動態(tài)信息設計法在采空區(qū)永久巷道支護設計中的應用

動態(tài)信息設計法在采空區(qū)永久巷道支護設計中的應用

對于井和道路工程，現(xiàn)有的道路維護設計方法有很多種，如基于之前的經(jīng)驗和巖石分類的經(jīng)驗設計方法、基于具體假設和分析的理論設計方法、基于現(xiàn)場監(jiān)測數(shù)據(jù)的監(jiān)控設計方法等。大量實踐表明:單獨采用任何一種方法都存在明顯缺陷,不符合巷道圍巖復雜性和多變性的特點,因而達不到理想的設計效果。而動態(tài)信息設計方法采用包試驗點調(diào)查、地質(zhì)力學評估、初始設計、井下監(jiān)測和信息反饋、修正設計以及日常監(jiān)測,才是符合井下巷道圍巖特性的科學設計方法。目前,通過對施工過程信息的反饋,修改初始設計,使得設計、施工更具合理性和科學性,這種方法已被國內(nèi)外學者和工程人員廣泛接受。國外學者通常把這種動態(tài)改變設計的方法稱為“觀察法”。國內(nèi)學者近年來也在該領域開展了許多卓有成效的研究,如岳中琦等研究了觀察法設計在邊坡穩(wěn)定性設計中應用?？导t普等結(jié)合我國煤礦錨桿支護定義了動態(tài)信息設計法為“在地質(zhì)調(diào)查和地質(zhì)力學測試的基礎上,采用數(shù)值模擬和工程類比相結(jié)合的方法進行初始設計;將初始設計實施于井下,并進行地質(zhì)資料的現(xiàn)場再收集和工程監(jiān)測;用監(jiān)測結(jié)果檢驗和修正初始設計,按修正后的設計進行施工,并進行工程監(jiān)測,如此不斷循環(huán),直至完工”。該方法在煤炭行業(yè)獲得成功,在金屬礦山、交通、水利等巖土工程中有重要的推廣價值。盡管動態(tài)信息設計法已成功應用于井巷工程支護設計,但目前根據(jù)此方法對布置在既有采空區(qū)域的永久巷道進行支護設計的案例并不多見。本文以汾西礦業(yè)集團曙光礦井底車場部分巷道、硐室的支護設計為例,介紹了動態(tài)信息設計法在原地方煤礦遺留采空區(qū)域附近布置永久巷道支護設計中的應用。1動態(tài)信息設計方法和現(xiàn)場維護設計要點1.1初始條件和方法動態(tài)信息設計法是首先進行數(shù)值模擬和初始方案設計,現(xiàn)場監(jiān)測并進行信息反饋,動態(tài)修改設計方案并取最優(yōu)的方法。該方法具有以下特點:設計非一次完成,而是一個動態(tài)過程;設計充分利用每個過程提供的信息。設計方法包括五部分:試驗點調(diào)查和地質(zhì)力學評估;初始設計;井下監(jiān)測和信息反饋;修正設計和日常監(jiān)測。其中,試驗點調(diào)查包括圍巖強度、圍巖結(jié)構(gòu)、地應力及錨固性能測試等內(nèi)容,在此基礎上進行地質(zhì)力學評估和圍巖分類,根據(jù)圍巖參數(shù)和已有實測數(shù)據(jù)確定出較合理的初始設計。然后將初始設計實施于井下,并詳細監(jiān)測圍巖位移和錨桿受力,根據(jù)監(jiān)測結(jié)果驗證或修正初始設計。1.2錨固區(qū)垮落煤層不能承載上覆的壓力礦井基本硐室巷道坐落在采空區(qū)的正下方,采空區(qū)內(nèi)巖層松軟破碎,整體性差,承載能力低。單純采用螺紋鋼錨桿、錨索配合噴射混凝土支護,僅能使錨固區(qū)巖層形成整體,但無法使錨固區(qū)外巖層形成整體,而采空區(qū)垮落巖層處于錨固區(qū)外。這樣只能依靠錨固區(qū)內(nèi)巖層承載錨固區(qū)內(nèi)外巖層的壓力,還要抵抗上覆巖層傳遞下來的壓力。當錨固區(qū)內(nèi)的巖層無法承受作用于其上的壓力時,巷道表面必然會出現(xiàn)脫皮、開裂等巷道失穩(wěn)現(xiàn)象,嚴重時出現(xiàn)冒頂事故。