巷道围岩稳定性分析及锚杆支护效果评价研究.pdf

论文题目巷道围岩稳定性分析及锚杆支护效果评价研究 专 业岩土工程 硕 士 生王 伟 （签名） 指导教师谷拴成 （签名） 摘 要 随着矿产资源的减少，地质条件越来越复杂，煤矿开采深度和难度越来越大，尤其 是对于高地应力、软岩等破坏范围较大的巷道，采用传统锚杆支护理论进行设计施工难 度大，工作效率偏低。本文以禾草沟 5 号煤层辅运大巷为工程依托，采用锚杆加固区围 岩稳定理论设计，分析围岩稳定性，并对其支护效果评价，主要结论如下 （1）传统锚杆支护理论的加固范围是整个塑性区，支护阻力不小于卡斯特耐尔 （Kastner）公式计算值，巷道围岩稳定；对于围岩破坏范围较大的巷道，为了提高工作 效率，提出锚杆加固区围岩稳定理论，只需要加固浅部破碎围岩，锚固在稳定岩体上， 没有必要加固整个塑性区，不受塑性区宽度的影响，克服了实际工程中塑性区范围难以 测定的问题，充分发挥了围岩的自身承载力，巷道围岩稳定需要满足两个条件一是锚 杆加固区外侧不小于卡斯特耐尔（Kastner）公式计算值，二是加固区内任意一点满足摩 尔库伦强度准则。随着加固区厚度的增大，塑性区宽度不断减小，直至加固区的外侧面 与弹塑性交界面重合，此时围岩的支护阻力与传统支护理论设计值相等，证明了锚杆加 固区围岩稳定理论的合理性。 （2）巷道围岩支护参数的设计遵循“长而疏，短而密”的规律，锚杆施加的预张力 与维持围岩稳定所需的支护阻力呈正相关关系；为了有效的评价锚杆支护效果，提出围 岩支护强度系数 K 的概念，其物理意义是巷道洞壁处产生单位位移所需的支护力，反映 了围岩抵抗变形压力的能力；运用统一强度理论得到巷道洞壁的位移解析解，随着锚杆 长度的增大，巷道围岩洞壁位移不断减小，且曲线的斜率呈递减趋势，说明选取合理的 锚杆参数，有利于提高经济效益；通过对围岩支护强度系数分析，可知对于同一巷道， 围岩支护强度系数的变化区间很小，可以认为 K 为常数；对于不同埋深的巷道，对应的 围岩支护强度系数不同，随着原岩应力 P0的增大，围岩支护强度系数不断增大。 （3）结合工程实例，利用工况下相应的围岩支护强度系数极值 Kmax，结合实测的 位移解，对巷道锚杆支护效果进行评价，提高了工作效率和经济效益；若围岩支护强度 系数满足极值条件，则锚杆间排距的布置满足支护要求，锚固效果良好，巷道围岩稳定； 反之，巷道围岩不稳定，需要减小锚杆间排距，并提高锚杆强度。 万方数据 关键词支护参数；加固区厚度；围岩稳定；围岩支护强度系数；锚固效果评价 研究类型基础研究 万方数据 Subject Analysis of Roadway Surrounding Rock Stability and Research of Bolting Effect uation Specialty Geotechnical Engineering Name Wang Wei （（Signature）） InstructorGu Shuancheng （（Signature）） Abstract With mineral resources reduced, geological conditions become more and more complex, mining depth and degree of difficulty become bigger and bigger, Especially in high stress and soft rock roadways that the surrounding rock have larger damage range，it’s difficult to design and construction with the traditional bolt support theory. The project based on the Hecaogou No.5 coal seam auxiliary transport Roadway, analyzing the stability of the surrounding rock and uatting the support effect the bolt by reinforcement area supporting design. The main conclusions are as follows 1 The reinforcement range of traditional bolt support theory is the plastic zone, suitable for roadway of small disturbance and smaller plastic zone, support resistance not less than the plastic deation pressure calculate by Kastner ula, so the tunnel surrounding rock can keep stable. District branch support theory only need to reinforce the surroundding rock in the shallow broken surrounding rock, anchoring in stable rock mass, do not have to strengthen the whole plastic zone, not affected by the width of plastic zone. The surrounding rock stability need to meet two conditionsFirstly,the outside area of anchor reinforcement not less than the result calculated by Kastner ula.Secondly, any point in the reinforced area need to meet the Mohr coulomb strength criterion. With the increase of the reinforcement area thickness, the decreases of the plastic area width, when the outer surface of the reinforced zone and the elastic plastic interface coincide,the surrounding rock supporting resistance equal to the traditional supporting design by Kastner ula of plastic deation pressure, it obtained that the reinforced zone theory bolting force algorithm is reasonable. 