道開挖后的應力均勻重分布。由于底板不方便施工,應重點加強幫部的支護,通過強幫帶動強頂,改善巷道圍巖應力分布。

3.2.3 塑性區分析

圖6顯示巷道開挖后的塑性區分布情況,shear-n區域表示單元體正在發生剪切破壞,直接影響巷道的穩定性,應重點分析。從圖6中可得,剪切破壞區主要分布在巷道幫部、角部、底板。說明原方案不能有效控制兩幫、角部、底板的剪切破壞,已威脅到巷道的安全性,暴露了原方案的不足。

4 巷道支護優化

4.1 提出方案

根據現場調研發現的巷道變形特征,結合原方案數值模擬時發現的問題,并考慮巷道穩定性、掘進速度、可實施性,擬定了6種優化方案。

圖5 最大主應力場

圖6 塑性破壞區

表1 優化方案

4.2 結果分析

利用FLAC3D分別對上述6種優化方案進行數值模擬計算,結果如表2、表3所示。

表2 巷道變形量

表3 巷道變形幅度

為了加強巷道幫部和角部的支護,提出了方案1、2、3。方案1考慮到錨桿鉆頭直徑、錨桿直徑、錨固劑直徑的合理匹配,將三徑比由42∶16∶37改為28∶16∶23,增加錨固段長度和錨固力。方案2和方案3分別用φ18mm×2000mm、φ20mm×2200mm的左旋螺紋鋼錨桿代替圓鋼錨桿,達到了增加桿體強度、錨固段長度、錨固深度的三重效果。結果顯示,方案1、2、3有效控制了巷道圍巖的整體變形,尤其水平位移減少的幅度最明顯,頂板變形也有一定改善。

在保證巷道穩定性的前提下,考慮施工速度和施工成本,提出方案4和方案5。結果顯示,方案4比方案3的頂板位移略微增大,水平位移由于頂板和角部、幫部的耦合作用反而有所減小。方案5比方案4圍巖變形略有增大,但變化幅度相對很小;比原方案則不僅大幅減少了水平位移,改善頂板,提高巷道穩定性,而且降低了施工成本,加快了掘進速度。故方案5為最優方案。

由于現階段新峪礦只有φ22mm×2200mm的左旋螺紋鋼錨桿,考慮到可實施性,在方案5的基礎上,提出方案6。結果顯示,方案6有效地控制了巷道的變形,水平變形比原方案大幅減小,頂板也得到一定的改善,底板變形略微增大,保證了巷道安全性。因此,將方案6稱為實施新方案。

5 現場應用

將實施新方案應用于第二軌道巷。為與原方案進行對比,同時檢驗實施新方案的適用性,布置Y1#、Y2#、Y3#共3組監測斷面,其中Y1#、Y2#斷面為原方案監測斷面,Y3#為實施新方案監測斷面。每組斷面設置三根測桿,A測桿位于圓拱頂點,B、C兩測桿均位于幫部與半圓拱交界處,見圖7。

圖7 監測斷面布置

圖8記錄了巷道隨時間增長而變形的過程。巷道變形基本分為三階段,初始高速變形階段、過渡階段和基本穩定階段。

圖8 巷道變形曲線

在初始高速變形階段,巷道變形曲線斜率較大,此階段的變形占據整個變形量的大部分。過渡階段是承接高速變形階段之后頂板逐步趨于穩定的過程,本階段圍巖位移繼續增長,但速度放緩,直至基本穩定。基本穩定階段即巷道基本不再發生較大變形的階段。

由圖8可見,Y3#斷面在巷道變形前二階段的持續時間均少于Y1#、Y2#斷面相應的時間,而且變形量均小于Y1#、Y2#斷面相應的變形量。說明實施新方案支護效果明顯優于原方案,有效控制了巷道各階段的變形量,提高了巷道穩定性。

6 結論

本文通過對新峪礦大斷面直墻半圓拱巷道支護的深入研究,得出以下結論。

1)由于大斷面巷道開挖后,應力發生重分布,幫部和角部(幫部和半圓拱交界處)變形嚴重,成為支護的關鍵部位,故應加強幫部和角部的支護強度,以保證巷道整體穩定性。

2)影響巷道支護強度的關鍵因素是三徑比和錨桿長度。設計合理的三徑比以增加錨固長度,通過合理的錨桿長度增加錨固深度,能大幅提高錨桿錨固力,改善巷道支護效果。

3)新峪礦第二軌道巷現場支護試驗表明,實施新方案改善了圍巖應力狀態,有效控制了巷道圍巖變形,提高了巷道的安全性。研究結果為類似條件巷道支護設計提供了思路。

[1]嚴紅,何富連,徐騰飛.深井大斷面煤巷雙錨索桁架控制系統的研究與實踐[J].巖石力學與工程學報,2012,31(11):2248-2257.

[2]張日林,王家臣,朱建明.大斷面托頂煤巷道支護參數優化研究[J].中國礦業,2012,21(12):96-99.

