CN104018847A - 基于弹性地基梁的矩形巷道挤压流动性底臌防治方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种基于弹性地基梁的矩形巷道挤压流动性底臌防治方法,包括步骤:一、巷道开挖;二、围岩基本力学参数确定;三、巷道支护方案确定:对巷道帮部支护体系和底板支护体系的支护结构进行确定时,过程如下:巷帮极限平衡区宽度确定、巷道底板最大破坏深度及巷道底板最大破坏深度处至相邻巷道帮壁的水平距离确定和巷道帮部支护体系与底板支护体系确定;四、巷道围岩支护施工;五、下一节段开挖及巷道围岩支护施工;六、多次重复步骤五,直至完成矩形巷道的全部开挖及巷道围岩支护施工过程。本发明方法步骤简单、实现方便且投入成本低、使用效果好,能有效解决矩形巷道的挤压流动性底臌问题,避免了巷道返修工作,且施工成本低。
Description
技术领域
本发明属于矿用矩形巷道底板支护技术领域,具体涉及一种基于弹性地基梁的矩形巷道挤压流动性底臌防治方法。
背景技术
随着开采规模和开采深度的不断加大,矿山回采巷道由于围岩条件、应力状况最为复杂,加上较软弱的底板岩层及工作面超前支承压力的影响,底臌现象十分普遍,对底臌的有效控制成为急待解决的技术难题。为此,大量的专家学者和现场工程技术人员对巷道底臌灾害进行了深入研究。康红普经过分析认为底臌的原因在于失稳的底板岩层向巷道内压曲、偏应力作用下的扩容、岩石自身的遇水膨胀等;姜耀东根据巷道所处的地质条件、底板围岩性质和应力状态的差异、底板岩层臌入巷道的方式将底臌分为挤压流动性底臌、挠曲褶皱性底臌、遇水膨胀性底臌及剪切错动性底臌;贺永年等通过对茂名矿区软岩巷道变形的实测和研究认为底臌变形全过程是由两帮岩柱传递顶板压力开始,两帮围岩在挤压底板的同时一起下沉,底板在严重挤压变形的情况下发生断裂,然后底板隆起;侯朝炯等通过对回采巷道底板的受力变形分析,认为回采巷道底板位移分为两个阶段;潘一山等借助有限单元法和相似材料模拟实验研究了巷道底臌的时间效应及软岩遇水膨胀引起的底臌;王卫军等基于现场试验和理论分析,提出回采巷道底臌的主要影响因素是工作面超前支承压力,在提高巷道围岩整体稳定性的同时,加固帮、角可较好地控制回采巷道的底臌。这些研究成果对底臌灾害的有效控制发挥了积极的指导作用,但由于煤矿巷道应力状况和围岩性质的复杂性,对底臌机理至今尚没有统一的认识,进而导致现场底臌控制措施的确定大多采用工程类比法和施工人员的经验法,具有相当大的盲目性和对经验的依赖性,底臌治理效果并不理想。工程实际中,巷道开挖后,对底板而言,两帮岩体起着传递应力的作用,底臌的发生及发展与两帮支承压力的分布是密切相关的。
根据巷道底鼓形成的力学作用机理,巷道底鼓主要分为以下5种类型,第一、挤压流动性底鼓:该类型巷道底鼓主要发生在巷道底板为软弱破碎岩体的岩层内,在垂直地应力作用下,以巷道底板为沿空自由面,底板软弱破碎岩体受水平应力挤压流动到巷道内,形成巷道底鼓,其力学模型详见图6。当巷道整体处于软弱破碎为岩体时,由于开采造成应力重新分布和构造应力的不断释放,使破碎底板岩体变形逐渐增大,产生挤压流变底鼓随时间不断发展的时间效应。第二、挤压挠曲型底鼓:该类型底鼓发生在层状岩体,并且对于中硬岩体的巷道工程也会造成底鼓的出现。由于水平压力作用,层状岩体产生挠曲变形,沿巷道底板临空方向凸起,造成巷道底鼓。研究表明,岩层分层越薄,巷道跨度越大,岩体越软弱,底鼓也越严重。第三、剪切型底鼓:巷道破碎围岩体作用于巷道底板,使底板岩体受到剪切作用,底板软弱岩体沿剪切弱面形成滑移体,剪切滑移岩块在外力作用下发生剪切错动,并向巷道内凸出。第四、膨胀型底鼓。岩石是一种多组分材料,在不同环境条件下表现出不同的物理力学性质,岩石浸水后,不仅岩石强度弱化,对于含有蒙托石、泥质岩等的岩层,会发生岩体膨胀,出现岩体扩容现象。同时岩体膨胀产生膨胀应力,加剧岩体变形造成巷道底鼓。第五、复合型底鼓。对于处在复杂条件下的巷道工程,巷道围岩受多因素的影响和制约,如水平构造应力、剪切应力、膨胀应力等,形成多因素共同作用的复合型巷道底鼓。
其中,挤压流动性底臌是一种最为常见的巷道底臌类型,其发生及发展过程与巷道两帮岩体及底板岩体的受力密切相关。当回采巷道开挖后,围岩应力发生重新分布,煤帮在支承压力的作用下形成极限平衡区和弹性区。其中,巷帮极限平衡区宽度对于煤帮及底板支护参数的确定至关重要。其中,极限平衡区范围内的岩体一方面自身产生塑性变形甚至破碎;另一方面,变形后的岩体将顶板的支承压力传递给巷道底板,导致底板岩体产生剪切流动,最终形成挤压流动性底臌,底板隆起后又进一步加剧了顶板的下沉和两帮的变形,巷道断面出现“颈缩”现象,从而严重影响巷道的正常使用。但迄今为止,关于巷帮极限平衡区宽度的研究并不多见,并且在对极限平衡区岩体进行受力分析时,仅考虑了其上部支承压力的作用,忽略了弹性区上方支承压力对极限平衡区内岩体变形的影响,而工程实际中,极限平衡区的形成既是其上方支承压力作用的结果,与此同时,弹性区上方支承压力对极限平衡区内岩体的变形破坏也具有一定的影响。综上,在挤压流动性底臌的发生及发展过程中,由于现有的理论分析与回采巷道底板变形破坏的实际过程不尽相符,使得相关支护设计参数的选取并不合理,加之底板施工困难,因而回采巷道底臌控制效果并不理想,返修工作量大,维护费用高,严重制约了煤矿的正常生产。
发明内容
本发明所要解决的技术问题在于针对上述现有技术中的不足,提供一种基于弹性地基梁的矩形巷道挤压流动性底臌防治方法,其方法步骤简单、实现方便且投入成本低、使用效果好,能有效解决矩形巷道的挤压流动性底臌问题,避免了巷道返修工作,且施工成本低。
为解决上述技术问题,本发明采用的技术方案是:一种基于弹性地基梁的矩形巷道挤压流动性底臌防治方法,其特征在于:沿巷道纵向延伸方向由前至后分多个节段对需进行底臌灾害防治的巷道进行开挖及巷道围岩支护施工,需进行底臌灾害防治的巷道为横断面为矩形的矩形巷道,多个所述节段的开挖及巷道围岩支护施工方法均相同;对于任一节段进行开挖及巷道围岩支护施工时,包括以下步骤:
步骤一、巷道开挖:对当前所施工节段进行开挖;
步骤二、围岩基本力学参数确定:通过对现场所取岩样进行室内试验,对步骤一中开挖后当前所施工节段的围岩基本力学参数进行测试,并对测试结果进行同步记录;
步骤三、巷道支护方案确定:所采用的巷道支护方案为沿巷道延伸方向由前至后布设在矩形巷道内的多个巷道支护单元,多个所述巷道支护单元的结构均相同;
所述巷道支护单元包括布设在矩形巷道顶板上的顶板支护体系、布设在矩形巷道底板上的底板支护体系和布设在矩形巷道左右两侧巷道帮上的巷道帮部支护体系,所述顶板支护体系、所述底板支护体系和所述巷道帮部支护体系均布设在同一巷道断面上;对所述巷道支护方案进行确定时,需对所述顶板支护体系、所述底板支护体系和所述巷道帮部支护体系的支护结构分别进行确定,且确定过程如下:
