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地下工程课程设计

地下工程课程设计
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土木建筑学院

课程设计说明书

课程名称: 地下工程

设计题目: 新河煤矿-760m暗斜井碎胀软岩支护设计

专业(方向):土木工程(岩土工程)班级: 06

设计人: 王文远

指导教师: 乔卫国

山东科技大学土木建筑学院

09年07 月17 日

课程设计任务书

专业(方向): 岩土工程班级: 土木06-1

学生姓名: 王文远学号: 2

一、课程设计题目:新河煤矿-760m暗斜井碎胀软岩支护设计

二、原始资料:

1、新河煤矿-760m暗斜井工程概况

2、地质条件

3、巷道破坏状况

三、设计应解决下列主要问题:

1、巷道破坏机理分析

2、支护方案选择

3、支护参数设计

四、设计图纸:

1、巷道支护设计断面图

五、命题发出日期: 09、7、6 设计应完成日期: 09、7、17

设计指导人(签章):

系主任(签章):

日期: 年月日

指导教师对课程设计评语

指导教师(签章):

系主任(签章):

日期: 年月日

课程设计说明书(题目一)

1 原始条件

1、1 暗斜井工程概况

新河煤矿-760水平暗斜井就是由济南煤矿设计院设计。其中回风暗斜井全长851、83m,倾角250;轨道暗斜井全长960m,倾角220;胶带暗斜井全长996m,倾角210;-760m水平三条暗斜井设计断面均为直墙半圆拱形,支护方式为锚带网,其中锚杆直径为18mm、长为2m的等强金属螺纹钢锚杆,锚杆间排距为800mm×800mm,金属网为直径4、5mm、网孔100mm×100mm的冷拔丝焊结而成。

新河矿暗斜井断面图

三条暗斜井均于2005年2月16日前后破土动工,现已掘进300m左右。其中回风与轨道暗斜井破坏最为严重,后经修复之后,目前仍处于不稳定状态。

1、2 地质条件

-760m水平三条暗斜井均位于坡刘庄保护煤柱内,其中向北邻近一采区,向东北邻近工业广场保护煤柱,当三条暗斜井即回风暗斜井、轨道暗斜井及胶带暗斜分别到达大约-430、-456与-512水平时,将穿越嘉祥支三大断层,该断层倾角300,落差在120m~600m 之间,预计断层附近断裂构造将较为发育,也有可能伴生其它构造,另外,由于对嘉祥支三大断层勘探资料较少,对断层的赋水性、导水性、断层带的宽度、充填状况、胶结程度等还有待于进一步查明,或者当工程快接近该断层时,用打超前钻孔的办法详细查明断层的赋存状况,以便为采取有针对性的措施提前作好准备。

总之,-760m水平三条暗斜井将绝大部分在3煤顶板岩层中掘进,预计到达-750m水平左右时可能穿过3煤并进入底板岩层中。

1、3围岩状况分析

-760m水平三条暗斜井所穿越的岩层从下往上为细砂岩、3煤、粉砂岩、中砂岩、

泥岩、细砂岩、泥岩等等,而目前掘进实际揭露的顶底板及围岩却为泥质软岩,平均坚固性系数在3左右,其特征就是易吸湿、易膨胀、易解体、易剥落以及塑性流变性能大等特征,这就是泥岩类中属于质量最差、最难控制的一类泥质软岩。

根据现场实际观测、岩样初步实验及数码照片的仔细研究,得出了两点初步结论:

(1)三条暗斜井目前已揭露的围岩属于标准的不良地层,其特点就是:易吸湿、易膨胀、易解体、易剥落以及塑性流变大等特点,对该类围岩有效控制变形难。

(2)三条暗斜井的围岩经过定量的划分,属于Ⅴ类围岩,该类围岩的力学特点就是:不稳定、无自稳能力或自稳时间很短;其破坏方式为:易冒顶、易片帮、易底臌、并随时间的延续会发生较大的塑性流变变形。