2 The roadway support design follow the regular of ‘Long and thin,Short and thick’,the pretension apply by anchor and the support resistance to keep surrounding rock in stability conditions have a positive correlation relationship. proposed a concept of surrounding rock supporting strength coefficient, the physical meaning is the supporting force for producing a 万方数据 unit displacement of the tunnel wall, it reflects the ability to resist deation of surrounding rock. applying of unified strength theory to get the displacement analytic solutions of tunnel wall, with the increase of the anchor length. the roadway wall rock displacement decreases, and the slope of the curve showed a decreasing trend, indicating selecting reasonable bolt parameter is conducive to enhance economic efficiency. Through analysis of surrounding rock supporting strength coefficient, indicated that for the same tunnel, the change of surrounding rock supporting strength coefficient is small, it can be thought of as constant; but the surrounding rock supporting strength coefficient is different for different depth roadways, it increased with the original rock stress increase. 3 Combined with engineering example, using the surrounding rock support strength coefficient extremum of the working conditions, combined with measured displacement solution and uate the anchoring effect of roadway surrounding rock, effective uation of the anchor effect, improve the work efficiency and economic benefits. If surrounding rock supporting strength coefficient is satisfied with the condition of extreme value, anchor spacing meet support request, the anchoring effect better and the stability of surrounding rock; conversely, the surrounding rock instability, need to reduce the bolt spacing and improve bolt strength. Key words support parameters; thickness of reinforced area; stability of surrounding rock; surrounding rock supporting strength coefficient; uation of anchoring effect Thesis Fundamental Study 万方数据 目录 I 目 录 1 绪论 ........................................................................................................................................ 1 1.1 研究的背景及意义 ...................................................................................................... 1 1.1.1 研究背景 .......................................................................................................... 1 1.1.2 研究意义 .......................................................................................................... 2 1.2 锚杆支护的国内外研究现状 ...................................................................................... 2 1.2.1 国外研究现状 .................................................................................................. 2 1.2.2 国内研究现状 .................................................................................................. 