对所述顶板支护体系所采用的支护结构进行确定时,根据步骤二中所确定的围岩基本力学参数,确定当前所施工节段的顶板支护体系所采用的支护结构;
对所述巷道帮部支护体系和所述底板支护体系的支护结构进行确定时,其确定过程如下:
步骤301、巷帮极限平衡区宽度确定:根据公式 计算得出巷帮极限平衡区宽度x0且其单位为m;式(1)中,H为当前所施工节段的埋深且其单位为m,k1为当前所施工节段两帮岩体弹塑性界面上的应力集中系数,γ为当前所施工节段上覆岩层的平均容重且其单位为N/m3,h为当前所施工节段两帮岩体弹性区的宽度且h=h0±Δh,h0为矩形巷道的净高且其单位为m,Δh=0.2m~0.3m,λ为当前所施工节段中弹性地基梁的弹性特征值,所述弹性地基梁为当前所施工节段的两帮岩体,b为所述弹性地基梁的纵向长度且其单位为m;
步骤302、巷道底板最大破坏深度及巷道底板最大破坏深度处至相邻巷道帮壁的水平距离确定:结合步骤二中所确定的围岩基本力学参数和步骤301中所确定的巷帮极限平衡区宽度x0,且根据公式计算得出当前所施工节段的巷道底板岩体最大破坏深度hmax且其单位为m;同时,根据公式计算得出当前所施工节段底部左右两侧的巷道底板岩体最大破坏深度处距相邻巷道帮壁的水平距离l且其单位为m;式(2)和(3)中,为当前所施工节段巷道底板岩体的内摩擦角且其单位为度;
步骤303、巷道帮部支护体系与底板支护体系确定:根据步骤301中所确定的巷帮极限平衡区宽度x0,确定当前所施工节段的巷道帮部支护体系所采用的支护结构;同时,根据步骤302中所确定的巷道底板最大破坏深度hmax和巷道底板最大破坏深度处至巷道帮壁的水平距离l,确定当前所施工节段的底板支护体系所采用的支护结构;
步骤四、巷道围岩支护施工:根据步骤三中所确定的巷道支护方案,对当前所施工节段进行支护施工;
步骤五、下一节段开挖及巷道围岩支护施工:重复步骤一至步骤四,对下一节段进行开挖及巷道围岩支护施工;
步骤六、多次重复步骤五,直至完成矩形巷道的全部开挖及巷道围岩支护施工过程。
上述基于弹性地基梁的矩形巷道挤压流动性底臌防治方法,其特征是:步骤301中对巷帮极限平衡区宽度x0进行确定之前,需先基于弹性地基梁理论建立当前所施工节段的巷道两帮岩体界面应力计算模型,且所建立的巷道两帮岩体界面应力计算模型为在无支护情况下的力学模型,所建立的力学模型中由矩形巷道的帮壁向内依次形成破裂区、塑性区、弹性区和原岩应力区,其中破裂区和塑性区的岩体处于应力极限平衡状态,所述破裂区和塑性区组成极限平衡区。
上述基于弹性地基梁的矩形巷道挤压流动性底臌防治方法,其特征是:步骤303中所述巷道帮部支护体系和所述底板支护体系所采用的支护结构均为预应力锚杆支护结构;步骤四中对当前所施工节段进行支护施工时,先对所述顶板支护体系和巷道帮部支护体系所采用的支护结构进行施工,之后再对所述底板支护体系所采用的支护结构进行施工。
上述基于弹性地基梁的矩形巷道挤压流动性底臌防治方法,其特征是:步骤303中对当前所施工节段的底板支护体系所采用的支护结构进行确定时,根据当前所施工节段的巷道宽度进行确定:当当前所施工节段的巷道宽度小于3m时,所述底板支护体系包括左右两根底板锚杆,两根所述底板锚杆均呈竖直向布设,两根所述底板锚杆分别为左侧底板锚杆一和右侧底板锚杆一,所述左侧底板锚杆一与当前所施工节段左侧巷帮之间的间距以及所述右侧底板锚杆一与当前所施工节段右侧巷帮之间的间距均为l;当当前所施工节段的巷道宽度不小于3m时,所述底板支护体系包括四根底板锚杆,四根所述底板锚杆均呈竖直向布设,四根所述底板锚杆包括两根左侧底板锚杆二和两根右侧底板锚杆二,两根所述左侧底板锚杆二之间的中心位置与当前所施工节段左侧巷帮之间的水平距离为l,两根所述右侧底板锚杆二之间的中心位置与当前所施工节段右侧巷帮之间的水平距离为l;所述左侧底板锚杆一、所述右侧底板锚杆一、两根所述左侧底板锚杆二和两根所述右侧底板锚杆二的长度均不小于hmax。
上述基于弹性地基梁的矩形巷道挤压流动性底臌防治方法,其特征是:所述底板支护体系所采用的支护结构还包括两个分别对称布设在矩形巷道底板左右两端的帮角锚杆;所述左侧底板锚杆一、所述右侧底板锚杆一、两根所述左侧底板锚杆二和两根所述右侧底板锚杆二的长度均等于l1+K·hmax+l2,其中hmax为步骤302中所确定的巷道底板岩体最大破坏深度;两个所述帮角锚杆的长度均等于l1=0.1m~0.2m,l2=0.3m~0.5m;K为安全系数且K=1~1.5。
上述基于弹性地基梁的矩形巷道挤压流动性底臌防治方法,其特征是:所述巷道帮部支护体系所采用的支护结构包括两个分别对称布设在矩形巷道左右两侧巷道帮上的帮部支护结构,两个所述帮部支护结构的结构相同;
所述帮部支护结构包括布设在矩形巷道的巷道帮上且呈水平向布设的巷道帮部锚杆;所述巷道帮部锚杆的长度等于l1+x0+l2,其中l1=0.1m~0.2m,x0为步骤301中所确定的巷帮极限平衡区宽度,l2=0.3m~0.5m。
上述基于弹性地基梁的矩形巷道挤压流动性底臌防治方法,其特征是:所述巷道帮部锚杆的数量为一个或多个;且当巷道帮部锚杆的数量为一个时,该巷道帮部锚杆布设在所述需防治回采巷道的巷道帮中部;当所述巷道帮部锚杆的数量为多个,多个所述巷道帮部锚杆呈均匀布设且相邻两个所述巷道帮部锚杆之间的间距为0.8m~1m。
上述基于弹性地基梁的矩形巷道挤压流动性底臌防治方法,其特征是:多个所述节段的纵向长度均为10m~50m。
上述基于弹性地基梁的矩形巷道挤压流动性底臌防治方法,其特征是:步骤一中巷道开挖完成后,从已开挖完成的当前所施工节段中选取一个节段作为试验段;步骤二中进行围岩基本力学参数确定时,从所述试验段取岩样进行室内试验,且所获得的试验结果为开挖后当前所施工节段的围岩基本力学参数;步骤301中进行巷帮极限平衡区宽度确定时,b为所述试验段的纵向长度且b=1m。
上述基于弹性地基梁的矩形巷道挤压流动性底臌防治方法,其特征是:步骤三中对所述顶板支护体系所采用的支护结构进行确定时,按照常规巷道顶板支护方案的确定方法进行确定;所述顶板支护体系所采用的支护结构为预应力锚杆支护结构或锚索与锚杆联合支护结构。
本发明与现有技术相比具有以下优点:
1、防治方法步骤简单、实现方便且投入成本低。
2、设计合理且实现方便,通过合理设计顶板支护体系、巷道帮部支护体系和底板支护体系所采用的支护结构,对回采巷道进行有效的加固,能有效解决复杂条件下矩形回采巷道的挤压流动性底臌问题。其中顶板支护体系所采用的支护结构按常规巷道顶板支护方案的确定方法确定,巷道帮部支护体系所采用的支护结构根据巷帮极限平衡区宽度进行确定,且底板支护体系所采用的支护结构根据巷道底板最大破坏深度和巷道底板最大破坏深度处至相邻巷道帮壁的水平距离确定,并辅以顶板支护体系和巷道帮部支护体系的加固作用来控制回采巷道底臌,为矿山正常生产提供有力保障。