1、4 围岩破坏状况

-760m水平三条暗斜井几乎就是平行掘进,各条掘进进尺大约都在300m左右,比较这三条暗斜井围岩破坏状况可以发现,胶带暗斜井围岩破坏状况稍轻,回风暗斜井与轨道暗斜井破坏状况却极为严重,后经修复加固之后,目前仍处于极不稳定状态。

目前暗斜井的破坏状况如图1—图4所示。

图1 –760m水平回风暗斜井距掘进工作面5m处顶板破坏状况

图2 –760m水平回风暗斜井掘进工作面泥岩结构状况

图3 –760m水平回风暗斜井右帮围岩破坏状况

图4 –760m水平回风暗斜井底臌及侧帮破坏状况

根据现场的实际考察与对图1~4的分析研究,暗斜井围岩的破坏状况具有以下特点:

(1)爆破后,若支护不及时,顶板岩层便发生大面积的冒落,其冒落高度还有待于进一步观测。图2~3为顶板岩层在及时支护的情况下,在不到几天的时间里,顶板便发生了严重变形,下沉量达半米之多,同时还出现了喷层剥落及钢筋裸露等现象,并伴有3~5cm宽的顶板断裂缝隙,断缝深度有待测试。

(2)两帮变形也极为严重,在没有及时支护的情况下,将出现大面积的塌落或滑塌。图4为及时支护之后两帮的变形与破坏情况,虽然没有出现大面积的整体滑塌现象,但却出现了向临空间的整体移动,使得两帮的相对移近量近一米,这样已严重影响了行人安全与设备的正常运转。

(3)底板变形破坏极为严重,即底臌量大,截止到目前为止,底板累计底臌量已达近一米,出现了道轨扭曲,行人台阶松动变位等现象。图5为最近卧底之后在不到几天的时间里所表现出现的破坏状况,可见底板变形仍处于极不稳定状态,并随着时间的延续还在继续发展,其性质具有塑性流变性。

总之,-760m水平暗斜井无论就是顶板、底板、还就是两帮其矿压显现都极为严重,这种矿压显现将不同于一般的矿压显现,它还具有随着时间的延续而表现出来的塑性流变性。所以,针对这种特殊性质的矿压显现,必须采取一种特种支护体系,才能长期而有效的控制住暗斜井变形破坏。

2 巷道破坏机理分析

2、1岩体自身属性

2.1.1软弱破碎围岩的定义与力学属性[1]

对于软弱围岩,一般来说通常可以分为地质软岩与工程软岩,地质软岩就是指强度低、孔隙度大、胶结程度差、受构造面切割及风化影响显著或含有大量膨胀性粘土矿物的松、散、软、弱岩层;工程软岩就是指在工程力作用下能产生显著塑性变形的工程岩体。地质软岩强调了软、弱、松、散的地质特点,而工程软岩强调软岩强度与工程力荷载的对立统一,揭示了软岩的相对实质,即取决于工程力与岩体强度的相互关系。

根据原始地应力条件的分析,新河煤矿地区的岩体其特征就是易吸湿、易膨胀、易解体、易剥落以及塑性流变性能大等特征,这就是泥岩类质量最差、最难控制应该属于地质软岩、V类围岩、塑性围岩。

2、1、2围岩变形破坏特征

(1)变形破坏方式多变形破坏方式一般有顶底板下沉、坍塌、片帮与底鼓等,围岩表现出强的整体收敛与破坏,变形破坏方式既有结构面控制型,又有应力控制型,以应力控制型为主。

