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锚网喷联合支护大断面硐室围岩稳定性分析 郑厚发 1 ,王家臣 2 ,朱红杰 2 1 1中国煤炭工业协会 科技发展部,北京 100013; 21中国矿业大学北京 , 北京 100083 摘 要以鸣山煤矿北翼副暗斜井绞车房为例,运用塑性区理论和FLAC 3D数值模拟软件计算分析 了大断面硐室围岩的稳定性,进行了大断面硐室锚网喷联合支护初始方案设计,并通过后期现场观 测,说明锚网喷联合支护效果良好,能够保证硐室围岩的长期安全稳定。 关键词锚网喷联合支护;大断面硐室;塑性区理论;数值模拟;安全稳定 中图分类号TD354 文献标识码 A 文章编号 0253 - 2336 2005 11 - 0068 - 04 Stability analysis on surrounding rock of large cross section chamber supported with bolt/steelmesh/shotcrete combined system ZHENG Hou2fa 1 , WANG Jia2chen 2 , ZHU Hong2jie 2 1.Department of Science and Technology Development, China Association of Coal Industry, Beijing 100013, China; 2.Chine University of M ining and Technology, Beijing 100083, China Abstract Taking the winch chamber in the auxiliary blind inclined shaft at the north wing ofMingshanMine as a case, the paper calcu2 lated and analyzed the stabilityof the surrounding rock for the large cross section chamberwith the plastic zone theory and FLAC3Dnumeri2 cal simulation software. A preliminary plan of bolt/steel mesh/shotcrete combined support for the large cross section chamber was de2 signed.The late site monitoring and measuring results showed that the results of the bolt/steel mesh/shotcrete combined support for the chamberwas excellent and the combined support could keep a long team safety stability of the surrounding rock for the chamber . Key words bolt/steelmesh/shotcrete combined support system; large cross section chamber; plastic zone theory; numerical simulation; safety stabilization 1 工程概述 鸣山煤矿为设计能力为20万t/a的小型矿井, 采用立井 暗斜井多水平分区式开拓方式,立井 只到一水平 - 150 m ,暗斜井从一水平到三水 平 - 450 m。- 600 mm北翼副暗斜井是该矿井 四水平开拓延深工程,井筒全长438 m,坡度20 。 副暗斜井绞车房掘进断面长 宽 高为11 m 1016 m617 m的半圆拱形断面,掘进断面积58 m 2 ,掘进体积638 m 3 ,属于特大断面硐室。 绞车房布置在官山段B3煤层底板中,标高为 - 450 m,围岩以钙质胶结的细粉砂岩和泥质胶结 的砂质页岩为主,普氏系数为4～6,中等稳定, 但由于硐室跨度大,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 硐室支护初始设计方案 211 支护方式的选择 绞车房原设计支护方式为混凝土砌碹,厚400 mm,壁后充填130 mm,为该矿井大断面硐室传统 支护方式,虽然支护强度大,整体性较好,服务时 间长,但是施工速度慢,工期长,支护成本高,安 全可靠性差,受动压影响易掉碹空顶,不利于维 护。考虑到现有水平采区产量大幅度降低,水平接 替紧张,临时绞车房已不能满足延深工程的提升任 务,此绞车房尽早完工投入使用迫在眉睫,经多次 技术论证,决定改革传统支护方式,采用锚网喷联 合支护新技术,以加快施工速度,在保证施工质 86 第33卷第11期 煤 炭 科 学 技 术 2005年11月 1994-2006 China Academic Journal Electronic Publishing House. All rights reserved. 