变形机理范文

变形机理范文（精选9篇）

变形机理 第1篇

1 重力坝受力分析

作用在基坑围护结构上的力主要有主动土压力、被动土压力、水压力以及支撑反力。假设坑内土体为弹簧支座,主动土压力与被动土压力的合力呈线性分布。在相同挖深、相同入土深度以及相同地质条件下作用在基坑围护结构上的外力(包括主动土压力、被动土压力以及水压力)的合力是相同的,因此相同刚度的悬臂式围护结构变形形式和大小是相同的。但是相同刚度条件下悬臂式围护和重力坝围护的变形是不完全相同的。由于重力坝围护结构的自身重力较大,围护结构的变形要克服其自身重力的影响,因此其变形并不同于一般的悬臂式围护结构,重力坝受力情况见图1。从图1可知,当土压力的合力变化时,重力坝的变形模式会发生相应地变化;而被动区土体的约束作用也影响重力坝的变形。

2 重力坝变形分析

上海市标准基坑工程设计规范[4]中规定,当水泥土围护结构符合D=(0.8～1.2)h0,B=(0.8～1.0)h0时,墙顶水平位移按下式估算:

$\delta {}_{{\rm O}{\rm H}}=\frac{0.18\zeta \times {\rm K}{}_a\times L\times h{}_0^2}{D\times B}$ (1)

各参数意义见规范。

由式(1)可知,当重力坝的宽度及深度增大时围护墙顶的水平位移减小;而当重力坝的宽度超过坑深、入土深度超过1.2倍坑深时(规范中并未给出明确的计算方法),一般情况下按悬臂式围护结构计算重力坝的水平位移。

按照悬臂结构计算的水平变形为上大下小的倒三角形,变形模式与场地地质情况无关,见图2。根据工程经验,当围护结构底部的土性较差时,围护结构底部会产生滑移或围护结构整体平移;而当重力坝嵌入较好土层时,其变形模式接近悬臂结构。因此重力坝的变形受土压力及其周围土体的约束影响。

3 重力坝变形的有限元分析

3.1 分析方法

数值模拟采用弹塑性有限单元法来进行,有限元分析中弹塑性应力—应变关系可表述为:

{dσ}=[Dep]{dε}。

其中,{dσ}为应力增量;[Dep]为弹塑性刚度矩阵;{dε}为应变增量。

当不考虑硬化规律采用弹性—理想塑性本构关系时,根据屈服准则和流动规则可推得弹塑性矩阵的表达式:

$[D{}_{ep}]=[D]-\frac{[D]\left\{\frac{\partial g(\sigma )}{\partial \sigma }\right\}\left\{\frac{\partial f(\sigma )}{\partial \sigma }\right\}{}^{\text{Τ}}[D]}{\left\{\frac{\partial f(\sigma )}{\partial \sigma }\right\}{}^{\text{Τ}}[D]\left\{\frac{\partial g(\sigma )}{\partial \sigma }\right\}}$。

其中,[D]为弹性刚度矩阵;f(σ)为屈服函数;g(σ)为塑性势函数。

由于围护灌注桩与周边土体两种材料的刚度相差甚大,有限元分析中采用了接触面单元,考虑到计算中的收敛性,单元类型采用非线性弹簧单元,屈服准则采用线性库仑模型。在接触面的节点处设置切向和法向两根弹簧来模拟桩土间的接触特性,其切向和法向刚度分别为Ks和Kn。利用虚功原理,可以建立节点力和节点位移的关系表达式:

其中,[F]为节点力向量;{δ}为节点位移向量;θ为局部坐标轴与整体坐标轴的夹角。由于线弹性本构关系比较简单,在此不作赘述。

3.2 工程案例

某基坑位于上海市嘉定新城,基坑开挖深度7.4 m,基坑周边均为内部场地。基坑围护采用浅层卸土+搅拌桩重力坝围护。由于场地内淤泥质土的厚度不均,部分区域重力坝端部进入第⑥1+2层粉质黏土,有限元分析时根据不同的地层分布情况建立模型a和模型b。计算模型简化为二维平面应变模型,模型深度取25 m范围,横向计算宽度取45 m范围,基坑挖深7.4 m,围护桩长12.5 m,坑边超载20 kPa。

由于地层差异当基坑开挖到坑底以后,基坑的变形情况各不相同。在模型a中,基坑最大水平位移出现在重力坝顶部,最大值为63.37 mm;基坑最大垂直位移出现在基坑开挖面中间,最大值为113.40 mm,见图3。在模型b中,基坑的最大水平位移出现在重力坝底部,最大值为73.95 mm;基坑最大垂直位移出现在基坑开挖面中间,最大值为127.12 mm,见图4。