使巷道穩(wěn)定就是既要提高錨固區(qū)內(nèi)巖層的承載能力,又要發(fā)揮錨固區(qū)外巖層抗上覆巖層壓力的能力,只有二者共同發(fā)揮作用,巷道才能保持穩(wěn)定。2工程概況及井重狀況汾西礦業(yè)集團曙光煤礦位于山西省孝義市境內(nèi),設計年生產(chǎn)能力為150萬t。礦井首采太原組2#煤,煤層底板距地表垂直深度為430m。井底車場位于2#煤層的下部,巷道頂部距離2#煤層的垂直距離大約為3～5m。3啟動階段支持計劃和分析評估3.1錨索、錨索與錨索的安裝為充分發(fā)揮錨固區(qū)內(nèi)巖層和錨固區(qū)外巖層共同的承載能力,提出了高強度螺紋鋼錨桿、預應力注漿錨索再配合噴混凝土支護的設計方案。錨桿形式和規(guī)格:錨桿桿體為左旋無縱筋螺紋鋼筋,直徑20mm,長度2.4m。極限拉斷力180kN,屈服力為126kN,延伸率17%。桿尾螺紋規(guī)格為M22。全長錨固,2卷Z2360及1卷K2335樹脂錨固劑,鉆孔直徑為28mm,錨固長度為2100mm。拱型高強度托盤,規(guī)格尺寸120mm×120mm×8mm,力學性能與錨桿桿體配套。鋼筋托梁采用Φ14mm的鋼筋焊接而成,寬度80mm,長3.3m、2.6m。在安裝錨桿的位置處焊上兩段縱筋,以便安裝錨桿。金屬網(wǎng)用Φ6mm、網(wǎng)格100×100mm的鋼筋網(wǎng),規(guī)格為3.4m×0.9m、2.5m×0.9m。錨桿布置:頂板錨桿間排距均為0.8m,兩幫錨桿間距為0.7m,排距為0.8m,每排布置15根錨桿。錨索形式和規(guī)格:索體直徑15.24mm,長度7.3m,極限拉斷力260kN,延伸率3%。高強度錨具。樹脂錨固與注漿錨固。采用1卷Z2360及1卷K2335樹脂錨固劑,錨固長度1m。其余部分采用水泥漿全長錨固。鉆孔直徑為28mm,孔口處500mm用Φ42mm鉆頭擴孔。錨索托板為120mm×90mm×10mm的鋼板,配用500mm長的12#槽鋼。每排三根錨索,間距為2000m,排距1600mm。3.2模擬錨桿錨索受力及變形為研究初始設計的可行性,通過數(shù)值模擬,并采用應變軟化模型模擬巷道直接頂、直接底及煤層,摩爾-庫侖模型模擬其它區(qū)域巖層,界面單元模擬巖層層面,錨桿單元模擬錨桿。圖1～圖3分別為巷道周邊塑性區(qū)域分布情況、錨桿和錨索受力情況以及錨桿變形分布情況。計算發(fā)現(xiàn),巷道圍巖變形,表明初始支護方案滿足了小煤窯采空區(qū)永久巷道支護的要求。3.3錨索受力監(jiān)測與分析初始設計方案實施試驗巷道共計32.3m。礦壓監(jiān)測發(fā)現(xiàn):①巷道兩幫的最大相對移近量為140mm,控制在圍巖變形許可范圍內(nèi);②頂板淺部離層最大值為40mm,深部離層最大值為10mm;③錨索受力隨時間的延長呈逐漸增大的趨勢,表明錨索隨圍巖的變形位移而變化,說明錨索的受力狀態(tài)良好;④錨桿的受力體現(xiàn)了全長錨固的特點,呈現(xiàn)兩頭小,中間大的特點,表明錨桿的支護阻力良好,對控制圍巖發(fā)揮了應有的作用。監(jiān)測結(jié)果與數(shù)值模擬結(jié)果基本一致,說明初始支護設計方案基本合理。施工中由于巷道圍巖破碎、易風化,出現(xiàn)多處脫皮現(xiàn)象。全長錨固錨桿整體受力基本相同,表明錨桿支護質(zhì)量不好,不利于控制錨固區(qū)內(nèi)圍巖的穩(wěn)定;錨桿沒有表現(xiàn)出屈服極限,表明錨桿沒有發(fā)揮應有的作用,控制圍巖效果不好,需進行設計修正。4基于觀測信息的支持設計的改進方案和影響評估4.1改進錨桿支護成本根據(jù)礦壓觀測結(jié)果和施工狀況,依據(jù)動態(tài)信息設計法特點,綜合考慮巷道支護成本和巷道服務年限,對初始方案進行了調(diào)整。