CN108062439B - 基于围岩塑性区大小的巷道支护定量设计方法 - Google Patents

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CN108062439B CN201711298427.4A CN201711298427A CN108062439B CN 108062439 B CN108062439 B CN 108062439B CN 201711298427 A CN201711298427 A CN 201711298427A CN 108062439 B CN108062439 B CN 108062439B
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Abstract

本发明公开了基于围岩塑性区大小的巷道支护定量设计方法,包括如下步骤:步骤1,计算确定巷道围岩塑性区半径R的大小;步骤2,根据计算结果对巷道围岩进行分类;步骤3,根据巷道围岩分类结果,对不同类型的围岩进行针对性的支护参数设计;步骤4,根据现场监测反馈信息修改和调整支护参数。本发明基于塑性区大小设计的支护参数科学合理,是在得到巷道塑性区半径及边界几何特征指标的基础之上,以塑性区半径大小为主要指标进行巷道围岩分类,从而对不同类别的围岩进行针对性的支护参数设计,以保证巷道支护设计的科学性和经济性;本发明对巷道支护可以起到防止巷道发生冒顶事故的作用。

Description

基于围岩塑性区大小的巷道支护定量设计方法
技术领域
本发明涉及对煤矿巷道支护安全技术领域,尤其涉及基于围岩塑性区大小的巷道支护定量设计方法。
背景技术
我国在50年代在国有部分矿井引进了巷道锚杆支护技术,几十年来,随着锚杆支护理论及锚杆支护材料的不断发展和完善,锚杆支护已经成为煤矿巷道支护的主流技术。但是我国在锚杆支护设计方面仅停留在工程类比等设计方法上,造成巷道安全可靠性差,存在威胁煤矿安全正常生产的隐患,极大地限制了锚杆支护技术的发展,支护设计方法有待提高,因此,发展较为科学、实用、可靠的锚杆支护设计方法迫在眉睫。目前,国内外众多学者对巷道支护设计方法进行了深入的研究,得到了许多有益的研究成果。
提出了一种包括“地应力测试—地质力学评估—初始设计—现场监测—反馈信息—修改设计”的煤巷锚杆支护动态设计方法;根据水平主应力与垂直应力的关系,将地层的应力状态分为四种情况,据此提出了基于高水平地应力的“刚性”梁理论与基于垂直地应力的“刚性”墙理论,并建立了相应的锚杆参数设计方法;
认为深部软岩巷道工程岩体介质的破坏主要是由于支护体与围岩之间的不耦合造成的,据此提出了既能充分发挥锚网主动支护浅部围岩的能力,又能通过锚索调动深部围岩强度的支护能力的锚网索耦合支护非线性设计方法;在分析锚杆支护作用机制的基础上,提出了高预应力、强力支护理论,强调锚杆预应力及其扩散的决定性作用;采用模糊数学及层次分析相结合的方法,并考虑了锚喷支护的现有经验,提出了锚喷支护工程类比设计的模糊经验分析法;认为松动圈厚度值是一个多因素综合指标的体现,并结合松动圈理论,利用松动圈厚度值进行松动圈围岩分类,据此提出了支护设计方法,并开发了相应的支护设计软件;基于人工神经网络原理,构筑了锚杆支护设计多级人工神经网络,在围岩分类的基础上进行煤巷锚杆支护形式和参数优化设计;基于自稳隐形拱原理,在总结锚杆加固围岩机理的基础上,提出了极限自稳隐形拱是地下巷道围岩可能失稳的最大区间边界的概念,并建立了相应的锚杆支护设计方法。综上所述,以上研究分别从支护设计理论,支护参数设计方法,围岩与支护体的关系等方面为切入点对巷道支护设计方法进行了深入的研究。
但是,煤矿井下巷道的围岩大多为煤系沉积岩层,由于沉积岩层的复杂性和多变性,加之受原始地应力场和采掘产生的采动应力场的叠加应力场的影响,造成了现有的支护方法在进行支护参数设计时,对于一条巷道只采取一种支护参数,使其无法适应围岩千变万化的支护要求而导致巷道支护强度过剩或支护强度不足,使巷道支护经济性或安全性变差。因此,本文提出一种基于围岩塑性区大小的巷道支护定量设计方法,可实现巷道精细化和针对性的支护定量设计。
发明内容