3、由于多数情况下,巷道底臌的发生与两帮岩体的挤压流动有关,本发明专利申请对支承压力下巷道煤帮的荷载分布规律及其极限平衡区宽度进行研究,进而确定挤压流动条件下巷道底板的破坏深度,并提出相应的底板支护方案及其参数。并且,本发明专利申请所采用的技术方案中运行弹性地基梁理论,在综合考虑极限平衡区和弹性区上方支承压力对极限平衡区内岩体变形破坏影响的基础上,对两帮极限平衡区岩体和底板岩体的变形过程进行全面系统的分析,并求得巷帮极限平衡区宽度,进而确定巷道底板岩体在煤帮挤压下产生塑性流动时的最大剪切破坏深度及其与相应煤帮的距离,在此基础上设计两帮及底板的锚杆(索)支护参数,从根本上防治巷道底臌,并且由于巷道顶底板及两帮的变形相互影响,相互制约,本发明所采用的支护方案合理设计巷道顶底板及两帮的锚杆(索)支护参数,使巷道底板的变形控制在规范允许的范围内,避免底板过度变形破坏后形成底臌灾害,为煤矿的高效高产提供有力的技术保障。同时,考虑到两帮变形破坏后顶板的冒落,利用普氏冒落拱理论和锚杆(索)参数设计公式对矩形回采巷道的围岩进行支护。
3、使用效果好,能有效解决煤矿回采巷道的底臌灾害问题,能对需防治回采巷道进行有效加固。
综上所述,本发明方法步骤简单、实现方便且投入成本低、使用效果好,与现有其它回采巷道底板破坏理论相比,能有效解决复杂条件下煤矿回采巷道的底臌问题,避免了回采巷道的返修工作,且施工成本低。
下面通过附图和实施例,对本发明的技术方案做进一步的详细描述。
附图说明
图1为本发明所建立巷道两帮岩体界面应力计算模型的结构示意图。
图2为本发明所建立巷道底板破坏深度计算模型的结构示意图。
图3为本发明的防治方法流程框图。
图4为本发明所采用围岩支护方案的结构示意图。
图5为本发明所建立巷道底板塑性破坏模型的结构示意图。
图6为巷道底板出现挤压流动性底鼓时的力学模型示意图。
附图标记说明:
1—矩形巷道; 1-1—巷道帮部锚杆; 1-2—预应力锚索;
1-3—顶板锚杆; 1-4—帮角锚杆; 1-5—竖向底板锚杆。
具体实施方式
如图3所示的基于弹性地基梁的矩形巷道挤压流动性底臌防治方法,沿巷道纵向延伸方向由前至后分多个节段对需进行底臌灾害防治的巷道进行开挖及巷道围岩支护施工,需进行底臌灾害防治的巷道为横断面为矩形的矩形巷道1,多个所述节段的开挖及巷道围岩支护施工方法均相同。对于任一节段进行开挖及巷道围岩支护施工时,包括以下步骤:
步骤一、巷道开挖:对当前所施工节段进行开挖。
本实施例中,所述需进行底臌灾害防治巷道为澄合矿区王村矿井13503工作面掘进运输顺槽,该巷道的横断面为4200mm×2800mm的矩形断面,平均埋深为465m,全长1850m,其顶板为含一层煤线及若干软弱岩层的复合型顶板,其老顶为K4中细粒砂岩,平均厚度4.85m,垂直裂隙发育;直接顶为粉砂质泥岩,薄层状;伪顶为炭质泥岩,显黑色,较松软。巷道直接底为砂质泥岩,较松软,遇水膨胀;老底为石英砂岩,致密坚硬。巷道上覆K4、K中砂岩裂隙水、孔隙水及其他工作面采空区积水。在13503工作面运输顺槽600m~625m作为试验段,巷道开挖后,两帮岩体强度较低,在支承压力下变形后产生帮鼓,底板则在两帮压力下产生挤压流动而形成严重底臌。
步骤二、围岩基本力学参数确定:通过对现场所取岩样进行室内试验,对步骤一中开挖后当前所施工节段的围岩基本力学参数进行测试,并对测试结果进行同步记录。
鉴于回采巷道(即矩形巷道1)围岩的非均质、非连续及各向异性等特性,其力学参数必须在试验的基础上来确定,以确保数据准确可靠,减小计算误差。
步骤三、巷道支护方案确定:所采用的巷道支护方案为沿巷道延伸方向由前至后布设在矩形巷道1内的多个巷道支护单元,多个所述巷道支护单元的结构均相同。
所述巷道支护单元包括布设在矩形巷道1顶板上的顶板支护体系、布设在矩形巷道1底板上的底板支护体系和布设在矩形巷道1左右两侧巷道帮上的巷道帮部支护体系,所述顶板支护体系、所述底板支护体系和所述巷道帮部支护体系均布设在同一巷道断面上;对所述巷道支护方案进行确定时,需对所述顶板支护体系、所述底板支护体系和所述巷道帮部支护体系的支护结构分别进行确定,且确定过程如下:
对所述顶板支护体系所采用的支护结构进行确定时,根据步骤二中所确定的围岩基本力学参数,确定当前所施工节段的顶板支护体系所采用的支护结构。
对所述巷道帮部支护体系和所述底板支护体系的支护结构进行确定时,其确定过程如下:
步骤301、巷帮极限平衡区宽度确定:根据公式 计算得出巷帮极限平衡区宽度x0且其单位为m;式(1)中,H为当前所施工节段的埋深且其单位为m,k1为当前所施工节段两帮岩体弹塑性界面上的应力集中系数,γ为当前所施工节段上覆岩层的平均容重且其单位为N/m3,h为当前所施工节段两帮岩体弹性区的宽度且h=h0±Δh,h0为矩形巷道1的净高且其单位为m,Δh=0.2m~0.3m,λ为当前所施工节段中弹性地基梁的弹性特征值,所述弹性地基梁为当前所施工节段的两帮岩体,b为所述弹性地基梁的纵向长度且其单位为m。
步骤302、巷道底板最大破坏深度及巷道底板最大破坏深度处至相邻巷道帮壁的水平距离确定:结合步骤二中所确定的围岩基本力学参数和步骤301中所确定的巷帮极限平衡区宽度x0,且根据公式计算得出当前所施工节段的巷道底板岩体最大破坏深度hmax且其单位为m;同时,根据公式计算得出当前所施工节段底部左右两侧的巷道底板岩体最大破坏深度处距相邻巷道帮壁的水平距离l且其单位为m;式(2)和(3)中,为当前所施工节段巷道底板岩体的内摩擦角且其单位为度。
步骤303、巷道帮部支护体系与底板支护体系确定:根据步骤301中所确定的巷帮极限平衡区宽度x0,确定当前所施工节段的巷道帮部支护体系所采用的支护结构;同时,根据步骤302中所确定的巷道底板最大破坏深度hmax和巷道底板最大破坏深度处至巷道帮壁的水平距离l,确定当前所施工节段的底板支护体系所采用的支护结构。
步骤四、巷道围岩支护施工:根据步骤三中所确定的巷道支护方案,对当前所施工节段进行支护施工。
步骤五、下一节段开挖及巷道围岩支护施工:重复步骤一至步骤四,对下一节段进行开挖及巷道围岩支护施工。
步骤六、多次重复步骤五,直至完成矩形巷道1的全部开挖及巷道围岩支护施工过程。
本实施例中,步骤301中进行巷帮极限平衡区宽度确定时,其中k2为当前所施工节段两帮岩体的反力系数,E和I分别为当前所施工节段两帮岩体的综合弹性模量和惯性矩,E的单位为Pa,I的单位为m4。τ为当前所施工节段两帮弹塑性界面上岩体抗剪强度。