(2)变形量大拱顶下沉大于10cm,不到几天的时间下沉量达到0、5米,两帮挤入20~80cm,相对移近量近一米,底鼓强烈累计底鼓量已达近一米。

(3)变形速度高软弱破碎围岩初期收敛速度快,在使用施工常规的喷锚支护以后,围岩的收敛速度仍然很快,而且其变形收敛速度降低缓慢。

(4)持续时间长由于软弱破碎围岩具有强烈的流变性与低强度,巷道掘进后,围岩的应力重分布持续时间长,围岩变形破坏持续时间很长。

(5)围岩破坏范围大由于软弱破碎围岩的强度与地应力的比值很小,因而围岩的破坏范围大,特别就是当支护不及时或支护不及时。

(6)变形破坏位置不一在巷道周边不同部位,变形破坏程度不同,这反映了软弱破碎围岩所处的地应力的强度因方向而异,而且岩体具有强烈的各向异性。变形破坏在方向上的差异性往往导致支护结构受力不均,在支护结构中产生巨大的弯矩,这对支护结构稳定就是非常不利的。

(7)来压快软弱破碎围岩变形收敛速度高,在很短时间内,围岩即与支护结构接触,产生压力。围岩与支护结构相互作用后,围岩变形破坏并不立即停止,而就是继续下去,这就是因为围岩具有流变性,在围岩流变过程中,围岩的强度降低,因此,地压随时间而逐步增长。

2、2围岩变形、破坏的影响因素

影响巷道围岩变形的因素很多,总体分为地质因素与非地质因素两种类型。地质因素就是影响围岩变形与稳定的基本的决定性因素,主要包括巷道埋深、围岩强度、地下水、岩体结构及裂隙分布、围岩地应力、岩层倾角、特殊地质条件与时间的影响等。非地质因素就是通过地质因素作用而起作用的,主要包括:巷道断面、巷道布置、巷道爆破方式、支护设计不合理的影响。

2、2、1地质因素的影响[2]

(1)巷道埋深巷道埋深就是确定巷道围岩稳定性的基本因素之一,直接决定自重应力的大小。当巷道围岩处于弹性状态时,围岩变形量不大,围岩变形量与自重应力即巷道埋深成线性关系。随着矿井开采深度的加大,岩体强度明显降低,围岩移近量将不断增加。由于采深增加,巷道周边的集中应力超过了围岩的自身强度,致使巷道变形加剧,巷道周边塑性区范围扩大,从而使巷道塑性区范围内岩石内聚力与内摩擦角迅速下降,引起巷道失稳。此外,巷道埋藏深度增加,使地温升高。而温度升高会促使岩石由脆性向塑性转化,也容易使巷道围岩产生塑性变形。因此,巷道维护更加困难。

(2)围岩强度岩石块体自身质量的好坏表现在它的强度、变形与均一性方面,其中强度就是最主要的,所以围岩强度就是决定巷道变形与破坏的主要因素。存在软弱岩石或膨胀性岩石的巷道,不仅变形与破坏的速度加快,而且变形与破坏的形式也趋于多元化。统计资料表明,在-500m水平以下,软岩巷道的破坏率占56%,而在所有变形破坏巷道中,软岩巷道占84%。

(3)地下水地下水对软弱破碎围岩稳定变形的影响分为四个方面:一就是对透水围岩来讲,洞室开挖形成的临空面成为地下水的排泄通道,在洞周围产生渗压梯度,在围岩中产生指向洞内的推动力。二就是由于静水压力作用,饱与水部分岩体中有效压应力减小,其应力状态趋于恶化,其抗剪强度减小。三就是围岩内的水降低了结构面摩擦系数与粘聚力。四就是地下水溶解、搬运矿物颗粒或同矿物成分发生化学作用,使围岩强度进一步恶化。

(4)围岩地应力地应力主要有自重应力与构造运动产生的或者残留的应力两种,其对巷道的稳定主要瞧最大主应力与最小主应力的差值;主应力大小、方向;各主应力构成特征如何、以及主应力与工程相对方位,与岩层主要节理的夹角而定。在软弱破碎围岩中应力重分布后会产生较大的塑性区及松动区,引起围岩随时间而增大的大变形与挤压破坏。在洞顶表现为塌落,在侧帮产生挤压与片帮破坏,在底板产生底鼓等。