本发明的目的在于克服现有技术的缺点,提供基于围岩塑性区大小的巷道支护定量设计方法,以解决上述技术问题。
为实现上述目的本发明采用以下技术方案:
基于围岩塑性区大小的巷道支护定量设计方法,包括如下步骤:
步骤1,计算确定巷道围岩塑性区半径R的大小;
步骤2,根据计算结果对巷道围岩进行分类;
步骤3,根据巷道围岩分类结果,对不同类型的围岩进行针对性的支护参数设计;
步骤4,根据现场监测反馈信息修改和调整支护参数。
作为本发明进一步的方案,所述步骤1巷道围岩塑性区半径R的大小的计算方法如下:对于圆形巷道根据下述公式(12)和公式(13)代入相关参数直接计算出塑性区半径R的大小,对于巷道断面形状为矩形、拱形或其它形状时,利用FLAC3D、UDEC等计算机数值模拟方法得到塑性区半径R;
关于圆形巷道在双向不等压应力场下的围岩应力解;
Figure BDA0001500746680000031
式中σr—任一点的径向应力;σθ—任一点的环向应力;τ—任一点的剪应力;γ—岩石容重;H—巷道埋深;λ—侧压系数;a—圆形巷道的半径r,θ—任一点的极坐标;
为了得到圆形巷道围岩中某一点的主应力,需利用下式将极坐标系下的应力公式变换为直角坐标系下的应力公式:
Figure BDA0001500746680000041
弹性力学中的主应力计算公式为:
Figure BDA0001500746680000042
将公式(1)代入公式(2)再代入公式(3)后可以得用极坐标表示的圆形巷道围岩中任意一点的主应力为:
Figure BDA0001500746680000043
一点的应力状态必然存在三个主方向,当一点应力状态以主应力表示时,则应力可表示为:
σi=σm+Si (5)
式中:Si为主偏应力;σm为平均应力;
Figure BDA0001500746680000051
在进行巷道围岩应力研究时,将其简化为平面问题,因此根据公式(5)和公式(6)得到主偏应力的计算公式:
Figure BDA0001500746680000052
将公式(4)代入公式(7)得:
Figure BDA0001500746680000053
Figure BDA0001500746680000054
根据任意一点的极限主应力并结合莫尔-库仑强度准则便得出以极限主应力σ1和σ3来表示的库仑—莫尔强度准则,即极限平衡条件:
Figure BDA0001500746680000055
式中C—弹塑性介质的内聚力;φ—弹塑性介质的内摩擦角;将公式(10)变换后得:
Figure BDA0001500746680000061
进一步将上式变换后得:
Figure BDA0001500746680000062
Figure BDA0001500746680000063
因此,通过公式(11)得到:
Figure BDA0001500746680000064
公式(12)为当侧压系数λ不等于1时的圆形巷道围岩的最小塑性区半径解;
当侧压系数λ=1时,公式(11)变为:
Figure BDA0001500746680000065
将公式(9)代入上式,得
Figure BDA0001500746680000066
公式(13)当侧压系数等于1时的圆形巷道围岩塑性区半径的解。
作为本发明进一步的方案,所述步骤2,对巷道围岩进行分类的方法如下:
在得到围岩塑性区半径R以后,利用下式计算出巷道顶板岩层最大冒顶隐患深度:
Figure BDA0001500746680000071
式中,θ为围岩最大塑性区半径与水平方向的夹角;a为巷道中心位置与顶板表面的垂直距离;
在得到顶板最大冒顶隐患深度H后,根据H的大小将顶板分为四类:
I类稳定顶板H<1.5m,此类顶板岩层塑性区范围最小,且顶板最大冒顶隐患高度不超过1.5m,支护设计主要的控制对象为已经破碎的危险岩块;
II类中等稳定顶板1.5m<H<3.5m,此类顶板岩层塑性区范围较大,且顶板最大冒顶隐患高度不超过3.5m,顶板会产生一定量的变形,且顶板岩层的破坏形式主要为梁式跨落,因此支护设计主要的控制对象为顶板发生梁式跨落的不稳定岩层;
III类不稳定顶板3.5m<H<5.5m,此类顶板岩层塑性区范围大,且顶板最大冒顶隐患高度不超过5.5m,顶板通常会发生大变形,导致顶板会发生一定的冒落,因此支护设计的主要对象为极易发生冒落的破裂岩石;