本实施例中,步骤二中需确定的围岩基本力学参数至少应包括当前所施工节段的埋深H、当前所施工节段两帮岩体弹塑性界面上的应力集中系数k1、当前所施工节段上覆岩层的平均容重γ、当前所施工节段两帮岩体的反力系数k2、当前所施工节段两帮岩体的综合弹性模量E和惯性矩I、当前所施工节段两帮弹塑性界面上岩体抗剪强度τ、当前所施工节段两帮岩体弹性区的宽度h、矩形巷道1的净高h0、当前所施工节段两帮岩体的弹性特征值λ以及当前所施工节段巷道底板岩体的内摩擦角。
本实施例中,所确定的围岩基本力学参数详见表1:
表1 围岩基本力学参数表
本实施例中,将利用matlab软件且根据式(1),计算得出巷帮极限平衡区宽度x0=5.92m。
本实施例中,所述巷道支护单元为全断面支护结构,所述全断面支护结构还包括支顶在矩形巷道1的巷道开挖界面上且对矩形巷道1进行全断面支护的可缩性钢拱架。
本实施例中,前后相邻两个所述巷道支护单元之间的间距为0.6m~1m,实际施工过程中,可根据具体实际需要,对前后相邻两个所述巷道支护单元之间的间距进行相应调整。
本实施例中,步骤303中所述巷道帮部支护体系和所述底板支护体系所采用的支护结构均为预应力锚杆支护结构。
本实施例中,步骤四中对当前所施工节段进行支护施工时,先对所述顶板支护体系和巷道帮部支护体系所采用的支护结构进行施工,之后再对所述底板支护体系所采用的支护结构进行施工。因而,对巷道底板进行支护加固之前,要先对矩形巷道1的顶板与两帮进行支护,充分发挥顶、帮围岩的承载作用,减小底板压力,以防止由于两帮围岩过度下沉,导致底板破裂而形成严重底臌。
步骤三中对所述顶板支护体系所采用的支护结构进行确定时,根据步骤二中所确定的围岩基本力学参数,且按照常规巷道顶板支护方案的确定方法,确定所述顶板支护体系所采用的支护结构。所述顶板支护体系所采用的支护结构为预应力锚杆支护结构或锚索与锚杆联合支护结构。
本实施例中,所述顶板支护体系所采用的支护结构为锚索与锚杆联合支护结构。因而,对所述顶板支护体系所采用的支护结构进行确定时,根据步骤二中所确定的围岩基本力学参数,且按照对巷道顶板进行支护的常规锚索与锚杆联合支护结构的确定方法,确定所述顶板支护体系所采用锚索与锚杆联合支护结构的具体结构。
实际对所述顶板支护体系所采用的支护结构进行确定时,需先对当前所施工节段巷道顶板的稳定性进行判定。
本实施例中,所述顶板支护体系所采用的支护结构包括两个预应力锚索1-2和四个顶板锚杆1-3,两个所述预应力锚索1-2对称布设在当前所施工节段的顶板左右两侧,四个顶板锚杆1-3包括两个布设在当前所施工节段顶板中部且呈竖直向布设的竖向顶板锚杆和两个左右对称布设在当前所施工节段顶板左右两侧的倾斜向顶板锚杆,两个所述倾斜向顶板锚杆呈对称布设。两个所述预应力锚索1-2和两个所述倾斜向顶板锚杆均由下至上逐渐向外倾斜,两个所述竖向顶板锚杆布设在两个所述预应力锚索1-2之间。
本实施例中,所述倾斜向顶板锚杆与水平面之间的夹角为45°,所述预应力锚索1-2与水平面之间的夹角为60°。实际施工时,也可根据具体需要,对所述倾斜向顶板锚杆与水平面之间的夹角以及预应力锚索1-2与水平面之间的夹角进行相应调整。
对顶板锚杆1-3的参数进行确定时,先确定顶板锚杆1-3的长度。由普氏冒落拱理论,当巷道两帮不稳定时,顶板冒落拱高度为:式中a为矩形巷道1的巷道半宽,h0为矩形巷道1的净高,f为当前所施工节段顶板岩层的坚固性系数,为当前所施工节段两帮岩体的内摩擦角。
对顶板锚杆1-3的排距进行设计时,考虑动压影响,顶板冒落拱内单根顶板锚杆1-3承受岩体的重量为:G=k3×γ×D×S,式中k3为动压影响系数;γ为当前所施工节段上覆岩层的平均容重;S为冒落拱包络线内岩体截面积;D为顶板锚杆1-3的排距。沿所述矩形巷道1的纵向取顶板锚杆1-3的排距D为1.0m,动压影响系数k3为1.5,将顶板冒落拱包络线截面视为矩形,则:G=k3×γ×D×S=1.5×25×1.0×4.2×1.6=252kN。
另外,还需对顶板锚杆1-3的极限剪切强度进行确定,具体是在当前所施工节段的巷道顶板进行锚杆现场拉拔试验,试验采用穿心千斤顶且通过反力托盘对锚杆施加拉拔力,通过防震千分表对锚杆的位移进行测量,根据公式 计算极限剪切强度τs,式中:Pe为拉拔试验中锚固层界面处于弹性极限时锚杆的拉拔力,Se为Pe对应的锚头位移;Lb为锚杆锚固长度,De为钻孔孔径,Ea为锚固体的综合弹性模量,Es为锚杆杆体的拉伸模量,d为锚杆直径。之后,将现场试验数据代入上述公式,即可求得各锚固段情况下的极限抗剪强度τs,求其平均值得当前所施工节段巷道顶板锚杆1-3的极限抗剪强度为τs=1.56MPa。
鉴于锚杆系统受力不均及工作面回采时静载和动载的叠加影响,顶板锚杆1-3采用Φ18mm的左旋螺纹钢锚杆,屈服强度为65kN,抗拉强度为85kN。根据公式确定顶板锚杆1-3的锚固长度为0.83m,式中P为锚杆设计拉拔荷载,K为安全系数,D为钻孔孔径(具体是钻孔直径),τr为注浆体与岩体间的粘结力。由于顶板锚杆1-3的锚固长度为0.83m,因而采用2节Z2360型中速树脂锚固剂,实际锚固长度为1.2m。
当前所施工节段顶板上每排顶板锚杆1-3的根数为:因此,每排顶板锚杆1-3的根数确定为n=4,并由锚杆承载力可知选择Φ18mm的左旋螺纹钢锚杆,每排顶板锚杆1-3的长度为:L顶杆=0.1+1.6+0.3=2.0m,因而,每排采用4根顶板锚杆1-3,具体采用Φ18×2000mm的左旋螺纹钢锚杆,间排距为840×1000mm,锚固长度1200mm,顶板锚杆1-3的外露长度为0.1m,顶板锚杆1-3的有效长度为1.6m,锚入稳定岩层内的长度为0.3m。
锚索作为一种有效的辅助性补强支护能与初期锚杆支护形成一个有机整体,保障巷道支护的长期有效性和稳定性。锚索主要对锚杆加固层起悬吊作用,对预应力锚索1-2的长度根据L顶索=la+lb+lc进行确定,式中la为锚索外露长度,一般取0.3m;lb为直接顶厚度;lc锚索锚固在稳定岩层中的长度,一般取1.0~2.0m。本实施例中,设预应力锚索1-2的长度为2.0m,排距为3.0m,则预应力锚索1-2所承受的上部岩体重量为:G=γ·S·D=25×4.2×2.0×3.0=630kN。直径为Φ17.8mm的钢铰线,屈服强度为280kN,抗拉强度为410kN。
所述预应力锚索1-2的锚固长度为:式中:预应力锚索1-2的设计拉拔荷载P=280kN,K为安全系数,D为钻孔直径,τr为注浆体与岩体间的粘结力。因而,每根预应力锚索1-2采用Z2360型中速树脂锚固剂3节,每排预应力锚索1-2的根数因此,每排布置2根预应力锚索1-2,间距为1.0m。根据地质条件,直接顶最大厚度为4.85m;老顶作为锚索的锚固点,预应力锚索1-2的自由段长度Lb为4.85m;Lc为锚索外露长度,取0.3m;取锚固长度为1.8m,则预应力锚索1-2的长度为:L顶索=la+lb+lc=1.8+4.85+0.3=6.95m,因而取预应力锚索1-2的长度为7.0m,锚固长度为1.8m,锚索间排距为1.0×3.0m。