6 1.3 研究内容及方法.......................................................................................................... 8 1.3.1 课题研究内容 .................................................................................................. 8 1.3.2 课题研究方法 .................................................................................................. 9 1.4 本文拟采用的技术路线 ............................................................................................ 10 2 锚杆加固区围岩稳定性分析 .............................................................................................. 11 2.1 传统锚杆支护理论及支护设计方法 ........................................................................ 11 2.1.1 传统锚杆支护理论 ........................................................................................ 11 2.1.2 支护设计方法 ................................................................................................ 14 2.1.3 锚杆的支护形式 ............................................................................................ 15 2.2 开挖扰动巷道围岩力学分析 .................................................................................... 16 2.3 锚杆加固区围岩稳定理论 ........................................................................................ 19 2.3.1 锚杆加固区围岩稳定理论概述 .................................................................... 19 2.3.2 锚杆加固区围岩稳定理论与传统锚杆支护理论对比分析 ........................ 20 2.3.3 锚杆加固区力学机理分析 ............................................................................ 20 2.4 传统锚杆支护理论围岩稳定性分析 ........................................................................ 23 2.5 锚杆加固区围岩稳定理论围岩稳定性分析 ............................................................ 26 2.5.1 巷道围岩力学分析 ........................................................................................ 26 2.5.2 巷道围岩稳定性判定 .................................................................................... 32 2.6 小结 ........................................................................................................................... 35 3 锚杆加固区围岩支护参数设计及支护效果评价 .............................................................. 36 3.1 锚杆加固区围岩变形分析 ........................................................................................ 36 3.2 锚杆加固区围岩支护参数设计 ................................................................................ 40 3.2.1 传统支护围岩支护参数设计 ........................................................................ 41 3.2.2 加固区围岩支护参数设计 ............................................................................ 42 万方数据 西安科技大学硕士学位论文 II 3.2.3 锚杆预张力的设计 ........................................................................................ 43 3.3 围岩支护强度系数的提出 ........................................................................................ 44 3.4 围岩支护强度系数的分析 ........................................................................................ 45 3.4.1 传统支护理论设计的围岩支护强度系数分析 ............................................ 45 3.4.2 锚杆加固区围岩稳定理论设计的围岩支护强度系数分析 ........................ 