IV类极不稳定顶板H>5.5m,此类顶板岩层塑性区范围最大,且顶板最大冒顶隐患高度超过5.5m,主要是由于围岩产生非线性大变形,导致顶板极易发生拱形冒落,因此支护设计的主要控制对象为拱顶下的破碎岩石;
同样的根据下式得到巷道围岩帮部的最大塑性区半径:
Figure BDA0001500746680000081
式中:w-巷道半宽;
在得到帮部塑性区最大半径W后,结合现有技术围岩松动圈支护理论,将巷道帮部围岩分为四类:
I类稳定围岩W<0.4m,围岩产生了很小的碎胀变形,此类围岩一般无需锚杆支护,采用裸体或钢筋网等辅助支护材料进行支护;
II类中等稳定围岩0.4m<H<1.5m,此类围岩破碎变形量较大,导致巷道两帮稳定性较差,因此使用常规锚杆进行支护;
III类不稳定顶板1.5m<H<3m,此类围岩破碎范围广,破碎深度大,围岩产生大变形,导致帮部鼓出现象明显,两帮稳定性差,需使用锚网喷进行支护;
IV类极不稳定顶板H>3m,此类围岩极为破碎,岩石碎胀变形量极大,常常表现为两帮的强烈鼓出现象,导致两帮稳定性极差,从而影响顶板稳定性,因此使用以锚喷网为基础的联合支护进行帮部支护。
作为本发明进一步的方案,所述步骤3,根据巷道围岩分类结果对不同类型的围岩进行针对性的支护参数设计的具体内容如下:
(1)I类稳定顶板支护参数设计;
I类稳定顶板塑性区范围小,最大冒顶隐患深度不超过1.5m,在现有锚杆支护高度范围内,因此使用普通锚杆进行支护,具体支护参数设
计基于悬吊理论进行设计;
a)I类顶板锚杆长度设计
锚杆长度参照下式计算:
Figure BDA0001500746680000091
式中:l1-锚杆外露长度,取决于锚杆托盘厚度、螺母厚度;
l2-锚杆有效长度,应大于顶板最大冒顶隐患高度,保证锚杆锚固端位于塑性区外;
l3-锚杆锚固长度,取0.5~1.0m,应由拉拔试验确定;
b)I类稳定顶板锚杆间排距设计
锚杆间排距参照下式计算:
Figure BDA0001500746680000092
式中:G-锚杆悬吊的岩石载荷,考虑到支护安全性,取悬吊载荷为顶板最大冒顶隐患高度内岩层的总重量;
γ-悬吊岩层的容重;
a-锚杆间距
b-锚杆排距
(2)II类中等稳定顶板、III类不稳定顶板、IV类极不稳定顶板支护参数设计;II类中等稳定顶板、III类不稳定顶板、IV类极不稳定顶板岩层均会出现较大范围的塑性区,导致顶板极易出现拱式冒落,且顶板冒顶隐患高度均超过了1.5m,单独使用锚杆支护不能达到控
制塑性区恶性扩展的目的,因此必须使用锚杆索联合支护,具体支护参数基于冒落拱理论进行设计;
a)II类、III类、IV类顶板锚杆支护长度设计锚杆长度参照下式进行设计:
Figure BDA0001500746680000101
式中:l1-锚杆外露长度,取决于锚杆托盘厚度、螺母厚度;h-顶板最小冒顶隐患高度;l2-锚杆有效长度,取最小冒顶隐患高度和1.5m两者中的最大值,以保证锚杆锚固端部分位于塑性区外;l3-锚杆锚固长度,取0.5~1.0m,应由拉拔试验确定;
b)II类、III类、IV类顶板锚索支护长度设计
锚索长度参照下式进行设计:
Figure BDA0001500746680000102
式中:l1-锚索外露长度,取决于锚索托盘厚度、螺母厚度;l2-锚索有效长度,应大于顶板最大冒顶隐患高度,保证锚索锚固段端位于塑性区外,发挥锚索的悬吊作用;l3—锚索锚固长度,取0.5~1.0m,应由拉拔试验确定;
c)II类、III类、IV类顶板锚杆(索)间排距设计
Figure BDA0001500746680000111
式中:
n-每排锚杆/索根数;P-锚杆/索选调的载荷;k-安全系数;c-锚杆/索排距;Rt-锚杆/索破断载荷;a-顶板的半宽;b-巷道顶板和两边帮部交界处围岩的塑性区半径最大值;
关于帮部支护参数的设计根据松动圈支护理论进行具体的支护参数设计。
作为本发明进一步的方案,所述步骤4,根据现场监测反馈信息修改和调整支护参数具体内容如下:
支护监测内容主要包括以下三个方面:
(1)顶板岩层变形,主要使用各种顶板岩层位移量监测仪器对顶板锚固区内和锚固区外的岩层位移量进行监测;
(2)锚杆索等支护体的受力状况,利用锚杆索测力计等仪器监测支护体的受力状况,以判断支护体的支护状态;