本实施例中,所述巷道帮部支护体系所采用的支护结构包括两个分别对称布设在矩形巷道1左右两侧巷道帮上的帮部支护结构,两个所述帮部支护结构的结构相同。
所述帮部支护结构包括布设在矩形巷道1的巷道帮上且呈水平向布设的巷道帮部锚杆1-1。所述巷道帮部锚杆1-1的长度等于l1+x0+l2,其中l1=0.1m~0.2m,x0为步骤301中所确定的巷帮极限平衡区宽度,l2=0.3m~0.5m。
因而,实际对巷道帮部锚杆1-1的长度进行确定时,先根据公式 计算得出巷帮极限平衡区宽度x0,本实施例中,采用matlab软件编制程序,巷帮极限平衡区宽度x0=5.92m。
其中,σ为当前所施工节段巷帮上方的垂直支承压力的峰值且σ=k1γH,c和分别为当前所施工节段弹塑性界面上岩体的粘结力和内摩擦角,k1为当前所施工节段两帮岩体弹塑性界面上的应力集中系数,γ为当前所施工节段上覆岩层的平均容重。也就是说,本实施例中,将当前所施工节段两帮岩体作为弹性地基梁进行分析。
实际施工时,所述巷道帮部锚杆1-1的数量为一个或多个;且当巷道帮部锚杆1-1的数量为一个时,该巷道帮部锚杆1-1布设在所述需防治回采巷道的巷道帮中部;当所述巷道帮部锚杆1-1的数量为多个时,多个所述巷道帮部锚杆1-1呈均匀布设且相邻两个所述巷道帮部锚杆1-1之间的间距为0.8m~1m。本实施例中,所述巷道帮部锚杆1-1的数量为三个。具体施工时,可以根据具体需要,对所述巷道帮部锚杆1-1的数量进行相应调整。
本实施例中,所述巷道帮部锚杆1-1的长度L帮杆=l1+x0+l2=5.92++0.33+0.1=6.26m。此处,取所述巷道帮部锚杆1-1的长度为6.5m,两帮各三根Φ18×6500mm的左旋螺纹钢锚杆,间排距为800×1000mm,设计锚固长度取为1200mm,每根锚杆采用2节Z2360型中速树脂锚固剂。其中l1=0.1m,x0为步骤301中所确定的巷帮极限平衡区宽度,l2=0.33m,即所述巷道帮部锚杆1-1的有效长度为5.92m,巷道帮部锚杆1-1的外露长度为0.1m且其锚入稳定岩层内的长度为0.33m。
实际对所述底板支护体系所采用的支护结构进行确定时,由于所述需防治回采巷道的底板左右两侧会分别出现一个深度为hmax的巷道底板最大破坏深度处,因而实际对巷道底板进行支护时,主要是参照巷道底板最大破坏深度处的深度hmax以及巷道底板最大破坏深度处距离相邻巷道帮壁之间的水平距离l,对所述需防治回采巷道底板最大破坏深度处进行处理。因而,对所述底板支护体系所采用的预应力锚杆支护结构进行确定时,主要是根据所述需防治回采巷道底部左右两侧的巷道底板最大破坏深度处的深度hmax和巷道底板最大破坏深度处距离巷道帮壁之间的水平距离l,对底板支护所采用预应力锚杆的数量和锚杆长度进行确定。
实际施工过程中,步骤303中对当前所施工节段的底板支护体系所采用的支护结构进行确定时,根据当前所施工节段的巷道宽度进行确定:当当前所施工节段的巷道宽度小于3m时,所述底板支护体系包括左右两根底板锚杆,两根所述底板锚杆均呈竖直向布设,两根所述底板锚杆分别为左侧底板锚杆一和右侧底板锚杆一,所述左侧底板锚杆一与当前所施工节段左侧巷帮之间的间距以及所述右侧底板锚杆一与当前所施工节段右侧巷帮之间的间距均为l;当当前所施工节段的巷道宽度不小于3m时,所述底板支护体系包括四根底板锚杆,四根所述底板锚杆均呈竖直向布设,四根所述底板锚杆包括两根左侧底板锚杆二和两根右侧底板锚杆二,两根所述左侧底板锚杆二之间的中心位置与当前所施工节段左侧巷帮之间的水平距离为l,两根所述右侧底板锚杆二之间的中心位置与当前所施工节段右侧巷帮之间的水平距离为l;所述左侧底板锚杆一、所述右侧底板锚杆一、两根所述左侧底板锚杆二和两根所述右侧底板锚杆二的长度均不小于hmax。
本实施例中,当前所施工节段的巷道宽度为4.2m,并且所述底板支护体系包括四根底板锚杆。
本实施例中,结合步骤二中所确定的围岩基本力学参数和步骤301中所确定的巷帮极限平衡区宽度x0,且根据公式计算得出当前所施工节段的巷道底板岩体最大破坏深度当前所施工节段巷道底板岩体的内摩擦角根据公式计算得出当前所施工节段底部左右两侧的巷道底板岩体最大破坏深度处距相邻巷道帮壁的水平距离
同时,所述底板支护体系所采用的支护结构还包括两个分别对称布设在矩形巷道1底板左右两端的帮角锚杆1-4,并且所述帮角锚杆1-4由外至内逐渐向下倾斜且其与水平方向之间的夹角为45°±10°。本实施例中,所述帮角锚杆1-4与水平方向之间的夹角为45°。
所述左侧底板锚杆一、所述右侧底板锚杆一、两根所述左侧底板锚杆二和两根所述右侧底板锚杆二的长度均等于l1+K·hmax+l2,其中hmax为步骤302中所确定的巷道底板岩体最大破坏深度。两个所述帮角锚杆1-4的长度均等于l1=0.1m~0.2m,l2=0.3m~0.5m;K为安全系数且K=1~1.5。
本实施例中,K=1.2。所述左侧底板锚杆一、所述右侧底板锚杆一、两根所述左侧底板锚杆二和两根所述右侧底板锚杆二均为竖向底板锚杆1-5,并且所述竖向底板锚杆1-5的有效长度为:l底杆0=K·hmax=1.2×5.29=6.35m。当锚杆外露长度l1=0.1m,锚入底板稳定岩层的长度l2=0.3m时,竖向底板锚杆1-5的长度为:l竖底杆=l1+K·hmax+l2=0.1+6.35+0.3=6.75m,具体采用四根Φ18×7000mm的左旋螺纹钢锚杆,间排距为840×1000mm,设计锚固长度取为1200mm,每根锚杆采用2节Z2360型中速树脂锚固剂。
所述帮角锚杆1-4的有效长度为:当锚杆外露长度l1=0.1m,锚入底板稳定岩层的长度l2=0.3m时,帮角锚杆1-4的长度为:
本实施例中,步骤一中巷道开挖完成后,从已开挖完成的当前所施工节段中选取一个节段作为试验段;步骤二中进行围岩基本力学参数确定时,从所述试验段取岩样进行室内试验,且所获得的试验结果为开挖后当前所施工节段的围岩基本力学参数;步骤301中进行巷帮极限平衡区宽度确定时,b为所述试验段的纵向长度且b=1m。
实际施工时,可以根据具体需要,对所述试验段的纵向长度b的大小进行调整。
实际施工过程中,多个所述节段的纵向长度均为10m~50m。本实施例中,多个所述节段的纵向长度为30m左右。
结合图1,步骤301中对巷帮极限平衡区宽度x0进行确定之前,需先基于弹性地基梁理论建立当前所施工节段的巷道两帮岩体界面应力计算模型,且所建立的巷道两帮岩体界面应力计算模型为在无支护情况下的力学模型,所建立的力学模型中由矩形巷道1的帮壁向内依次形成破裂区、塑性区、弹性区和原岩应力区,其中破裂区和塑性区的岩体处于应力极限平衡状态,所述破裂区和塑性区组成极限平衡区。