(5)特殊地质条件当巷道穿过断层破碎带、强风化带、岩溶地区时,巷道围岩变形大,稳定性差而难以维护,在这种地质条件下,往往地下水活动强烈,有强烈的地压现象,围岩属松软破碎的散体结构。一般来讲,强烈挤压的断层破碎带,紧密褶皱带与较宽的张性断裂以及几条断层交会的地带,就是工程不良地质地段。

(6)时间的影响软弱破碎围岩变形与失稳破坏往往就是经过一段时间后开始显现,这主要就是由于围岩流变性质决定,即围岩的蠕变与松弛现象。另外时间的增长加剧了围岩的弱化过程,使围岩变形增加、塑性或松动区扩大。

2、2、2非地质因素的影响

(1)巷道断面巷道断面的大小与巷道围岩变形量有密切关系。即巷道宽度增加,顶底板移近量增加;巷道高度增加,两帮移近量也增加。

(2)巷道布置巷道布置于采动影响带,受采动影响,巷道变形明显加快。而巷道受初次

采动影响产生的变形又明显比受二次采动产生的变形大。

(3)巷道爆破方式采用钻眼爆破破岩,爆轰波对围岩具有一定的破坏作用。尤其对软岩,放炮产生的爆轰波,可使围岩产生1~1、5m的松动圈。直接破坏了围岩的整体结构,降低了围岩的强度。

(4)施工因素[3]

1)爆破掘进中的错误操作由于管理上的原因及操作素质问题,“多打眼少装药原则”没有得到规范实施,并且由于缺少准确实验数据,以致措施中的爆破图表难以在现场实施。结果巷道围岩破坏,围岩自身的承载能力大大降低;同时巷道成形凸凹不平,使巷道支护力远低于设计值,在这种情况下,巷道凸起的地方就会首先被破坏。

2)工序的错误先打锚杆挂网、后喷浆、再注浆就是普遍做法,施工方便,然而这种做法极不合理。第一就是围岩风化破碎,使围岩自身的承载能力降低;第二就是打锚杆时,围岩容易片落,使托盘、网不贴岩面,托盘对围岩没有紧固力,使锚杆初期支护作用大打折扣,围岩初期变形加大,锚喷支护体系有效支护期缩短;第三就是软岩极易风化,如果喷浆时间太晚,外层围岩己经破碎剥落,围岩破坏向里层层传递,最终使锚杆随岩体一起移动,失去锚固作用。

3)喷层厚度不均局部的喷层太薄,支护必然最薄弱,首先遭到破坏,才导致支护的最终失效,从而使巷道失修。

4)锚杆角偏度小锚杆打的角度太小,造成锚杆有效锚固长度减小,同时如果锚杆角度太小,则上托盘时锚杆产生剪力:如果锚固力越大,则剪力越大,最终锚杆被剪断,从而使巷道破坏失修。

5)偷工减料,不按要求施工主要表现为两个方面:一就是锚杆间距过大,喷层厚度不足,造成支护能力达不到设计要求;二就是以次充好,或减少水泥配比,或配料搅拌不均匀,使喷层的刚度及柔韧度受到不同程度的减弱,不但支护体不能承受设计要求的载荷,而且也不能承受设计所要求的变形量,致使巷道过早地遭到破坏。

(5)支护设计不合理

1)以锚、喷、带联合支护中的钢带为例,通常的设计往往起到相反作用当巷道拱顶处采用钢带,拱顶下沉时,如果两锚杆间距缩小,钢带不就是受拉力,而就是受压弯曲,并将外围喷层破坏;当巷道平顶采用钢带,拱顶下沉时,钢带受到张拉,但两条钢带在锚杆连接处对将连接锚杆剪断,造成此处支护体的破坏。

2)轻视底板支护由于底板无支护,使压力沿底板释放,底朦严重并使两帮底角向内空收敛,造成两帮的破坏失修。

2、3支护结构

按现有锚杆支护理论,锚杆支护作用主要有悬吊理论、组合梁理论、加固拱理论、构造应力作用理论、提高围岩强度理论等。[4]