4 结语

本文从重力坝的受力模式出发,分析了重力坝的变形情况,并用有限元讨论了重力坝的变形机理,可以得出以下结论:

1)重力坝的变形模式与土压力分布情况以及被动区土体的约束作用有关;2)在重力坝嵌入较好土层时,重力坝的变形模式为倾覆式;3)当重力坝端部土体较软时,重力坝的变形为滑移式。

摘要：针对重力坝在不同的土层中其变形机理并不完全相同的情况,结合上海地区重力坝基坑围护的工程实例,分析了重力坝的变形机理,并结合有限元对重力坝的受力和变形进行了探讨,得出了重力坝在不同土层的变形模式。

关键词：重力坝,变形机理,工程实例,有限元

参考文献

[1]张雷,顾伟文,廉欣予.大型厂房深基坑采用多种围护体系的施工技术措施[J].建筑施工,2007(10):761-762.

[2]姜向红,吴亦乐,李强.上海世博会主题馆综合施工技术[J].施工技术,2009(8):5-9.

[3]姜向红,李强,刘亚涛,等.上海世博会主题馆超大深基坑围护体系施工技术[J].建筑施工,2009(9):731-733.

变形机理 第2篇

四川茂县维城乡前山危岩体变形机理研究

受“5.12”地震影响,茂县成为地震次生重灾区之一.茂县维城乡前山危岩体地震过程中发生了较大规模的崩塌,震后崩塌不断,严重地威胁着维城乡政府所在地数百人的生命安全.本文通过大比例尺工程地质测绘,分析危岩体结构、变形与河谷演化耦合关系后认为:前山危岩体变形是在软硬相间的层状反倾坡在河谷下切过程炭质千枚岩发生塑性变形导致上覆变质砂岩发生倾倒变形,在地震力作用下发生松动,形成平行临空面的.长大拉裂缝,加之岩体破碎,震后危岩体逐渐崩塌解体正是在这种背景下产生的.此外,论文对危岩体稳定性现状进行了评价,认为其处于欠稳定状态,应及时治理.

作 者：马宏宇 王运生 魏鹏 孙刚 王福海 罗骑龙 MA Hong-yu WANG Yun-sheng WEI Peng SUN Gang WANG Fu-hai LUO Qi-long  作者单位：成都理工大学地质灾害防治与地质环境保护国家重点实验室,成都,610059 刊 名：地质灾害与环境保护 英文刊名：JOURNAL OF GEOLOGICAL HAZARDS AND ENVIRONMENT PRESERVATION 年，卷(期)： 20(3) 分类号：P694 关键词：危岩体   层状反倾坡   倾倒变形   变形机理   汶川地震  

变形机理 第3篇

【关键词】回采巷道变形破坏；支护；初探

在煤矿的回采巷道中，由于地形结构所决定，有些回采巷道中的变形破坏给井下作业生产造成了很大影响，降低了工作效率，潜伏了安全隐患，所以必须要认真研究回采巷道的变形机理，从而找出合理的支护措施，保证巷道内作用的正常进行。

1、回采巷道变形破坏的影响和特征

1.1回采巷道变形破坏的影响

回采巷道的变形破坏会导致巷道支架变形，挤压巷道断面，巷道支架的顶梁会变形折断，棚腿因受力过大会被压入巷道，如果棚腿进入了底板，则会引起底鼓，工字形钢支架会被压成倒梯形；U形支架的卡子内人螺栓会被压坏，整个支架变成不规则形状，巷道内部空间因挤压而缩小，于是机电设备无法移动，生产物资无法运送，为维护正常的工作环境而采取的扩幫、清渣、底板翻修、重整支架等措施会占用大量的人力、物力，消耗大量的时间，直接导致开采工作的停滞。

1.2发生变形破坏的外在特征

（1）相同地质结构和工作环境的巷道内，拱形支架要比工字型支架的性能更好，可以有效防止巷道的变形，分解破坏力。（2）从巷道周围的岩层结构来看，如果围岩稳定，巷道内煤层结构单一，可以一次性从顶到底全部采清，同时顶板和底板的岩石坚硬，则巷道不易出现变形破坏。而煤层结构复杂的机、风巷道中，需要对支架进行经常性的维护。（3）上分层的回采巷道比下分层的巷道性能稳定，不易发生变形。（4）一侧被采空的巷道比两侧都是实体煤层的巷道更容易变形。（5）受采动影响后，工作面容易发生变形破坏。

