劉 倫,姜永興
(華北水利水電學(xué)院,鄭州 450011)
錨噴支護(hù)因其施工方便、勞動強(qiáng)度低等諸多優(yōu)點(diǎn),在生產(chǎn)實(shí)踐中已被廣泛用.但是,在以前的支護(hù)過程中往往只加強(qiáng)支護(hù)體的強(qiáng)度,從而導(dǎo)致施工的盲性大,支護(hù)效果差等問題[1].從工程實(shí)踐可知,巷道變形破壞的主要原因是于支護(hù)體力學(xué)特性與圍巖力學(xué)特性之間的藕合不一致所造成的,并且首先從某一關(guān)鍵部位開始,進(jìn)而導(dǎo)致整個支護(hù)系統(tǒng)失穩(wěn)[2].因此,有效地控制圍巖的變必須滿足巷道圍巖與支護(hù)體強(qiáng)度、剛度及結(jié)構(gòu)上的藕合.
由錨桿支護(hù)理論可知[3],錨桿支護(hù)的實(shí)質(zhì)是錨桿與圍巖的相互作用使得巷道圍巖受力狀態(tài)發(fā)生改變.在不同的階段,錨桿與巖體相互作用機(jī)理有所不同.在早期階段,巷道頂板破壞范圍較小,此時錨桿的主要作用是控制頂板下部巖體的錯動和離層失穩(wěn)的發(fā)生;在中期階段,巖層產(chǎn)生了一定的變形,由于巖石的流變效應(yīng),隨著時間的推移,巖層強(qiáng)度不斷降低,但錨桿深入穩(wěn)定巖層時,其懸吊作用處于主要地位,同時由于錨桿的徑向和切向約束,阻止破壞區(qū)巖層擴(kuò)容、離層及錯動;在后期階段,圍巖變形加大,錨桿受力加大,設(shè)計合理情況下,只要錨桿不產(chǎn)生破壞,圍巖的穩(wěn)定層在錨桿的控制范圍內(nèi),仍可以起懸吊作用,若穩(wěn)定層上移,使錨桿完全處于破壞巖層中,則錨桿和破壞巖體仍可形成承載圈,具有一定的承載能力[1].只有當(dāng)錨桿變形與圍巖變形相協(xié)調(diào)時,才能有效地控制圍巖的變形.同樣,錨噴和圍巖的耦合作用十分重要,過剛或過弱的錨噴支護(hù),都會引起局部應(yīng)力集中而造成巷道破壞[2].只有當(dāng)錨噴和圍巖強(qiáng)度、剛度達(dá)到耦合時,變形才能相互協(xié)調(diào).達(dá)到耦合的標(biāo)志是圍巖應(yīng)力集中在協(xié)調(diào)變形過程中,向低應(yīng)力區(qū)轉(zhuǎn)移和擴(kuò)散,從而達(dá)到最佳支護(hù)效果.
望峰崗煤礦地質(zhì)構(gòu)造為向斜構(gòu)造,其煤系地層全部隱伏在巨厚的第四系含水沖積層下.-817水平內(nèi)水倉埋深約850 m,該段圍巖巖性以灰黑色粉砂質(zhì)泥巖、炭質(zhì)泥巖為主,巖性較差,膨脹性突出.巖石物理力學(xué)參數(shù)見表1,地應(yīng)力測試結(jié)果見表2.
表1 粉沙質(zhì)泥巖物理力學(xué)參數(shù)
表2 水平主應(yīng)力的大小及其方向
根據(jù)地質(zhì)資料,對其進(jìn)行概化建立數(shù)值計算模型[4],模型見圖1.巷道寬度為3.9m,幫高為1.0m,上方是半徑為1.95 m的半圓拱.對模型試驗(yàn)結(jié)果進(jìn)行數(shù)值分析,通過調(diào)整模型尺寸、邊界條件及材料模型發(fā)現(xiàn):當(dāng)數(shù)值計算模型尺寸為巷道直徑12倍時,可以忽略邊界對計算結(jié)果的影響,故取12倍巷道半徑作為模型的邊界.邊界條件為:在X方向上,在模型左右邊為應(yīng)力邊界條件,考慮自重應(yīng)力和構(gòu)造應(yīng)力;在Z方向上,模型底部為固定邊界條件,頂部為應(yīng)力邊界條件.
圖1 望峰崗數(shù)值計算模型
巷道支護(hù)效果最直觀表現(xiàn)就在于巷道周邊的變形位移[5-8].因此本文選取用頂板最大下沉量、最大底鼓量、最大幫移近量作為正交試驗(yàn)考察的指標(biāo),共11個因素.考慮到生產(chǎn)時間的可能和模擬設(shè)計的可行性,每種因素取三個水平,正交試驗(yàn)表為L27(313).試驗(yàn)參數(shù)水平表見表 3,正交設(shè)計表見表4.