相应地,步骤302中对巷道底板最大破坏深度进行确定之前,还需先建立回采巷道底板破坏深度计算模型,详见图2。并且,建立巷道底板塑性破坏模型,详见图5。
如图5所示,对所述需防治回采巷道的底板岩体变形破坏过程进行分析:所述矩形巷道1开挖后,围岩应力发生重分布并在顶板与帮部界面上形成支承压力区,两帮岩体形成宽度为x0的极限平衡区,并且巷道两帮岩体在垂直应力作用下挤压底板,使得底板发生塑性破坏。并且,底板发生塑性破坏后,产生的塑性破坏带分为1区、2区和3区三种类型的破坏区,其中3区位于矩形巷道1正下方,1区位于极限平衡区正下方,2区位于1区和3区之间,其中巷道底板岩体最大破坏深度处位于2区内。结合图2,当顶帮围岩为较坚硬岩石而底板处于软弱岩层中时,巷道底板在高垂直应力的强烈作用下发生隆起现象,上部软弱底板则被挤压流动,形成底臌。当支承压力达到或超过底板主动区岩体(1区,与极限平衡区对应)的极限强度时,该部分岩体在垂直方向上受压缩,岩体将变形破坏;同时,在水平方向上主动区岩体必然会膨胀,进而挤压过渡区岩体(2区),并将应力传递到这一区;过渡区岩体继续挤压被动区(3区)。由于只有被动区具有向回采巷道空间内的自由临空面,从而过渡区及被动区的岩体在主动区高支承压力的作用下将向回采巷道空间内移动并逐渐形成一个连续的滑移面,最后被动区的回采巷道底板岩体向上隆起,此时巷道底板岩体最大塑性区破坏深度为hmax。
为科学评价本发明所采用支护方案的实际效果,需对试验段支护后的围岩变形情况进行系统监测。其中,围岩深部变形监测主要是通过对支护加固后不同深度岩体的变形情况的测试,以了解巷道围岩各部分不同深度围岩的弱化和松动范围,包括破碎区、塑性区的分布及其离层情况,以准确评估支护效果,修正支护参数;围岩表面位移监测可较好地判断围岩的运动情况,分析围岩是否进入稳定状态。
第一、围岩深部变形监测,主要包括以下三个方面:
1、顶板多点位移监测:
巷道支护完成后,在顶板中央布置一钻孔并安装多点位移计,设1.2m、1.6m、2.0m、2.5m、3.0m及6.0m共6个测点。根据监测结果,可以看出:①在加固后的10天内,底板围岩的累计位移量增长明显;此后,各测点间围岩变形逐步衰减;25天后巷道底板趋于稳定;②在第50天时,1.2m以内、1.2m~1.6m、1.6m~2.0m、2.0m~2.5m、2.5m~3.0m和3.0m~6.0m各区间围岩的变形稳定值分别为15.2mm、7.1mm、5.1mm、4.6mm、4.2mm和3.8mm,顶板表面孔口处围岩的位移总量由加固前的79.6mm降低至40.0mm,最大离层界面由支护前的顶板2.5m深处转移至其表面1.2m处。随离顶板表面距离的不断增加,围岩变形位移量逐渐减少,1.2m以内与1.2m~1.6m范围内围岩的变形位移量分别占总变形位移量的38%和18%,1.6m~6.0m范围内围岩的变形位移量占总位移量的44%;③顶板锚杆有效锚固长度范围内岩层的位移变形总量约为27.4mm,表明顶板锚杆在支护后期产生了延伸让压变形,对有效控制巷道顶板松动发挥了积极作用。
2、帮部多点位移监测:
在试验段巷道帮部布置一钻孔并安装多点位移计,设0.8m、1.2m、1.6m及2.0m共4个测点。根据监测结果,可以看出:①在加固后的15天内,两帮围岩的累计位移量增长明显;15天后,各测点间的岩体变形逐步衰减并趋于稳定;②在第50天时,0.8m以内、0.8m~1.2m、1.2m~1.6m、1.6m~2.0m各区间围岩的变形稳定值分别为12.2mm、3.5mm、2.5mm及1.6mm,最大离层界面由支护前的两帮深部转移至其表面0.8m处,帮部孔口处围岩的位移总量约为19.8mm。随离帮部表面距离的不断增加,围岩的位移量逐渐减少,0.8m以内与0.8m~1.2m范围内围岩的位移变形量分别占总位移变形量的62%和18%,1.2m~2.0m范围内围岩的位移变形量仅占总位移量的20%;③帮部锚杆有效锚固长度范围内围岩的位移变形总量约为18.2mm,表明帮部锚杆在支护后期发挥了延伸让压作用,使帮部围岩的位移变形控制在较小的范围内,在支护后第20天后基本趋于稳定。
3、底板多点位移监测:
试验段巷道支护后,克服巷道底板难成孔的困难,在底板中央布置一钻孔并安装多点位移计,设1.2m、1.6m、2.0m、2.5m、3.0m及6.0m共6个测点。根据监测结果,可以看出:①在加固后的25天内,底板围岩的累计位移量增长明显;此后,各测点间围岩变形逐步衰减;35天后巷道底板趋于稳定;②在第50天时,1.2m以内、1.2m~1.6m、1.6m~2.0m、2.0m~2.5m、2.5m~3.0m和3.0m~6.0m各区间围岩的变形稳定值分别为13.4mm、7.0mm、6.3mm、4.8mm、3.0mm和2.7mm,最大离层界面由支护前的底板深部转移至其表面1.2m处,底板表面孔口处围岩的位移总量约为37.2mm。随离底板表面距离的不断增加,围岩变形位移量逐渐减少,1.2m以内与1.2m~1.6m范围内围岩的变形位移量分别占总变形位移量的36%和19%,1.2m~6.0m范围内围岩的变形位移量占总位移量的45%;③底板松动区即锚杆有效锚固长度范围内岩层的位移变形总量约为20mm,表明底板锚杆在支护后期也产生了延伸让压变形,对有效控制巷道底臌起到了积极作用。
第二、围岩表面位移监测:
对试验段巷道围岩进行预应力锚网索耦合永久支护后,在上述同一观测断面的顶底板及两帮设置表面位移基准监测点,内容包括顶板下沉、两帮相对移近及底臌。根据监测结果,可以看出:⑴在观测的前20天内,底板的变形速率最大,其次是顶板和两帮。这是由于底板受高水平地压、高孔隙水压及顶板经两帮传来的围岩压力的复合叠加作用,表现为底板较顶板及两帮位移变形剧烈;⑵观测断面顶板和两帮分别在20天和25天基本达到稳定,而巷道底板的稳定时期较顶板和两帮稍长,即为30天左右,这是因为巷道围岩的变形是一个顶板→两帮→底板的相互影响、相互联系的力学过程,顶板及两帮的稳定在很大程度上缓解了底板的隆起变形;⑶在支护后的40天内,最大顶板累计下沉量为30.05mm,最大两帮累计移近量为24.21mm,最大累计底臌量为39.13mm,这些围岩表面位移量整体上较原有支护方案大幅度降低,说明采用与锚网索耦合支护与预留刚隙柔层支护相结合的围岩系统控制法可以有效控制围岩的非均匀变形,具有支护变形量小、围岩稳定速度快的显著特点。
综上,采用本发明对所述需防治回采巷道进行加固处理后,矩形巷道1的底臌问题得到有效解决,围岩变形取得了良好的控制。
以上所述,仅是本发明的较佳实施例,并非对本发明作任何限制,凡是根据本发明技术实质对以上实施例所作的任何简单修改、变更以及等效结构变化,均仍属于本发明技术方案的保护范围内。
Claims (10)