量、安全可靠的前提下,降低支护成本,提前完 工,为矿建工程服务。 212 支护参数的确定 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50 mm;一次锚网喷锚杆直径 为20 mm、长2 400 mm,材质为螺纹钢,间排距 为800 mm800 mm,树脂药卷端头锚固,金属网 长 宽为2 000 mm1 000 mm,用直径为615 mm 钢筋焊接而成,网目长 宽为100 mm100 mm, 搭接长度为200 mm,喷混凝土厚度为80 mm;二 次锚网喷锚杆直径为22 mm、长2 400 mm,与 初次锚杆呈三花眼形布置,喷混凝土厚为120 mm 根据具体情况可以分两次或多次喷 , 其它参数 同初次锚网喷。 3 稳定性理论分析 311 塑性区理论分析 硐室开挖后,应力发生重新分布,在硐室表面 附近形成一定范围的塑性区,导致硐室围岩稳定性 下降。塑性区外圈虽然会发生一定程度的塑性破 坏,但是在三向应力的作用下,岩体承载能力仍然 较大,应力高于原始应力;而塑性区内圈由于最大 主应力与最小主应力的差值较大,围岩变形破坏极 为严重,岩体承载能力较低,应力低于原始应力。 硐室围岩塑性区大小和围岩变形量是反映硐室围岩 稳定性的主要指标。 由于硐室围岩变形量 [1 ] u p B0 R r η R r为巷 道半径;η为变形系数 , 与塑性区半径相关,因此 可以用硐室围岩塑性区半径R的大小判断硐室围 岩的稳定性,R值越大,硐室就越不稳定。根据硐 室 围 岩 塑 性 区 半 径 计 算 公 式 [1 ] R a 2 k 1 σc k -1 p σc k -1 p i 1 k-1 ,可以得知塑性区半径R 的影响因素分为两类一是不可控因素,如原岩应 力p、岩体单向抗压强度 σc、岩体内摩擦角 φ等; 二是可控制因素,如支护阻力pi、塑性区内岩体的 残余强度σ3 c等,因此,为了保证硐室围岩的稳定 性,必须要求对硐室周边围岩有足够高的支护阻力 和塑性区内岩体有较高的残余强度,锚网喷联合支 护正好能够满足此要求。 根据巷道锚杆支护的围岩强化强度理论 [3 ] , 通过施加初锚力预紧力的锚杆、金属网和喷 混凝土层与围岩形成相互作用的统一体即锚固 体。一方面可以共同承载,提高支护阻力;另一 方面能够改善塑性变形状态下岩体的力学性能,相 应地提高锚固区内岩体的峰值强度、峰后强度和残 余强度。如此才能够减小塑性区范围,保证硐室的 围岩稳定。 312 塑性区半径计算 1计算硐室围岩塑性区半径 [1 ] R R a 2 k 1 σc k -1 p σc k -1 p i 1 k-1 213 m 式中 p 原岩应力,取11125 MPa; pi 巷道周边处的支护阻力,取60 kN; σc 单向抗压强度,取37 MPa; a 巷道半径,取5 m; k 1 sinφ 1 - sinφ ,取31255,φ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 21 5 m 基本上一致。 2硐室围岩稳定性验算按围岩松动圈理论 计算硐室围岩稳定性系数 [2 ] N N L0 c b 011 1114 式中 L0 锚杆设计长度,取214 m; c 锚杆间排距,取014 m; b 组合拱厚度,bh-c,h为松动圈厚 度,实测值为210 m。 按组合拱理论锚杆支护参数计算稳定性系 数 [2 ] N L0 111W /10 1111 式中 W 硐室跨度,取1016 m。 按上述两种理论计算得到硐室围岩稳定性系数 均大于111,说明锚网喷联合支护初始设计参数符 合硐室围岩安全稳定的要求。 4 稳定性数值分析 411 模型的建立 数值模拟软件采用美国Itasca公司FLAC 3D , 第一步建立计算模型,根据工程实际情况和考虑边 界效应的影响,模型长 宽 高为120 m120 m 65 m,再从研究侧重点出发,为简化计算及划分 单元所限,采用不等分划分网格,模型共划分为 96 第33卷第11期 煤 炭 科 学 技 术 2005年11月 1994-2006 China Academic Journal Electronic Publishing House. All rights reserved. 68 750个单元,模型材料采用莫尔-库仑准则,岩 石力学参数根据现场提供的资料选取。地应力根据 采深进行估算,垂直应力 σz 11125 MPa,水平应 力 σx 33175 MPa, σy 11125 MPa;上边界为自 由边界,作用均布载荷,下边界为固定边界,左 右、前后边界受单向约束,考虑到硐室受水平构造 应力的影响较大,在前后、左右边界施加一定的水 平应力,以满足硐室水平应力的要求。 412 硐室围岩稳定性 1硐室表面位移量。图1为硐室顶板下沉量 变化曲线。图中横坐标表示计算时步数,可以理解 为硐室开挖后的时间;纵坐标表示顶板下沉量。从 图中可以看出,硐室刚开挖时,顶板急剧下沉,表 现为曲线斜率大,即顶板下沉速度较大,之后,下 沉曲线斜率逐步变小,表明硐室顶板下沉速度逐渐 减小,但是硐室顶板累计下沉量逐步加大,直到顶 板下沉量达到约103 mm时,下沉曲线趋于平稳, 即硐室顶板下沉量基本上不再发生变化,表明顶板 活动趋于稳定。