(3)巷道表面位移观测,运用十字交叉法常规测量方法监测巷道顶底板移近量和两帮移近量;
以上三个监测内容,在现场实际应用时,对每个监测内容设定一个具体的阈值,具体阈值的确定根据相关行业规定或根据现场实际情况而定,同时在现场实际监测中,根据需要选择一个或几个内容进行监测,在得到监测数据后,将监测数据与具体阈值进行比较,确定支护的合理性,以便及时进行修改和调整。
本发明的有益效果是:本发明基于塑性区大小设计的支护参数科学合理,基于塑性区大小的巷道支护定量设计方法,是在得到巷道塑性区半径及边界几何特征指标的基础之上,以塑性区半径大小为主要指标进行巷道围岩分类,从而对不同类别的围岩进行针对性的支护参数设计,以保证巷道支护设计的科学性和经济性;本发明对巷道支护可以起到优化围岩支护参数,防止巷道发生冒顶事故。
附图说明
图1为本发明方法步骤示意图;
图2为本发明具体实施例应用中典型的塑性区分布示意图;
图3为本发明具体实施例应用中巷道围岩分类图;
图4为本发明具体实施例应用中III类围岩巷道索支护图;
图5为本发明具体实施例应用中II类围岩巷道支护图;
具体实施方式
下面结合附图和具体实施例对本发明作进一步详细阐述。
如图1所示,基于围岩塑性区大小的巷道支护定量设计方法,包括如下步骤:步骤1,计算确定巷道围岩塑性区半径R的大小;
步骤2,根据计算结果对巷道围岩进行分类;
步骤3,根据巷道围岩分类结果,对不同类型的围岩进行针对性的支护参数设计;
步骤4,根据现场监测反馈信息修改和调整支护参数。
巷道在开挖后,围岩在集中应力的作用下,会产生一定范围的塑性破坏,形成巷道围岩的塑性区。同时受采动影响后,围岩的破坏范围会进一步扩展,同时造成塑性区内部围岩因严重破坏而产生巨大的膨胀压力和强烈变形。当支护不当时,巷道便会发生冒顶。因此,巷道支护设计的目的便是控制塑性区,防止冒顶。
目前,在岩石力学和巷道矿压理论中,关于巷道围岩塑性区半径的计算主要采用卡斯特奈或芬纳公式,但是以上两个公式只能计算出双向等压条件下的巷道围岩塑性区半径。在实际工程实践中,大部分巷道均不是处在双向等压应力场中,因此必须得到双向不等压应力场下的巷道围岩塑性区计算公式,为支护设计提供基础数据。
所述步骤1巷道围岩塑性区半径R的大小的计算方法如下:对于圆形巷道根据下述公式(12)和公式(13)代入相关参数直接计算出塑性区半径R的大小,对于巷道断面形状为矩形、拱形或其它形状时,利用FLAC3D、UDEC等计算机数值模拟方法得到塑性区半径R;
关于圆形巷道在双向不等压应力场下的围岩应力解;
Figure BDA0001500746680000131
式中σr—任一点的径向应力;σθ—任一点的环向应力;τ—任一点的剪应力;γ—岩石容重;H—巷道埋深;λ—侧压系数;a—圆形巷道的半径r,θ—任一点的极坐标;
为了得到圆形巷道围岩中某一点的主应力,需利用下式将极坐标系下的应力公式变换为直角坐标系下的应力公式:
Figure BDA0001500746680000141
弹性力学中的主应力计算公式为:
Figure BDA0001500746680000142
将公式(1)代入公式(2)再代入公式(3)后可以得用极坐标表示的圆形巷道围岩中任意一点的主应力为:
Figure BDA0001500746680000143
一点的应力状态必然存在三个主方向,当一点应力状态以主应力表示时,则应力可表示为:
σi=σm+Si (5)
式中:Si为主偏应力;σm为平均应力;
Figure BDA0001500746680000151
在进行巷道围岩应力研究时,将其简化为平面问题,因此根据公式(5)和公式(6)得到主偏应力的计算公式:
Figure BDA0001500746680000152
将公式(4)代入公式(7)得:
Figure BDA0001500746680000153
Figure BDA0001500746680000154
根据任意一点的极限主应力并结合莫尔-库仑强度准则便得出以极限主应力σ1和σ3来表示的库仑-莫尔强度准则,即极限平衡条件:
Figure BDA0001500746680000161
式中C—弹塑性介质的内聚力;φ—弹塑性介质的内摩擦角;将公式(10)变换后得:
Figure BDA0001500746680000162
进一步将上式变换后得:
Figure BDA0001500746680000163
Figure BDA0001500746680000164
因此,通过公式(11)得到:
Figure BDA0001500746680000165
公式(12)为当侧压系数λ不等于1时的圆形巷道围岩的最小塑性区半径解;
当侧压系数λ=1时,公式(11)变为:
Figure BDA0001500746680000166
将公式(9)代入上式,得
Figure BDA0001500746680000167
公式(13)当侧压系数等于1时的圆形巷道围岩塑性区半径的解。
所述步骤2,对巷道围岩进行分类的方法如下:
在得到围岩塑性区半径R以后,利用下式计算出巷道顶板岩层最大冒顶隐患深度:
Figure BDA0001500746680000171
式中,θ为围岩最大塑性区半径与水平方向的夹角;a为巷道中心位置与顶板表面的垂直距离;
在得到顶板最大冒顶隐患深度H后,根据H的大小将顶板分为四类:I类稳定顶板H<1.5m,此类顶板岩层塑性区范围最小,且顶板最大冒顶隐患高度不超过1.5m,支护设计主要的控制对象为已经破碎的危险岩块;
II类中等稳定顶板1.5m<H<3.5m,此类顶板岩层塑性区范围较大,且顶板最大冒顶隐患高度不超过3.5m,顶板会产生一定量的变形,且顶板岩层的破坏形式主要为梁式跨落,因此支护设计主要的控制对象为顶板发生梁式跨落的不稳定岩层;
III类不稳定顶板3.5m<H<5.5m,此类顶板岩层塑性区范围大,且顶板最大冒顶隐患高度不超过5.5m,顶板通常会发生大变形,导致顶板会发生一定的冒落,因此支护设计的主要对象为极易发生冒落的破裂岩石;
IV类极不稳定顶板H>5.5m,此类顶板岩层塑性区范围最大,且顶板最大冒顶隐患高度超过5.5m,主要是由于围岩产生非线性大变形,导致顶板极易发生拱形冒落,因此支护设计的主要控制对象为拱顶下的破碎岩石;
同样的根据下式得到巷道围岩帮部的最大塑性区半径:
Figure BDA0001500746680000181
式中:w-巷道半宽;
在得到帮部塑性区最大半径W后,结合现有技术围岩松动圈支护理论,将巷道帮部围岩分为四类:
I类稳定围岩W<0.4m,围岩产生了很小的碎胀变形,此类围岩一般无需锚杆支护,采用裸体或钢筋网等辅助支护材料进行支护;
II类中等稳定围岩0.4m<H<1.5m,此类围岩破碎变形量较大,导致巷道两帮稳定性较差,因此使用常规锚杆进行支护;
III类不稳定顶板1.5m<H<3m,此类围岩破碎范围广,破碎深度大,围岩产生大变形,导致帮部鼓出现象明显,两帮稳定性差,需使用锚网喷进行支护;
IV类极不稳定顶板H>3m,此类围岩极为破碎,岩石碎胀变形量极大,常常表现为两帮的强烈鼓出现象,导致两帮稳定性极差,从而影响顶板稳定性,因此使用以锚喷网为基础的联合支护进行帮部支护。
所述步骤3,根据巷道围岩分类结果对不同类型的围岩进行针对性的支护参数设计的具体内容如下:
(1)I类稳定顶板支护参数设计;
I类稳定顶板塑性区范围小,最大冒顶隐患深度不超过1.5m,在现有锚杆支护高度范围内,因此使用普通锚杆进行支护,具体支护参数设计基于悬吊理论进行设计;
a)I类顶板锚杆长度设计
锚杆长度参照下式计算:
Figure BDA0001500746680000191
式中:l1-锚杆外露长度,取决于锚杆托盘厚度、螺母厚度;
l2-锚杆有效长度,应大于顶板最大冒顶隐患高度,保证锚杆锚固端位于塑性区外;
l3-锚杆锚固长度,取0.5~1.0m,应由拉拔试验确定;
b)I类稳定顶板锚杆间排距设计
锚杆间排距参照下式计算:
Figure BDA0001500746680000192
式中:G-锚杆悬吊的岩石载荷,考虑到支护安全性,取悬吊载荷为顶板最大冒顶隐患高度内岩层的总重量;
γ-悬吊岩层的容重;
a-锚杆间距
b-锚杆排距
(2)II类中等稳定顶板、III类不稳定顶板、IV类极不稳定顶板支护参数设计;II类中等稳定顶板、III类不稳定顶板、IV类极不稳定顶板岩层均会出现较大范围的塑性区,导致顶板极易出现拱式冒落,且顶板冒顶隐患高度均超过了1.5m,单独使用锚杆支护不能达到控制塑性区恶性扩展的目的,因此必须使用锚杆索联合支护,具体支护参数基于冒落拱理论进行设计;