46 3.5 巷道围岩支护效果评价 ............................................................................................ 47 3.6 小结 ........................................................................................................................... 49 4 禾草沟 5 号煤层辅运大巷围岩支护效果分析 .................................................................. 50 4.1 工程概况 ................................................................................................................... 50 4.2 禾草沟 5 号煤层辅运大巷围岩支护方案设计 ........................................................ 51 4.2.1 传统支护理论设计方案 ................................................................................ 51 4.2.2 锚杆加固区围岩稳定理论支护设计方案 .................................................... 53 4.3 现场监测方案和监测结果 ........................................................................................ 55 4.3.1 现场监测方案 ................................................................................................ 55 4.3.2 监测结果 ........................................................................................................ 58 4.3.3 监测结果分析 ................................................................................................ 61 4.4 小结 ........................................................................................................................... 62 5 结论与展望 .......................................................................................................................... 63 5.1 结论 ........................................................................................................................... 63 5.2 展望 ........................................................................................................................... 64 致 谢 ...................................................................................................................................... 65 参考文献 .................................................................................................................................. 66 万方数据 1 绪论 1 1 绪论 1.1 研究的背景及意义 1.1.1 研究背景 随着科学技术的发展，理论基础的完善和工程经验的积累，矿井工程的围岩控制技 术取得了很大的进步，支护形式也发生了重大的改变，传统的围岩支护大多采用棚式支 护形式，支护理念以被动支护为主，如今，巷道支护主要采用锚杆支护等形式，支护理 念转化为主动支护为主。国际上，锚杆支护已经被普遍用于地下工程领域，成为一种普 遍的、新型的、先进的地下工程支护形式。国外的锚杆支护技术发展较早，技术也比较 先进，如美国、澳大利亚、英国[1]等发达国家的锚杆支护技术逐渐趋于成熟，尤其是澳 大利亚，已经发展成一套比较完整的锚杆支护技术体系，水平领先于其他国家；英国在 澳大利亚锚杆支护技术的水平上，一方面引进其先进的技术，另一方面对其技术进行不 断改进和提高，形成了一套符合本国国情的锚杆支护技术系统，为英国的矿井开发和地 下工程的发展提供了技术支持， 带来了巨大的经济效益； 美国的锚杆支护技术起步较早， 发展迅速，也取得了很大的成果。 我国的锚杆支护技术发展较晚，早期的巷道围岩控制主要以棚式支护为主，支护成 本高，工期长，支护效果差，增加了地下工程建设的时间和经济成本。随着锚杆支护的 发展，支护理论也从被动支护转化为主动支护，支护效果得到了很大的提高，由于锚杆 主动支护的特性，使工程施工效率大大提高；但是，早期的锚杆支护技术落后，理论支 持匮乏致使支护设计方案存在缺陷，施工机具和相关的配套设施也比较落后，从而导致 了矿井支护不稳定，发生了多起巷道冒顶事故，损失非常大，锚杆支护技术也被冷落， 限制了其应用；近年来，在专家学者和工程技术人员的不断努力下，锚杆支护理论和施 工技术取得了很大进步，锚杆技术被重新开发应用，伴随着综采放顶开采技术的应用和 矿井巷道开采条件的不断恶化， 煤矿开采问题愈来愈复杂， 出现了一些条件复杂的巷道， 如沿空掘巷、极破碎围岩巷道、全煤巷道、高地应力冲击巷道等，而且巷道的开采断面 也逐渐向大断面巷道发展，因此，锚杆支护技术的应用越来越普遍，成为了矿井工程围 岩控制技术中不可或缺的一种支护技术，提高了巷道围岩的稳定性和安全性，带来了巨 大的经济效益。