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软岩巷道掘进支护方法研究

2011-02-03李凤张成良张鹏强

有色金属(矿山部分) 2011年6期
关键词:软岩塑性锚杆

李凤,张成良,张鹏强

(1.昆明理工大学,昆明650093;2.东北大学,沈阳110819)

矿业是国民经济发展的支柱产业之一,而井巷掘进则是矿业发展最为基本的工艺环节,是保证矿山可持续发展的基础。近年来,井下巷道掘进遇到很多问题,其中软岩巷道的支护直接影响着矿山的开采,如何对软岩巷道进行合理的支护成为专家、学者研究和探讨的热点问题。

李琰庆等人提出在软岩中巷道掘进效率低并且变形大[1],严重制约着矿山的可持续发展和生产能力的提高,同时也容易引发生产安全事故,因其支护费用升高、返修工程量大而成为矿山建设和发展的卡脖子工程[2-6]。

1 工程概况

塘子凹矿区1725巷道工程地质条件比较复杂,岩体的类型主要以风化、膨胀花岗岩和大理岩为主,花岗岩的变形主要表现为围岩内挤、开裂、散体冒落、片落、岩块体脱离等形式。其中,围岩内挤、开裂为主要变形和破坏形式。为了了解花岗岩巷道变形特征,主要研究巷道开挖后及支护后两阶段巷道的稳定性。

2 花岗岩巷道变形的数值分析

2.1 巷道稳定性的分析方法

为了研究花岗岩巷道在开挖后和支护后围岩的稳定性,通过数值模拟的方法,分析、计算花岗岩巷道掘进过程中围岩的应力、塑性区及安全率的分布情况,从而确定巷道最合理的支护方法,保证巷道的稳定性。

2.2 模拟采用的力学模型

在岩体破坏分析中,采用Drucker-Prager(D—P准则)[7]塑性破坏准则。此破坏准则考虑了静水压力对屈服与破坏的影响,特别适用于岩土类材料的本构模型。其屈服函数为:

式中:I1为应力第一不变量;J2为应力偏量第二不变量;p为材料塑性函数;q为材料弹性函数;σσ为材料压应力;τσ为材料剪切应力;a、k为D-P准则材料常数,a、k的值取决于C、φ值,它们之间存在如下关系:

C、φ分别是材料黏聚力和内摩擦角,另外,材料在拉应力状态下,采用抗拉破坏强度准则。其力学模型为

式中:σt为材料所受拉应力;Rt为材料抗拉强度。

如果拉应力超过材料抗拉强度(F≥0),材料将发生抗拉破坏。

3 模型的建立与计算

3.1 力学参数的选取

通过前期的调查和室内试验确定了围岩的力学参数,并应用到围岩的稳定性分析中,实践证明所选用的力学参数是合理的。因此,模拟分析也采用这套力学参数,计算模拟中采用的力学参数见表1。

表1 模拟计算所采用的参数表Table 1 Parameters used in simulation

3.2 模型的建立和求解

根据巷道的开挖断面,结合岩石力学相关理论,建立三维有限元模型[8]。巷道断面为三心拱[9],尺寸2.4m×2.6m。其模型大小为:50m×65m×60 m,即沿巷道方向取50m(z方向),垂直巷道方向取65m(x方向),铅垂方向取60m(y方向),由于1725中段距地表大约350m,巷道顶部为大理岩,利用高度与荷载的关系,对模型上部施加9.625 MPa的均布荷载。共计97 190个节点,22 680个单元节点。单元网格划分、计算机模拟巷道形态示意图分别见图1~2。

3.3 计算方案

本次模拟分三个步骤进行:1)巷道开挖后不进行任何加固;2)利用多方案对巷道顶板及两帮进行加固处理[10-13];3)在步骤2的基础上对底板[14-15]进行加固处理,在分析时由于步骤3是在步骤2的基础上进行,所以在得出步骤2的较优方案后再对步骤3进行分析、模拟。

通过顶板及两帮采用1.5m和1.8m锚杆支护,喷射混凝土厚度5cm和10cm,间排距0.75m ×0.75m、0.75m×1.0m和0.75m×1.2m,将步骤2分为12种模拟方案[14]。