從正交試驗(yàn)結(jié)果來看,在對各指標(biāo)極差分析的基礎(chǔ)上綜合分析,最終確定錨桿最優(yōu)支護(hù)方案是:拱頂錨桿間距取0.8,拱頂錨桿長度取2.4 m,排距取0.8 m;邊幫錨桿間距取0.8 m,長度取3.7 m,排距取0.8 m;底板錨桿間距取0.9 m,錨桿長度取2.9 m,排距取 0.8 m,錨桿傾角取45°;噴層厚度取120 mm.
表3 試驗(yàn)參數(shù)水平表
采用上述優(yōu)化加固方案對望峰崗煤礦巷道進(jìn)行加固,模擬效果如下.
圖2為巷道加固前后塑性區(qū)變化圖,從圖中可以明顯的看出錨噴加固后圍巖的塑性區(qū)減小,說明支護(hù)措施對圍巖塑性區(qū)的發(fā)展有一定的抑制作用.
圖3和圖4分別為加固前后巷道的垂直位移等值云圖和水平位移等值云圖,從圖中可以看出,加固前拱頂最大沉降、底板底鼓量、邊幫水平位移分別為8.4 cm、12.5 cm、7.5 cm,加固后位移值分別變?yōu)?.8 cm、4.5 cm、1.9 cm,頂板沉降位移減少了78.5%,底鼓位移減少了64%,邊幫位移減少了74.5%.
從圖5~圖7分別為Sxx水平應(yīng)力云圖、Szz鉛直應(yīng)力云圖及Sxz剪力等值云圖,從圖中可以看出支護(hù)后的應(yīng)力集中區(qū)域減小,卸荷區(qū)的面積也減小,而且支護(hù)后較未支護(hù)相比,卸荷區(qū)的應(yīng)力有所增加,即巷道周邊圍巖應(yīng)力成梯度均勻分布,說明支護(hù)加強(qiáng)了開挖卸荷后松動塑性破壞圍巖的整體強(qiáng)度,提高了圍巖的支承能力,充分發(fā)揮了圍巖的自承能力.
表4 參數(shù)正交試驗(yàn)
圖2 加固前后巷道塑性區(qū)變化情況
圖3 加固前后垂直位移等值云圖
圖4 加固前后水平位移等值云圖
圖5 加固前后Sxx應(yīng)力等值云圖
圖6 加固前后Szz應(yīng)力等值云圖
圖7 加固前后Sxz剪力等值云圖
(1)采用正交設(shè)計方法對望峰崗煤礦巷道錨噴加固方案進(jìn)行優(yōu)化,得出加固優(yōu)化方案,即:拱頂錨桿間距取0.8 m,長度取2.4 m,排距取0.8 m;邊幫錨桿間距取0.8 m,長度取3.7 m,排距取 0.8 m;底板錨桿間距取0.9m,錨桿長度取2.9 m,排距取0.8 m,錨桿傾角取45°;噴層厚度取120 mm.
(2)采用優(yōu)化方案對望峰崗煤礦巷道進(jìn)行加固,支護(hù)后對巷道塑性區(qū)、位移都有一定程度的抑制,而且使巷道周邊圍巖卸荷區(qū)所承受的應(yīng)力有所增高,應(yīng)力增高區(qū)和集中應(yīng)力區(qū)的應(yīng)力下降,降低的應(yīng)力部分向圍巖深部轉(zhuǎn)移或由支護(hù)后強(qiáng)度得到提高的巷道周邊圍巖所承受,這樣更有利于巷道的穩(wěn)定,發(fā)揮圍巖的自承載能力.
[1]袁 亮.淮南礦區(qū)現(xiàn)代采礦關(guān)鍵技術(shù)[J].煤炭學(xué)報,2007,32(1):8-12.
[2]孫曉明,何滿潮.深部開采軟巖巷道耦合支護(hù)數(shù)值模擬研究[J].中國礦業(yè)大學(xué)學(xué)報,2005,34(2)166-169.
[3]何滿潮,景海河,孫曉明.軟巖工程地質(zhì)力學(xué)研究進(jìn)展[J].工程地質(zhì)學(xué)報,2000,8(1):46-62.
[4]朱維申,張強(qiáng)勇,李術(shù)才,等.三維脆彈塑性斷裂損傷模型在裂隙巖體工程中的應(yīng)用[J].固體力學(xué)學(xué)報,1999,20(2):164-169.
[5]李 剛,梁 冰,李鳳儀.U型鋼可縮性金屬支架參數(shù)選擇與應(yīng)用[J].煤礦開采,2005,10(2):45-47.
[6]王志強(qiáng),吳敏應(yīng).巷道開挖圍巖能量釋放與偏應(yīng)力應(yīng)變能生成的分析計算[J].巖土力學(xué),2007,28(4):663-669.
[7]潘 岳,王志強(qiáng).基于應(yīng)變非線性軟化的圓形酮室圍巖的彈塑性分析[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報,2005(6):915-920.
[8]范 文,俞茂宏,陳立偉,等.考慮剪脹及軟化的洞室圍巖彈塑性分析的統(tǒng)一解[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報,2004,23(19):3213-3220.