如今，煤矿锚杆支护设计方法得到了很大的提升[2]，矿井围岩控制大面 积的推广锚杆支护技术，经济效益大大提高。目前，锚杆支护理论发展较慢，在地下工 程领域锚杆支护设计中，以往支护参数主要靠施工经验选取，无法将理论设计和工程施 工有效的结合起来，致使巷道支护出现支护不足或者支护过剩的情况；就现有的锚杆支 万方数据 西安科技大学硕士学位论文 2 护理论来说，在应用过程中会面临一些难以解决的问题，导致支护理论无法得到广泛应 用。对于围岩破坏范围较大的巷道，为了提高工作效率，提出锚杆加固区围岩稳定理论， 只需要加固浅部破碎围岩，锚固在稳定岩体上，没有必要加固整个塑性区，不受塑性区 宽度的影响，克服了实际工程中塑性区范围难以测定的问题，充分发挥了围岩的自身承 载力，具有一定的理论价值和工程应用价值。 1.1.2 研究意义 传统支护理论设计的锚杆一般加固整个塑性区，前提是要确定塑性区范围，进而设 计锚杆的支护参数；然而，实际工程中，开挖扰动的巷道围岩的塑性区范围很难通过实 测得到，特别是软岩巷道，塑性区的范围往往较大，需要的锚杆长度也较大，引起了施 工难度增大；本文采取的锚杆加固区围岩稳定理论，不考虑塑性区的范围，只需要将锚 杆锚固到稳定岩层上，且随着锚杆长度的改变，间排距也不断变化，支护效果良好。该 方法不仅保证了巷道围岩的稳定性，而且提高的工作效率，经济效益显著，是一种有效 的解决巷道围岩支护问题的方法。 锚杆支护效果评价的研究不仅可以较好的评价围岩的支护效果，而且能够高效的判 定围岩是否稳定，或者支护是否存在过剩的现象，在实际工程中具有一定参考价值。 1.2 锚杆支护的国内外研究现状 目前，锚杆支护已经成为地下工程领域围岩控制的只要组成部分，作为一种主动支 护形式， 锚杆可以更好的控制围岩的稳定性和安全性， 是现今矿井建设的主流发展方向。 锚杆支护设计的最终目的是确定可以维持巷道稳定的支护参数，支护理论是支护参数选 取的基础，国内外采用的最多的三种支护理论分别是悬吊理论、组合梁理论和加固拱理 论等，但这三种理论均存在不同的缺陷，近年来许多学者已经对支护理论中的缺陷进行 了弥补和完善，提出了一些新的理论，如松动圈理论、围岩强化理论等，针对不同的巷 道，其工程地质条件和施工工艺不同，采用的支护理论方法也不同。固然我国锚杆的支 护理论已经有了更深一步的研究成果，但仍然有必要加以完善，增大对相对合适的支护 理论研究力度，并且改进施工配套措施和工具，改进试验设备，采用更加高精度的仪器 对围岩进行监测，以便得到更好的参数对锚杆支护理论进行验证，使支护理论与实际施 工得到更加密切的联系。 1.2.1 国外研究现状 锚杆支护技术起源于一百多年前，国外很多发达国家最早将锚杆支护技术应用在矿 井建设上。如 1872 年英国设计应用了金属锚杆，1900 年美国开始使用木锚杆，锚杆支 护技术的大规模推广要追溯到二十世纪四十年代后期，很多地下工程的建设开始普遍采 万方数据 1 绪论 3 用锚杆进行围岩支护，锚杆支护技术不仅用于矿上建设，也逐步发展到其他地下工程领 域，如隧道工程，边坡工程等，成为一种主流的支护技术，发展前景非常好 [3]。 美国、澳大利亚等矿产丰富的发达国家锚杆支护技术发展起步较早，技术先进，由 于其能源需求量大，煤层工程地质条件简单，埋深也比较浅，开采难度小，锚杆支护就 可以很好的解决巷道围岩稳定性和安全性问题，因此，锚杆支护技术得到了大力推广， 发展迅速，有些地区甚至只采用锚杆进行支护设计，实际上，在这些国家，如果没用采 用锚杆支护设计，就可以认为该矿井是不经济的，开采价值不大，可见，锚杆支护成为 矿井建设中不可或缺的一部分，地位很重要。澳大利亚的锚杆支护技术处于国际领先地 位，体系发展完整，所有的矿井巷道建设都采用全锚固锚杆W 型钢带的支护形式，即 使大断面巷道，也可以取得很好的支护效果，如果顶板岩层岩性较差，还需要采用锚索 等对顶板进行补强支护，控制围岩的变形，确保巷道不失稳破坏，维持巷道的稳定性和 安全性。美国的锚杆支护技术也比较先进，每年的锚杆使用量巨大，采用的锚杆种类也 多种多样。 欧洲是工业革命的摇篮，很早就开始煤矿的开采工作，早期的欧洲发达国家大多采 用金属支架来支护巷道，随着煤炭消耗量的增大，资源不断减少，煤矿的施工难度和开 采深度也不断增大，这就给巷道的支护带来了很多问题，如果采用支架进行支护，支护 成本将大大提高，因此，锚杆支护成为了矿井建设的关键，许多国家开始投入大量人力 和财力对锚杆支护进行试验和研究，并将研究成果广泛推广到巷道支护上[4]。英国是欧 洲的产煤大国，1987 年以前，其煤矿巷道的主要支护形式是金属支架支护，占到了 90 以上，导致了支护成本过高，经济效益差，有些顶板破碎的巷道偶尔发生支架压死的情 况，支护效果一般，给整体的开采工作带来了不便，工作效率比较低，亏损严重[5]。当 时正处于工业飞速发展阶段，国际煤炭市场竞争非常激烈，面对国际竞争力低、煤炭也 发展慢的问题，英国采取了积极的措施，提出三点改革措施，其中最重要的一点就是改 变巷道支护设计方案，采用锚杆支护代替金属支架支护，变被动支护为主动支护， 1987 年，英国引进了澳大利亚先进的技术，并对其加以改进，广泛应用到了煤矿的支护上， 不到十年时间，英国的矿井支护中锚杆支护就占到了 90以上[6]，而且支护成本大大降 低，工作效率显著提高，支护效果也较以往得到了很大的改善，事故发生率几乎降低为 0， 无论生产效率还是安全性都得到了充足的保障， 有效的改变了英国煤矿也濒临破产的 局面，在国际上引起了很大的震动，使得很多国家开始认识到锚杆支护在矿井建设中的 重要性，英国的这次技术改革被认为是锚杆支护史上的一次技术革新，意义重大，为锚 杆支护的发展奠定了基础， 也为煤矿行业发展带来了生机， 提高了煤矿开采的经济效益。 煤矿行业发展初期， 德国研制出 U 型钢支架， 技术先进成熟， 领先于金属支架支护， 被广泛应用于矿井建设中；但是，到二十世纪八十年代初期，煤矿的开采难度和开采深 度变得越来大，重型机械的引用也导致开采断面不断增大，如果继续采用 U 型钢支架支 万方数据 西安科技大学硕士学位论文 4 护，就不得不增加钢支架的尺寸和重量，减小 U 型钢支架间的距离，这就导致了施工难 度增加，支护费用及附加费用大大提高。因此，考虑到经济因素和施工效率，德国开始 将注意力转向了锚杆支护的试验和研究上，通过一系列的试验，锚杆支护技术很快在德 国得到了推广，迅速发展成为煤矿支护的主要支护形式，而且随着技术水平的提高，现 已将锚杆支护技术应用到了 1000 米以上的巷道中，支护效果良好。 国外的锚杆支护技术起步早，发展迅速，应用广泛，主要发展为 A.Haim [7]等于 1957 年提出了古典压力理论，该理论认为，深埋地下的岩石双向等 压，处于静水压力状态，且压力值为上覆岩体的单位重量。然而，随着岩石力学理论的 发展，人们对这一理论产生了不同的说法，在日益提高的测量技术的验证下，进一步说 明了该理论的缺陷性，即地