a)II类、III类、IV类顶板锚杆支护长度设计锚杆长度参照下式进行设计:
Figure BDA0001500746680000201
式中:l1-锚杆外露长度,取决于锚杆托盘厚度、螺母厚度;h-顶板最小冒顶隐患高度;l2-锚杆有效长度,取最小冒顶隐患高度和1.5m两者中的最大值,以保证锚杆锚固端部分位于塑性区外;l3-锚杆锚固长度,取0.5~1.0m,应由拉拔试验确定;
b)II类、III类、IV类顶板锚索支护长度设计
锚索长度参照下式进行设计:
Figure BDA0001500746680000202
式中:l1-锚索外露长度,取决于锚索托盘厚度、螺母厚度;l2-锚索有效长度,应大于顶板最大冒顶隐患高度,保证锚索锚固段端位于塑性区外,发挥锚索的悬吊作用;l3—锚索锚固长度,取0.5~1.0m,应由拉拔试验确定;
c)II类、III类、IV类顶板锚杆(索)间排距设计
Figure BDA0001500746680000211
式中:
n-每排锚杆/索根数;P-锚杆/索选调的载荷;k-安全系数;c-锚杆/索排距;Rt-锚杆/索破断载荷;a-顶板的半宽;b-巷道顶板和两边帮部交界处围岩的塑性区半径最大值;
关于帮部支护参数的设计根据松动圈支护理论进行具体的支护参数设计。
所述步骤4,根据现场监测反馈信息修改和调整支护参数具体内容如下:
支护监测内容主要包括以下三个方面:
(1)顶板岩层变形,主要使用各种顶板岩层位移量监测仪器对顶板锚固区内和锚固区外的岩层位移量进行监测;
(2)锚杆索等支护体的受力状况,利用锚杆索测力计等仪器监测支护体的受力状况,以判断支护体的支护状态;
(3)巷道表面位移观测,运用十字交叉法常规测量方法监测巷道顶底板移近量和两帮移近量;
以上三个监测内容,在现场实际应用时,对每个监测内容设定一个具体的阈值,具体阈值的确定根据相关行业规定或根据现场实际情况而定,同时在现场实际监测中,根据需要选择一个或几个内容进行监测,在得到监测数据后,将监测数据与具体阈值进行比较,确定支护的合理性,以便及时进行修改和调整。
具体实施例,现场应用;
某矿11030工作面下顺槽回风眼为一圆形巷道,连接该工作面回风顺槽与盘区回风大巷,设计断面半径2.4m,埋深700m左右。巷道围岩主要为平均厚度为6m的砂质泥岩。按照本文支护设计方法,在进行了地质力学参数测定后,计算了该回风眼的不同地质条件围岩塑性区半径,得到了巷道塑性区分布图,其中典型的塑性区分布如图2所示。
在得到塑性区大小后,对巷道围岩进行了分类,如图3所示。从分类图可以看出,该回风眼主要以III类为主,占巷道总长度的64%,其余为36%为II类。据此根据表得到了该巷道的初始支护参数,并运用工程类比法参照11030工作面下顺槽支护参数,确定了该回风眼支护参数,其中III类顶板锚杆间排距为800×900mm,锚索间排距为1600×1800mm,帮部锚杆间排距为800×800mm;II类顶板锚杆间排距为800×900mm,锚索间排距为2000×2200mm,如图4、5所示。
本发明基于塑性区大小设计的支护参数科学合理,基于塑性区大小的巷道支护定量设计方法,是在得到巷道塑性区半径及边界几何特征指标的基础之上,以塑性区半径大小为主要指标进行巷道围岩分类,从而对不同类别的围岩进行针对性的支护参数设计,以保证巷道支护设计的科学性和经济性;本发明对巷道支护可以起到优化围岩支护参数,防止巷道发生冒顶事故。
以上所述为本发明较佳实施例,对于本领域的普通技术人员而言,根据本发明的教导,在不脱离本发明的原理与精神的情况下,对实施方式所进行的改变、修改、替换和变型仍落入本发明的保护范围之内。

Claims (1)

1.基于围岩塑性区大小的巷道支护定量设计方法,其特征在于,包括如下步骤:
步骤1,计算确定巷道围岩塑性区半径R的大小;
步骤2,根据计算结果对巷道围岩进行分类;
步骤3,根据巷道围岩分类结果,对不同类型的围岩进行针对性的支护参数设计;
步骤4,根据现场监测反馈信息修改和调整支护参数;
所述步骤1巷道围岩塑性区半径R的大小的计算方法如下:对于圆形巷道根据下述公式(12)和公式(13)代入相关参数直接计算出塑性区半径R的大小,对于巷道断面形状为矩形、拱形或其它形状时,利用FLAC3D、UDEC计算机数值模拟方法得到塑性区半径R;