主要改用Φ20mm的長2200mm左旋高強度螺紋鋼錨桿,縮短了錨桿長度;錨索長度由7.3m增加至8.3m;對巷道表面進行噴漿,厚度為100mm。4.2錨桿設置、錨索安裝錨桿形式和規(guī)格:Φ20mm左旋高強度螺紋鋼錨桿,長度為2200mm。采用全長錨固,2卷Z2360及1卷K2335樹脂錨固劑,鉆孔直徑為28mm,錨固長度為2100mm。鋼筋托梁采用Φ14mm圓鋼,寬度80mm,長3.3m或2.6m。頂板錨桿間排距均為0.8m,兩幫錨桿間距為0.7m,排距為0.8m,每排布置15根錨桿。金屬網(wǎng)采用Φ6mm、網(wǎng)格100mm×100mm的鋼筋網(wǎng),規(guī)格為3.4m×0.9m和2.5m×0.9m。錨索直徑15.24mm,長度8.3m。樹脂錨固與注漿錨固,采用1卷Z2360及1卷K2335樹脂錨固劑,錨固長度1m,其余部分采用水泥漿全長錨固。鉆孔直徑為28mm,孔口處500mm用Φ42mm鉆頭擴孔。托板為120mm×90mm×10mm的鋼板,配用500mm長的12#錨槽。每排三根錨索,間距為2000mm,排距1600mm。砂漿厚度仍為100mm。4.3頂板離層保護針對修正后的支護設計方案,在施工中進行了相應的礦壓監(jiān)測。監(jiān)測結(jié)果表明:①巷道兩幫的最大相對移近量為117mm,相比未初始設計支護時有所減少;②頂板淺部離層最大值為20mm,深部離層最大值為6mm,頂板變形得到有效控制;③全長錨固錨桿各段受力不均勻,表明錨桿發(fā)揮了承載能力,錨桿屈服極限表現(xiàn)明顯,均在1.86m位置處顯現(xiàn),表明錨桿支護效果好,發(fā)揮了全長錨固功能。5通過修改設計前后的整體比較分析5.1初始支護設計方案按初始支護設計方案成巷后巷道兩幫移近速度快、移近量大,經(jīng)過4d后巷道兩幫基本不再變形;而按修正后支護設計方案成巷后巷道兩幫移近速度緩慢,移近量較小,經(jīng)過10d時間巷道兩幫基本不再發(fā)生變形。表明修正后支護設計方案控制圍巖變形要優(yōu)于初始支護設計方案。按初始支護設計方案所掘巷道兩幫相對移近量最大達140mm,而按修正后支護設計方案所掘巷道兩幫相對移近量最大為117mm,前者是后者的1.2倍,說明修正后支護方案優(yōu)于初始支護方案,對控制巷道變形更為有利。5.2錨固區(qū)頂板離層值初始支護設計方案實施中錨固區(qū)內(nèi)離層達30mm時,頂板不再發(fā)生離層;修正后支護設計方案錨固區(qū)內(nèi)離層達到20mm時,頂板不再發(fā)生離層。初始支護方案錨固區(qū)內(nèi)頂板最大離層值是修正后支護設計方案下錨固區(qū)頂板最大離層值的1.5倍,因此修正后支護設計方案對控制錨固區(qū)內(nèi)圍巖離層更好。初始支護方案錨固區(qū)外離層達到10mm時,頂板不再發(fā)生離層;修正后支護設計方案錨固區(qū)外離層達5mm時,頂板不再發(fā)生離層。初始支護方案錨固區(qū)外頂板最大離層值是最終支護方案錨固外內(nèi)頂板最大離層值的2倍,可見修正后的支護設計方案對阻止錨固區(qū)外圍巖離層的效果優(yōu)于初始支護方案。兩種支護方案頂板總離層量分別為40mm和25mm,總離層量初始方案是最終方案的1.6倍,同樣表明修正后支護設計方案的支護質(zhì)量優(yōu)于初始設計方案。5.3錨桿支護效果分析初始支護方案全長錨固錨桿整體上受力基本相同,不利于控制錨固區(qū)內(nèi)圍巖穩(wěn)定,且錨桿沒有表現(xiàn)出屈服極限,表明錨桿沒有發(fā)揮出應有的作用,而從修正后支護設計方案實施后,全長錨固錨桿各段的受力不勻,表明錨桿發(fā)揮了承載能力,錨桿支護效果良好。同時,修正后支護設計方案實施中,錨桿屈服極限表現(xiàn)明顯,基本都在1.86m位置處,表明支護效果較好,發(fā)揮了全長錨固的作用。6關注動態(tài)信息設計法的特點根據(jù)數(shù)值模擬和