图1 三维有限元计算机模型网格划分图Fig.1 Map of three dimensional finite elements model

3.4 计算结果分析

3.4.1 原始巷道计算结果分析(开挖后的裸巷)

在模拟的第一步即对巷道进行开挖,从模拟结果可以看出,由于巷道处于风化、膨胀的花岗岩中,开挖后整体破坏都比较严重,特别是巷道的顶板和底板及两帮底部。应力主要集中在底板与两帮接触部位,最大压应力为–23.094MPa,巷道的安全率最小为0.75,整体塑性区比较明显,所以说巷道开挖后自稳能力很差,必须对其进行加固处理。

图2 模拟巷道开挖形态图Fig.2 Map of tunnel excavation simulation

3.4.2 对步骤2中的12种方案进行综合分析

经过对开挖后的裸巷进行分析,可以清楚地看到,巷道在无支护、加固的前提下是不可能自稳的,所以必须对巷道进行支护、加固处理。根据现场施工的顺序,先利用锚杆、钢丝网、喷射混凝土联合对顶板及两帮进行加固。锚杆及喷射混凝土层示意图见图3~4。由于锚杆长度、间排距、混凝土喷层厚度方案较多,这里仅给出一种方案示意图。

图3 锚杆支护加固模型图Fig.3 Map of bolting reinforcement model顶板、两帮锚杆间排距为0.75m×0.75m,长度为1.5m Roof,two-row spacing between the bolt in 0.75m×0.75m,length 1.5m

1)利用应力分布对12种支护方案进行分析

从模拟结果来看,12种支护方案最大压应力30.830MPa,最小为26.155MPa,相差4.6MPa;最大拉应力4.395MPa,最小为3.958MPa,相差不到0.4MPa。从应力分布图中可以看出,在锚杆间排距相同时,锚杆长度为1.8m、喷射混凝土厚度为10cm的方案应力要小于锚杆长度为1.5m、喷射混凝土厚度为5cm时的方案。

图4 喷射混凝土支护模型图Fig.4 Map of concrete support model顶板、两帮混凝土喷层厚度为5cm Roof,two side thickness of concrete sprayed 5cm

2)利用安全率分布对12种支护方案进行分析

首先,在锚杆长度厚度一定的前提下,喷射混凝土厚度为10cm时巷道的安全率要高于混凝土厚度为5cm的情况。而在锚杆长度和混凝土厚度都恒定的条件,锚杆的间排距大小与巷道的安全率大小有直接的关系:锚杆间排距越大,则安全率越小;反之则安全率越高。其次,在对巷道加固后,无论锚杆长度为1.5m还是1.8m,在喷射混凝土厚度为5 cm时,所有方案的安全率均小于1,所以在施工中建议喷射混凝土的厚度尽量达到10cm。当锚杆间排距为0.75m×1.2m时,喷射混凝土厚度达到10 cm,巷道的安全率仍然小于1。当锚杆长度为1.8 m时,间排距为0.75m×0.75m和0.75m×1.0m两种方案的安全率分别为1.1和1.094,满足安全需要,而间排距为0.75m×1.0m时成本相对较低,所以建议采用1.8m锚杆、间排距0.75m×1.0 m、喷射混凝土厚度为10cm方案联合支护巷道顶板及两帮。

3)利用塑性区分布对12种支护方案进行分析

模拟发现,采用5cm厚的喷射混凝土方案在支护后巷道仍然有大量的塑性区出现,特别是巷道顶板,塑性区连片的现象比较明显,这也说明了5cm厚的喷射混凝土不能满足安全需要,而其它方案塑性区分布相差不大,很难判断出较优方案。

结合以上应力、安全率、塑性区各方面考虑,得出顶板及两帮采用1.8m锚杆支护,喷射混凝土厚度10cm,间排距0.75m×1.0m是较为合理的施工方案。

3.4.3 在步骤2的基础上对底板进行加固分析

从步骤2的分析结果中得知,顶板及两帮采用1.8m锚杆支护,喷射混凝土厚度10cm,间排距0.75m×1.0m是支护、加固顶板及巷道两帮的理想方案,在此基础上,提出了两种方案对底板进行加固:1)底部锚杆+平底浇灌底板联合支护底板(见图5);2)底部锚杆+反拱浇灌底板联合支护底板(见图6)。在浇灌过程中,厚度均为25cm。