关于圆形巷道在双向不等压应力场下的围岩应力解根据下式得到;
Figure FDA0002981961290000011
式中σr—任一点的径向应力;σθ—任一点的环向应力;τ—任一点的剪应力;γ—岩石容重;H—巷道埋深;λ—侧压系数;a—圆形巷道的半径;(r,θ)—任一点的极坐标;
为了得到圆形巷道围岩中某一点的主应力,需利用下式将极坐标系下的应力公式变换为直角坐标系下的应力公式:
Figure FDA0002981961290000021
弹性力学中的主应力计算公式为:
Figure FDA0002981961290000022
将公式(1)代入公式(2)再代入公式(3)后可以得用极坐标表示的圆形巷道围岩中任意一点的主应力为:
Figure FDA0002981961290000023
一点的应力状态必然存在三个主方向,当一点应力状态以主应力表示时,则应力可表示为:
σi=σm+si (5)
式中:Si为主偏应力;σm为平均应力;
Figure FDA0002981961290000031
在进行巷道围岩应力研究时,将其简化为平面问题,因此根据公式(5)和公式(6)得到主偏应力的计算公式:
Figure FDA0002981961290000032
将公式(4)代入公式(7)得:
Figure FDA0002981961290000033
Figure FDA0002981961290000034
根据任意一点的极限主应力并结合莫尔-库仑强度准则便得出以极限主应力σ1和σ3来表示的库仑—莫尔强度准则,即极限平衡条件:
Figure FDA0002981961290000035
式中C—弹塑性介质的内聚力;φ—弹塑性介质的内摩擦角;将公式(10)变换后得:
Figure FDA0002981961290000041
进一步将上式变换后得:
Figure FDA0002981961290000042
Figure FDA0002981961290000043
因此,通过公式(11)得到:
Figure FDA0002981961290000044
公式(12)为当侧压系数λ不等于1时的圆形巷道围岩的最小塑性区半径解;
当侧压系数λ=1时,公式(11)变为:
Figure FDA0002981961290000045
将公式(9)代入上式,得
Figure FDA0002981961290000046
公式(13)当侧压系数等于1时的圆形巷道围岩塑性区半径的解,R:半径a是圆形巷道的半径,(r,θ)是圆形巷道围岩某一点的极坐标,
所述步骤2,对巷道围岩进行分类的方法如下:
在得到围岩塑性区半径R以后,利用下式计算出巷道顶板岩层最大冒顶隐患深度:
Figure FDA0002981961290000047
式中,θ为围岩最大塑性区半径与水平方向的夹角;a为巷道中心位置与顶板表面的垂直距离;
在得到顶板最大冒顶隐患深度H后,根据H的大小将顶板分为四类,H表示巷道顶板岩层最大冒顶隐患深度;
I类稳定顶板H<1.5m,此类顶板岩层塑性区范围最小,且顶板最大冒顶隐患高度不超过1.5m,支护设计主要的控制对象为已经破碎的危险岩块;
II类中等稳定顶板1.5m<H<3.5m,此类顶板岩层塑性区范围较大,且顶板最大冒顶隐患高度不超过3.5m,顶板会产生一定量的变形,且顶板岩层的破坏形式主要为梁式跨落,因此支护设计主要的控制对象为顶板发生梁式跨落的不稳定岩层;
III类不稳定顶板3.5m<H<5.5m,此类顶板岩层塑性区范围大,且顶板最大冒顶隐患高度不超过5.5m,顶板通常会发生大变形,导致顶板会发生一定的冒落,因此支护设计的主要对象为极易发生冒落的破裂岩石;
IV类极不稳定顶板H>5.5m,此类顶板岩层塑性区范围最大,且顶板最大冒顶隐患高度超过5.5m,主要是由于围岩产生非线性大变形,导致顶板极易发生拱形冒落,因此支护设计的主要控制对象为拱顶下的破碎岩石;
同样的根据下式得到巷道围岩帮部的最大塑性区半径:
Figure FDA0002981961290000051
式中:w-巷道半宽;
在得到帮部塑性区最大半径W后,结合现有技术围岩松动圈支护理论,将巷道帮部围岩分为四类:
I类稳定围岩W<0.4m,围岩产生了很小的碎胀变形,此类围岩一般无需锚杆支护,采用裸体或钢筋网辅助支护材料进行支护;
II类中等稳定围岩0.4m<H<1.5m,此类围岩破碎变形量较大,导致巷道两帮稳定性较差,因此使用常规锚杆进行支护;
III类不稳定顶板1.5m<H<3m,此类围岩破碎范围广,破碎深度大,围岩产生大变形,导致帮部鼓出现象明显,两帮稳定性差,需使用锚网喷进行支护;
IV类极不稳定顶板H>3m,此类围岩极为破碎,岩石碎胀变形量极大,常常表现为两帮的强烈鼓出现象,导致两帮稳定性极差,从而影响顶板稳定性,因此使用以锚喷网为基础的联合支护进行帮部支护;
所述步骤3,根据巷道围岩分类结果对不同类型的围岩进行针对性的支护参数设计的具体内容如下:
(1)I类稳定顶板支护参数设计;
I类稳定顶板塑性区范围小,最大冒顶隐患深度不超过1.5m,在现有锚杆支护高度范围内,因此使用普通锚杆进行支护,具体支护参数设计基于悬吊理论进行设计;
a)I类顶板锚杆长度设计
锚杆长度参照下式计算:
Figure FDA0002981961290000071
式中:l1-锚杆外露长度,取决于锚杆托盘厚度、螺母厚度;
l2-锚杆有效长度,应大于顶板最大冒顶隐患高度,保证锚杆锚固端位于塑性区外;
l3-锚杆锚固长度,取0.5~1.0m,应由拉拔试验确定;
b)I类稳定顶板锚杆间排距设计
锚杆间排距参照下式计算:
Figure FDA0002981961290000072
式中:G-锚杆悬吊的岩石载荷,考虑到支护安全性,取悬吊载荷为顶板最大冒顶隐患高度内岩层的总重量;
γ-悬吊岩层的容重;
a-锚杆间距
b-锚杆排距
(2)II类中等稳定顶板、III类不稳定顶板、IV类极不稳定顶板支护参数设计;II类中等稳定顶板、III类不稳定顶板、IV类极不稳定顶板岩层均会出现较大范围的塑性区,导致顶板极易出现拱式冒落,且顶板冒顶隐患高度均超过了1.5m,单独使用锚杆支护不能达到控制塑性区恶性扩展的目的,因此必须使用锚杆索联合支护,具体支护参数基于冒落拱理论进行设计;
a)II类、III类、IV类顶板锚杆支护长度设计锚杆长度参照下式进行设计:
Figure FDA0002981961290000081
式中:l1-锚杆外露长度,取决于锚杆托盘厚度、螺母厚度;h-顶板最小冒顶隐患高度;l2-锚杆有效长度,取最小冒顶隐患高度和1.5m两者中的最大值,以保证锚杆锚固端部分位于塑性区外;l3-锚杆锚固长度,取0.5~1.0m,应由拉拔试验确定;
b)II类、III类、IV类顶板锚索支护长度设计
锚索长度参照下式进行设计:
Figure FDA0002981961290000082
式中:l1-锚索外露长度,取决于锚索托盘厚度、螺母厚度;l2-锚索有效长度,应大于顶板最大冒顶隐患高度,保证锚索锚固段端位于塑性区外,发挥锚索的悬吊作用;l3—锚索锚固长度,取0.5~1.0m,应由拉拔试验确定;
c)II类、III类、IV类顶板锚杆或索间排距设计
Figure FDA0002981961290000083
式中:
n-每排锚杆/索根数;P-锚杆/索选调的载荷;k-安全系数;c-锚杆/索排距;Rt-锚杆/索破断载荷;a-顶板的半宽;b-巷道顶板和两边帮部交界处围岩的塑性区半径最大值;
关于帮部支护参数的设计根据松动圈支护理论进行具体的支护参数设计;
所述步骤4,根据现场监测反馈信息修改和调整支护参数具体内容如下:
支护监测内容主要包括以下三个方面:
(1)顶板岩层变形,主要使用各种顶板岩层位移量监测仪器对顶板锚固区内和锚固区外的岩层位移量进行监测;
(2)锚杆索支护体的受力状况,利用锚杆索测力计仪器监测支护体的受力状况,以判断支护体的支护状态;
(3)巷道表面位移观测,运用十字交叉法常规测量方法监测巷道顶底板移近量和两帮移近量;
以上三个监测内容,在现场实际应用时,对每个监测内容设定一个具体的阈值,具体阈值的确定根据相关行业规定或根据现场实际情况而定,同时在现场实际监测中,根据需要选择一个或几个内容进行监测,在得到监测数据后,将监测数据与具体阈值进行比较,确定支护的合理性,以便及时进行修改和调整。
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