顶板左帮和右帮移近量也有类似变 化情况。硐室开挖时,硐室两帮急剧变形,当两帮 变形速度达到最大值后才开始逐渐减小,但两帮累 计移近量仍然逐步加大,达到66 mm时两帮变形 才趋于稳定。可见,硐室由于受到较大的水平应 力,顶板移近量明显大于两帮移近量。 图1 硐室顶板下沉量变化曲线 图2 硐室围岩位移矢量分布示意 图2为硐室围岩位移矢量分布图。硐室拱顶和 两拱肩处的变形量明显大于硐室表面其它位置处的 变形量,尤其拱顶最大变形量达到103 mm,结合 拱顶中部变形后的形状,可以认为在此处顶板发生 轻微开裂,出现小范围脱皮掉壳现象,是加强支护 的重点区域。 2硐室围岩应力分布。图3为硐室围岩垂 直应力分布图。在硐室顶、底板出现了应力降低区 即塑性区,范围从硐室表面至215 m深部岩体中, 再向岩体深部延伸应力逐渐增大,至硐室顶板以上 6 m深处和两帮底角附近2 m深处出现应力集中 区,在这些位置一旦应力超过强度极限,就会发生 局部漏顶、片帮和底鼓现象。 图3 硐室围岩垂直应力分布示意 图4为硐室围岩水平应力分布图。在硐室两帮 出现了应力降低区即塑性区,范围从硐室表面至 215 m深处岩体中,再向岩体深部延伸,应力逐渐 增加,从图中可以看到,硐室底板和顶板约5 m 处,开始出现应力集中区,为支承压力峰值区。 图4 硐室围岩水平应力分布示意 图5为硐室围岩垂直位移分布图。在硐室顶板 上方215 m范围内围岩位移量较大,应力向深部围 岩转移,围岩位移量逐渐减少,直至顶板上方6 m 处,位移量趋于稳定,最大顶板围岩位移量发生在 硐室拱顶处,达到103 mm。底板围岩位移量较小。 图6为硐室围岩水平位移分布图。在巷道两帮 约215 m范围内的围岩位移量较大,应力向两帮围 岩深部转移,围岩位移量逐渐减小,至围岩深部6 07 第33卷第11期 煤 炭 科 学 技 术 2005年11月 1994-2006 China Academic Journal Electronic Publishing House. All rights reserved. 图5 硐室围岩垂直位移分布示意 图6 硐室围岩水平位移分布示意 m处,围岩趋于稳定,位移量极小。硐室最大水平 位移量发生在两拱肩附近,左帮达到60 mm,右帮 达到72 mm。 图7为硐室围岩塑性破坏状态图。可以看出, 硐室两帮塑性区范围为两帮表面至岩体内部215 m,顶板塑性区范围稍大些,从拱顶表面至顶板岩 体内部315 m,这些范围是加强支护的重点区域, 再向外延伸约5 m的范围,虽然围岩也发生一定程 度的塑性破坏,但是在三向应力的相互作用下,围 岩塑性变形较小,承载能力仍然很大,围岩应力仍 高于原岩应力。底板基本上没有塑性破坏区,围岩 变形量很小。 图7 硐室围岩塑性破坏状态示意 3硐室围岩安全稳定性分析。通过上述分 析可知,硐室塑性区范围两帮为215 m左右,顶板 稍大,达到315 m,应力集中系数为114左右,硐 室表面位移量不大,围岩总体安全稳定。但是硐室 拱顶和两拱肩处表面位移量相对其它位置较大,有 可能会出现轻微开裂、小范围脱皮掉壳现象,应当 加强支护。 5 安全稳定性现场观测分析 该绞车房于2002年9月完工,通过局矿两级 验收组验收,各项安全质量指标均达到设计要求, 正式投入使用。经过将近3 a的后期现场观测,硐 室无大范围脱皮掉壳、穿裙吊脚、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 锚网喷联合支护特大断面硐室,支护效果良好,能 够保证绞车房正常使用和副暗斜井安全生产正常运 行。 6 结 论 1运用塑性区理论和有限差分软件计算分 析了硐室围岩安全稳定性,说明锚网喷联合支护大 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大断面硐室锚网喷联合支护效果良好, 硐室围岩总体安全稳定,但在拱顶和两拱肩处表面 位移量和塑性区范围相对较大,是加强支护的重点 区域。 4提高硐室围岩安全稳定性的主要技术途 径是提高锚杆预紧力和支护密度以增大支护阻力和 塑性区内岩体残余强度。 参考文献 [1] 马念杰,侯朝炯.采准巷道矿压理论及应用[M ].北京 煤炭工业出版社, 1995. [2] 张永平,张瑞杰,闫吉平 1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. [3] 侯朝炯,郭励生,勾攀峰,等 1煤巷锚杆支护[M ].徐 州中国矿业大学出版社, 1999. 作者简介郑厚发1972 - ,男,江西上饶人,工程师,现 为煤炭工业协会科技发展部工程师,一直从事采矿工程科研工作。 Tel 010 - 64463369,E - mailzhenghoufa1261com 收稿日期 2005 - 06 - 08;责任编辑朱栓成 17 第33卷第11期 煤 炭 科 学 技 术 2005年11月 1994-2006 China Academic Journal Electronic Publishing House. All rights reserved.