[3]何滿潮.中國煤礦軟巖巷道支護理論與實踐[M].徐州:中國礦業大學出版社,1996:57-63.

[4]郭占祥.高應力軟巖巷道支護技術研究[D].青島:山東科技大學,2008.

[5]袁和生.煤礦巷道錨桿支護技術[M].北京:煤炭工業出版社,1997:192-212.

[6]胡文強.錨梁網聯合支護技術在急傾斜薄煤層中的應用[J].中國煤炭,2009,35(12):51-53.

[7]薛道成.大斷面軟巖巷道支護加固技術研究[J].中國礦業,2010,19(5):50-54.

[8]何滿潮,孫曉明.中國煤礦軟巖巷道工程支護設計與施工指南[M].北京:科學出版社,2004:87-90.

[9]單仁亮,孔祥松,孔祥婭.馬蘭礦煤巷錨桿支護優化設計與數值模擬[C]//第2屆全國工程安全與防護學術會議論文集(上冊).北京:中國巖石力學與工程學會,2010:306-311.

[10]周傳波,郭廖武,姚穎康,等.采礦巷道圍巖變形機制數值模擬研究[J].巖土力學,2009,30(3):654-658.

[11]陳育民,徐鼎平.FLAC/FLAC3D基礎與工程實例[M].北京:中國水利水電出版社,2008:50-53.

[12]王金華.全煤巷道錨桿錨索聯合支護機理與效果分析[J].煤炭學學報,2012,37(1):1-7.

[13]楊仁樹,朱衍利,吳寶楊,等.大傾角松軟厚煤層巷道優化設計及數值分析[J].中國礦業,2010,19(9):73-77.

猜你喜歡
錨桿圍巖變形
噴淋裝置在錨桿鋼剪切生產中的應用
山東冶金(2022年1期)2022-04-19 13:40:52
談詩的變形
中華詩詞(2020年1期)2020-09-21 09:24:52
隧道開挖圍巖穩定性分析
中華建設(2019年12期)2019-12-31 06:47:58
錨桿鋼筋質量提升生產實踐
山東冶金(2019年1期)2019-03-30 01:34:56
“我”的變形計
軟弱破碎圍巖隧道初期支護大變形治理技術
江西建材(2018年4期)2018-04-10 12:37:22
例談拼圖與整式變形
會變形的餅
復合盾構在縱向錨桿區的掘進分析及實踐
采空側巷道圍巖加固與巷道底臌的防治
主站蜘蛛池模板: 日本午夜精品一本在线观看 | 亚洲精品福利视频| 日韩高清在线观看不卡一区二区| 成人va亚洲va欧美天堂| 欧美午夜在线播放| 欧美日韩一区二区在线免费观看| 色综合天天综合中文网| 曰韩人妻一区二区三区| 亚洲天堂2014| 亚洲—日韩aV在线| 国产91精品最新在线播放| av在线人妻熟妇| 日韩中文字幕亚洲无线码| 在线va视频| 久久精品亚洲热综合一区二区| 亚洲激情区| 国产在线精品人成导航| 国产在线精彩视频论坛| 久久夜夜视频| 日韩一区二区在线电影| 亚洲综合色婷婷中文字幕| 色偷偷一区| 国产内射一区亚洲| 国产精品香蕉| 色老头综合网| 嫩草国产在线| 中文字幕第4页| 国产后式a一视频| 久久天天躁狠狠躁夜夜躁| 国模沟沟一区二区三区| 三上悠亚精品二区在线观看| 波多野结衣久久精品| 欧美日韩国产综合视频在线观看| 日本一本在线视频| 无码电影在线观看| 国产亚洲精品自在久久不卡| 国产精品三级专区| 国产一级小视频| 婷婷六月综合| 免费看久久精品99| 欧美中文字幕无线码视频| 亚洲精品动漫在线观看| 国产一在线| 国产xxxxx免费视频| 欧美午夜在线播放| 国产H片无码不卡在线视频| 亚洲视频色图| 直接黄91麻豆网站| 超薄丝袜足j国产在线视频| 色偷偷综合网| 精品无码专区亚洲| 欧洲一区二区三区无码| 99在线观看国产| 一本大道无码日韩精品影视| 91成人精品视频| 四虎在线高清无码| 欧美a在线看| 久久精品国产免费观看频道| 伊在人亚洲香蕉精品播放| 欧美成人午夜在线全部免费| 最新国产精品第1页| 国产精品白浆无码流出在线看| 久久精品日日躁夜夜躁欧美| 老汉色老汉首页a亚洲| 性欧美在线| 日韩一区精品视频一区二区| 国产你懂得| 台湾AV国片精品女同性| 91国内在线观看| 99视频在线精品免费观看6| 久久亚洲国产一区二区| 真人高潮娇喘嗯啊在线观看 | 国产靠逼视频| 全午夜免费一级毛片| 国产精品深爱在线| 免费又爽又刺激高潮网址 | 日韩高清欧美| 国产黄在线观看| 欧美激情视频二区| 日韩在线视频网| 欧美成人精品一区二区| 亚洲天堂网视频|