2、3、1悬吊理论

悬吊理论认为:锚杆支护的作用就就是将巷道顶板较软弱岩层悬吊在上部稳定岩层上,以增强较软弱岩层的稳定性。这种支护理论应用比较广泛,但存在以下明显缺陷

(1)锚杆受力只有当松散岩层或不稳定岩块完全与稳定岩层脱离的情况下等于破碎岩层的重量,而这种条件在巷道中并不多见。

(2)没有考虑锚杆安设后对破碎岩层变形与离层的控制作用。特别就是当水平应力比较大时,顶板离层很大。为了减小破碎岩层的离层,保持顶板的稳定性,锚杆工作阻力必须增大。

(3)当锚杆穿过破碎岩层时,锚杆提供的径向与切向约束会不同程度的提高破碎岩层的整体强度,使其具有一定的承载能力,从而减小锚杆受力。

总之,悬吊理论在分析过程中不考虑围岩的自承能力,而就是将锚固体与原岩体分开,与实际情况有一定差距、悬吊理论只适用于巷道顶板,不适用于巷道帮、底,支护强度低。经过大量的现场松动圈测试及其与巷道支护难易程度相关关系的调查之后,结合锚喷支护机理,依松动圈的大小将围岩分为小松动圈(0~0、4m)、中松动圈(0、4~1、5m}与大松动圈(>1、5m)三大类六个小类(见表2-2所示)。[5]

2、3、2组合梁理论

组合梁理论认为:如果顶板岩层中存在若干分层,顶板锚杆的作用,一方面就是依靠锚杆的锚固力增加各岩层间的摩擦力,防止岩石沿层面滑动,避免各岩层出现离层现象;另一方面,锚杆杆体可增加岩层间的抗剪刚度,防止岩层间的水平错动,从而将巷道顶板的锚固范围内的几个薄岩层锁紧成一个较厚的岩层(组合梁)(见图4、1)。组合梁理论充分考虑了锚杆对离层及滑动的约束作用,原理上对锚杆作用分析的比较全面,但它存在以下缺陷:

(1)组合梁有效厚度很难确定。它涉及到影响锚杆支护的众多因素,目前还没有办法可比较可靠的估计有效组合的厚度。

(2)没有考虑水平应力对组合梁强度、稳定性及锚杆荷载的作用。在水平应力较大的巷道中,水平应力就是顶板破坏失稳的主要原因。

3 支护设计

3、1锚注支护机理

在锚喷支护基础上或在原金属支架、砌谴支护基础上,进行壁后注浆,可以增强支护结构的整体性与承载能力,保证支护结构的稳定性,既具有锚喷支护的柔性与让压作用,又具有金属支架与砌谴等支护方式的刚性支架的作用,组成联合支护体系,共同维持巷道的稳定性。

3、1、1其支护机理包括以下几个方面[6]

(1)采用注浆锚杆注浆,可以利用浆液封:堵围岩的裂隙,隔绝空气,防止围岩风化,能有效防止围岩被水浸湿而降低围岩本身的强度;

(2)注浆后将松散破碎的围岩胶结成整体,提高了岩体的内聚力、内摩擦角与弹性模量,从而提高了岩体强度,可以实现利用围岩本身作为支护结构的一部分;

(3)注浆后使得喷层壁后充填密实,这样保证荷载能均匀地作用在喷层与支架上,避免出现应力集中点而首先破坏;

(4)利用注浆锚杆注浆充填围岩裂隙,配合锚喷支护,可以形成一个多层有效组合拱,形成的多层组合拱结构扩大了支护结构的有效承载范围,提高了支护结构的整体性与承载能力,如图3、1、3、2所示;

喷层组合拱厚度由喷层(δ)与岩石拱(y h )组成,

即: y 01h =E E δ (3、1)

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