1.一种基于弹性地基梁的矩形巷道挤压流动性底臌防治方法,其特征在于:沿巷道纵向延伸方向由前至后分多个节段对需进行底臌灾害防治的巷道进行开挖及巷道围岩支护施工,需进行底臌灾害防治的巷道为横断面为矩形的矩形巷道(1),多个所述节段的开挖及巷道围岩支护施工方法均相同;对于任一节段进行开挖及巷道围岩支护施工时,包括以下步骤:
步骤一、巷道开挖:对当前所施工节段进行开挖;
步骤二、围岩基本力学参数确定:通过对现场所取岩样进行室内试验,对步骤一中开挖后当前所施工节段的围岩基本力学参数进行测试,并对测试结果进行同步记录;
步骤三、巷道支护方案确定:所采用的巷道支护方案为沿巷道延伸方向由前至后布设在矩形巷道(1)内的多个巷道支护单元,多个所述巷道支护单元的结构均相同;
所述巷道支护单元包括布设在矩形巷道(1)顶板上的顶板支护体系、布设在矩形巷道(1)底板上的底板支护体系和布设在矩形巷道(1)左右两侧巷道帮上的巷道帮部支护体系,所述顶板支护体系、所述底板支护体系和所述巷道帮部支护体系均布设在同一巷道断面上;对所述巷道支护方案进行确定时,需对所述顶板支护体系、所述底板支护体系和所述巷道帮部支护体系的支护结构分别进行确定,且确定过程如下:
对所述顶板支护体系所采用的支护结构进行确定时,根据步骤二中所确定的围岩基本力学参数,确定当前所施工节段的顶板支护体系所采用的支护结构;
对所述巷道帮部支护体系和所述底板支护体系的支护结构进行确定时,其确定过程如下:
步骤301、巷帮极限平衡区宽度确定:根据公式 计算得出巷帮极限平衡区宽度x0且其单位为m;式(1)中,H为当前所施工节段的埋深且其单位为m,k1为当前所施工节段两帮岩体弹塑性界面上的应力集中系数,γ为当前所施工节段上覆岩层的平均容重且其单位为N/m3,h为当前所施工节段两帮岩体弹性区的宽度且h=h0±Δh,h0为矩形巷道(1)的净高且其单位为m,Δh=0.2m~0.3m,λ为当前所施工节段中弹性地基梁的弹性特征值,所述弹性地基梁为当前所施工节段的两帮岩体,b为所述弹性地基梁的纵向长度且其单位为m;
步骤302、巷道底板最大破坏深度及巷道底板最大破坏深度处至相邻巷道帮壁的水平距离确定:结合步骤二中所确定的围岩基本力学参数和步骤301中所确定的巷帮极限平衡区宽度x0,且根据公式计算得出当前所施工节段的巷道底板岩体最大破坏深度hmax且其单位为m;同时,根据公式计算得出当前所施工节段底部左右两侧的巷道底板岩体最大破坏深度处距相邻巷道帮壁的水平距离l且其单位为m;式(2)和(3)中,为当前所施工节段巷道底板岩体的内摩擦角且其单位为度;
步骤303、巷道帮部支护体系与底板支护体系确定:根据步骤301中所确定的巷帮极限平衡区宽度x0,确定当前所施工节段的巷道帮部支护体系所采用的支护结构;同时,根据步骤302中所确定的巷道底板最大破坏深度hmax和巷道底板最大破坏深度处至巷道帮壁的水平距离l,确定当前所施工节段的底板支护体系所采用的支护结构;
步骤四、巷道围岩支护施工:根据步骤三中所确定的巷道支护方案,对当前所施工节段进行支护施工;
步骤五、下一节段开挖及巷道围岩支护施工:重复步骤一至步骤四,对下一节段进行开挖及巷道围岩支护施工;
步骤六、多次重复步骤五,直至完成矩形巷道(1)的全部开挖及巷道围岩支护施工过程。
2.按照权利要求1所述的基于弹性地基梁的矩形巷道挤压流动性底臌防治方法,其特征在于:步骤301中对巷帮极限平衡区宽度x0进行确定之前,需先基于弹性地基梁理论建立当前所施工节段的巷道两帮岩体界面应力计算模型,且所建立的巷道两帮岩体界面应力计算模型为在无支护情况下的力学模型,所建立的力学模型中由矩形巷道(1)的帮壁向内依次形成破裂区、塑性区、弹性区和原岩应力区,其中破裂区和塑性区的岩体处于应力极限平衡状态,所述破裂区和塑性区组成极限平衡区。
3.按照权利要求1或2所述的基于弹性地基梁的矩形巷道挤压流动性底臌防治方法,其特征在于:步骤303中所述巷道帮部支护体系和所述底板支护体系所采用的支护结构均为预应力锚杆支护结构;步骤四中对当前所施工节段进行支护施工时,先对所述顶板支护体系和巷道帮部支护体系所采用的支护结构进行施工,之后再对所述底板支护体系所采用的支护结构进行施工。
4.按照权利要求3所述的基于弹性地基梁的矩形巷道挤压流动性底臌防治方法,其特征在于:步骤303中对当前所施工节段的底板支护体系所采用的支护结构进行确定时,根据当前所施工节段的巷道宽度进行确定:当当前所施工节段的巷道宽度小于3m时,所述底板支护体系包括左右两根底板锚杆,两根所述底板锚杆均呈竖直向布设,两根所述底板锚杆分别为左侧底板锚杆一和右侧底板锚杆一,所述左侧底板锚杆一与当前所施工节段左侧巷帮之间的间距以及所述右侧底板锚杆一与当前所施工节段右侧巷帮之间的间距均为l;当当前所施工节段的巷道宽度不小于3m时,所述底板支护体系包括四根底板锚杆,四根所述底板锚杆均呈竖直向布设,四根所述底板锚杆包括两根左侧底板锚杆二和两根右侧底板锚杆二,两根所述左侧底板锚杆二之间的中心位置与当前所施工节段左侧巷帮之间的水平距离为l,两根所述右侧底板锚杆二之间的中心位置与当前所施工节段右侧巷帮之间的水平距离为l;所述左侧底板锚杆一、所述右侧底板锚杆一、两根所述左侧底板锚杆二和两根所述右侧底板锚杆二的长度均不小于hmax。
5.按照权利要求4所述的基于弹性地基梁的矩形巷道挤压流动性底臌防治方法,其特征在于:所述底板支护体系所采用的支护结构还包括两个分别对称布设在矩形巷道(1)底板左右两端的帮角锚杆(1-4);所述左侧底板锚杆一、所述右侧底板锚杆一、两根所述左侧底板锚杆二和两根所述右侧底板锚杆二的长度均等于l1+K·hmax+l2,其中hmax为步骤302中所确定的巷道底板岩体最大破坏深度;两个所述帮角锚杆(1-4)的长度均等于l1=0.1m~0.2m,l2=0.3m~0.5m;K为安全系数且K=1~1.5。
6.按照权利要求3所述的基于弹性地基梁的矩形巷道挤压流动性底臌防治方法,其特征在于:所述巷道帮部支护体系所采用的支护结构包括两个分别对称布设在矩形巷道(1)左右两侧巷道帮上的帮部支护结构,两个所述帮部支护结构的结构相同;
所述帮部支护结构包括布设在矩形巷道(1)的巷道帮上且呈水平向布设的巷道帮部锚杆(1-1);所述巷道帮部锚杆(1-1)的长度等于l1+x0+l2,其中l1=0.1m~0.2m,x0为步骤301中所确定的巷帮极限平衡区宽度,l2=0.3m~0.5m。
7.按照权利要求6所述的基于弹性地基梁的矩形巷道挤压流动性底臌防治方法,其特征在于:所述巷道帮部锚杆(1-1)的数量为一个或多个;且当巷道帮部锚杆(1-1)的数量为一个时,该巷道帮部锚杆(1-1)布设在所述需防治回采巷道的巷道帮中部;当所述巷道帮部锚杆(1-1)的数量为多个,多个所述巷道帮部锚杆(1-1)呈均匀布设且相邻两个所述巷道帮部锚杆(1-1)之间的间距为0.8m~1m。