图5 底部锚杆+平底浇灌底板联合支护底板Fig.5 The combined support bottom with bottom bolt and flat bottom pouring

图6 底部锚杆+反拱浇灌底板联合支护底板Fig.6 The combined support bottom with bottom bolt and reversed arch pouring

模拟结果表明,在对底板进行平底浇灌后,底板最大压应力为26.325MPa,最大拉应力为4.128 MPa,进行反拱浇灌后分别是26.773MPa和4.050 MPa,平底浇灌和反拱浇灌时的安全率分别是0.688和1.241,两方案应力差异较小,而安全率相差较大,从塑性区的分布也可以清楚地看到,利用反拱浇灌后底板的塑性区明显地减少,所以论证了反拱浇灌较底板有较大的优越性。

4 结论

综合以上分析,可得到如下结论:

1)采用三维有限元软件对塘子凹1725中段软岩巷道支护进行了多方案模拟分析,所得结论和实际情况比较吻合,可以用模拟结果指导今后的施工。

2)从所采用的几种方案模拟结果来看,在利用喷锚网对巷道顶板、两帮进行支护时,锚杆长度为1.8m,间排距为0.75m×1.0m,喷射混凝土厚度为10cm是比较经济、合理的施工方案;在对底板进行加固时,利用锚杆支护的基础上,应采用反拱形式浇灌底板。

3)本次模拟还对锚杆在支护过程中的作用[16]进行了分析,结果表明,采用锚杆支护,不仅可以改善围岩的应力状况,抑制顶板围岩的变形和减小塑性区的范围,而且可以增强顶板的安全指数,提高围岩自承能力。因此,锚杆支护是一项整体效果良好、作用明显的控顶措施,也是保证生产安全的一种有效方法。

[1] 李琰庆,陈同虎,宋友良,等.深部高应力软岩巷道支护技术优化及工程实践[J].煤矿支护,2009(1):23-27.

[2] 薛顺勋,聂光国,姜光杰,等.软岩巷道支护技术指南[M].北京:煤炭工业出版社,2002.

[3] 李明远,王连国.软岩巷道锚注支护理论与实践[M].北京:煤炭工业出版社,2001.

[4] 李国富.高应力软岩巷道变形破坏机理与控制技术研究[J].矿山压力与顶板管理,2003(2):50-52.

[5] 易丽萍.现代隧道设计与施工[M].北京:中国铁道出版社,1995.

[6] 朱维申.节理岩体破坏机理和锚固效应及工程应用[M].北京:科学出版社,2002.

[7] 谢文兵,陈晓祥,郑百生.采矿工程问题数值模拟研究与分析[M].徐州:中国矿业大学出版社,2005.

[8] 李绍才.三维有限元在巷道中的模拟研究[D].昆明:昆明理工大学,2003.

[9] 周昌达.井巷工程[M].北京:冶金工业出版社,1994.

[10] 周新贞.软岩巷道支护实践[J].煤矿支护,2006(3):38-39.

[11] 岳国均,郭 瑞.软岩巷道支护技术的应用[J].现代矿业,2010(8):110-112.

[12] 张红卫,李更新,户春峰,等.高应力软岩巷道支护研究[J].矿业论坛,2010(15):749.

[13] 张朝阳.软岩巷道支护的探索实践[J].煤炭技术,2002,28(2):52-53.

[14] 刘新河,田灵涛,陈 龙,等.薛村矿高应力软岩巷道支护数值模拟研究[J].中国煤炭,2009,35(3):55-60.

[15] 潘一山.有限元数值分析方法分析巷道底臌问题[C]//第一届中苏采矿学术交流会论文集.泰安:山东矿业学院,1991.

[16] 陆家梁.软岩巷道支护技术[M].长春:吉林科学技术出版社,l995.

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