8.按照权利要求1或2所述的基于弹性地基梁的矩形巷道挤压流动性底臌防治方法,其特征在于:多个所述节段的纵向长度均为10m~50m。
9.按照权利要求1或2所述的基于弹性地基梁的矩形巷道挤压流动性底臌防治方法,其特征在于:步骤一中巷道开挖完成后,从已开挖完成的当前所施工节段中选取一个节段作为试验段;步骤二中进行围岩基本力学参数确定时,从所述试验段取岩样进行室内试验,且所获得的试验结果为开挖后当前所施工节段的围岩基本力学参数;步骤301中进行巷帮极限平衡区宽度确定时,b为所述试验段的纵向长度且b=1m。
10.按照权利要求1或2所述的基于弹性地基梁的矩形巷道挤压流动性底臌防治方法,其特征在于:步骤三中对所述顶板支护体系所采用的支护结构进行确定时,按照常规巷道顶板支护方案的确定方法进行确定;所述顶板支护体系所采用的支护结构为预应力锚杆支护结构或锚索与锚杆联合支护结构。
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Cited By (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN109211180A (zh) * | 2018-09-14 | 2019-01-15 | 华北科技学院 | 综放开采巷道围岩变形阶段划分和确定方法 |
CN109630171A (zh) * | 2018-11-01 | 2019-04-16 | 山西潞安环保能源开发股份有限公司常村煤矿 | 一种沿顶巷道沿底板布置卸压巷控制底鼓的方法 |
CN113719316A (zh) * | 2021-08-30 | 2021-11-30 | 安徽建筑大学 | 一种煤矿软岩巷道或硐室底板分阶段控制方法 |
CN114233394A (zh) * | 2021-11-26 | 2022-03-25 | 安徽理工大学 | 一种回采巷道围岩监测及支护方法 |
CN115508548A (zh) * | 2022-11-22 | 2022-12-23 | 山东科技大学 | 应力环境和围岩结构相结合的支护结构的确定方法及系统 |
Citations (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
EP2110511A1 (en) * | 2006-06-21 | 2009-10-21 | Industrial Roll Formers Pty Limited | A two-stage rock bolt & method of use |
CN102536282A (zh) * | 2012-02-27 | 2012-07-04 | 西安科技大学 | 一种矿山回采巷道底臌灾害防治方法 |
CN202851027U (zh) * | 2012-07-23 | 2013-04-03 | 西安科技大学 | —种治理软岩巷道底臌的支护系统 |
CN103195432A (zh) * | 2013-03-08 | 2013-07-10 | 中铁二十二局集团第一工程有限公司 | 一种软弱围岩隧道交叉口弧形导坑施工方法 |
CN103206224A (zh) * | 2013-04-26 | 2013-07-17 | 山东科技大学 | 高应力大变形软岩巷道强抗强让底臌治理工法 |
CN103775110A (zh) * | 2014-01-22 | 2014-05-07 | 上海市城市建设设计研究总院 | 软土地区多层地下空间的暗挖施工方法 |
-
2014
- 2014-06-21 CN CN201410279819.6A patent/CN104018847B/zh not_active Expired - Fee Related
Patent Citations (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
EP2110511A1 (en) * | 2006-06-21 | 2009-10-21 | Industrial Roll Formers Pty Limited | A two-stage rock bolt & method of use |
CN102536282A (zh) * | 2012-02-27 | 2012-07-04 | 西安科技大学 | 一种矿山回采巷道底臌灾害防治方法 |
CN202851027U (zh) * | 2012-07-23 | 2013-04-03 | 西安科技大学 | —种治理软岩巷道底臌的支护系统 |
CN103195432A (zh) * | 2013-03-08 | 2013-07-10 | 中铁二十二局集团第一工程有限公司 | 一种软弱围岩隧道交叉口弧形导坑施工方法 |
CN103206224A (zh) * | 2013-04-26 | 2013-07-17 | 山东科技大学 | 高应力大变形软岩巷道强抗强让底臌治理工法 |
CN103775110A (zh) * | 2014-01-22 | 2014-05-07 | 上海市城市建设设计研究总院 | 软土地区多层地下空间的暗挖施工方法 |
Cited By (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN109211180A (zh) * | 2018-09-14 | 2019-01-15 | 华北科技学院 | 综放开采巷道围岩变形阶段划分和确定方法 |
CN109630171A (zh) * | 2018-11-01 | 2019-04-16 | 山西潞安环保能源开发股份有限公司常村煤矿 | 一种沿顶巷道沿底板布置卸压巷控制底鼓的方法 |
CN113719316A (zh) * | 2021-08-30 | 2021-11-30 | 安徽建筑大学 | 一种煤矿软岩巷道或硐室底板分阶段控制方法 |
CN114233394A (zh) * | 2021-11-26 | 2022-03-25 | 安徽理工大学 | 一种回采巷道围岩监测及支护方法 |
CN114233394B (zh) * | 2021-11-26 | 2023-10-31 | 安徽理工大学 | 一种回采巷道围岩监测及支护方法 |
CN115508548A (zh) * | 2022-11-22 | 2022-12-23 | 山东科技大学 | 应力环境和围岩结构相结合的支护结构的确定方法及系统 |
Also Published As
Publication number | Publication date |
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