2、巷道变形破坏物理力学分析

巷道被掘开后，原本受原岩应力场作用而处于稳定状态的岩层，受力结构遭到破坏。巷道的出现改变了周围岩体的围压，岩层的受力分布重新调整，集中应力会伴随着巷道的掘进而从表面转移到巷道深部。只有围压足够大时，才能够承载围岩上的集中应力而不至于产生变形。巷道掘进过程中，巷道围岩的集中应力经历了从切向应力增大而径向应力减小且围压变小的过程。低围压和高集中应力的共同作用，会引起巷道围岩的变形破坏，这种变形还会伴随着集中应力逐步深入，但是在巷道支护作用下，围岩的围岩增大，破坏力收到支架的支撑而得到控制。但是巷道围岩的变形不会就此停止，它只是暂时趋于稳定，一旦有外力因素发生作用，主要是采动作用，另外还有风化、水蚀、温度等，都可能会引起围岩的受力平衡被破坏，产生新的移位和变形，集中应力发生转移。这个过程会反复不停的进行，人为因素是无法彻底将其消除的。实质上，巷道支护只是能够为巷道的表面岩层提供部分的支撑力，为内层的围岩提供相当的等围压，从而暂时为巷道的工作面提供稳定的环境，确保围岩短期内不会产生变形。

3、回采巷道加强支护的方法

3.1提高围岩强度

在回采巷道中，由于集中应力的存在，巷道表层的岩石处于残余强度状态，如果能够尽量维持这种残余强度，就会减少变形破坏，可以采取的措施有：

（1）加强支护力。支护力能够起到增强围岩的围压作用，从而分解表层位围岩的集中应力，把二向应力分解为三向应力，从而起到维持残余强度的作用。（2）锚杆支护围岩。锚杆的锚固力可以粘合围岩的破裂，提高破裂岩体的强度，从而增加了表层岩石的残余强度，使表层岩层成为具有较高承载能力的锚固层。（3）注浆加固围岩。如果表明岩石已经破碎，锚杆加固就不能起到很好的粘合作用，可以在锚固支护的基础上，进行注浆加固，注浆可以提高松动碎石的强度，减少风化、水蚀、温度变化的破坏力，加固岩体的表层，保护内部结构。

3.2加固巷道围岩弱结构

巷道被开出后，如果煤层两帮的岩层和顶底板的岩层形状不同，其变形规律就会不同，哪个部位强度教弱，哪里就会首先变形，引起这个围岩受力不均，结构失衡。如果此时巷道能的支护强度不够，可伸缩变形的程度不能适应岩层受力的变化，岩层就是产生滑动垮台，深层部位的岩石也会受到破坏，可能导致巷道围岩的整体变形，失去原有的稳定性。所以，对于巷道内的全部断面进行相同力量的支护是不能保持围岩受力均衡的，正确的做法是对巷道的薄弱岩层加强支护，才有利于这个岩体的平衡。

两帮和顶底板的作用力是相互的，任何一个部位的变形都会对整个围岩的围岩造成影响，这种影响的结果是岩层强度减弱而承载的压力不变，必然会导致岩层变形。所以，找到弱结构来重点加强支护是保证这个巷道安全性的关键。弱结构解决了，就不会产生相互破坏的力，遏制这个巷道岩体连锁变形的恶性循环，起到良好的支护作用。

3.3“锚网索+U型棚”联合支护

3.3.1“锚网索+U型棚”作用原理

锚网索+U型棚支护联合支护是针对围岩岩性差的巷道采取的支护办法。虽然锚网索支护非常有效，但是对于防止围岩的整体移位而产生的变形破坏效果不明显，为了防止围岩的过大移动，可以使用型棚做二次支护，锚网索支护已经让围岩的变形稳定而均匀，所以U型棚上的荷载是均匀的，U型棚有较好的抗压作用，从而有效控制围岩的整体位移，起到稳定整个围岩的作用。

3.3.2“锚网索+U型棚”联合支护工程实例

某工作面回采巷道为半圆拱断面，标高-900m，采用锚网索+U型钢棚联合支护，棚距600mm，宽×高=5.2m×4.05m，断面21.06m2。直接顶为泥岩、煤、砂质泥岩组成的复合顶板，平均厚度6.38m；老顶由细中砂岩及少量的砂泥岩互层组成，厚度9.67～11.64m，平均厚度11.6m；直接底为泥岩、砂质泥岩、煤及少量粉细砂岩组成的复合底板，平均厚度5.2m。锚杆间、排距为1500×1000mm，锚杆规格φ22×2200mm，支护采用29#U型棚支护，棚距为500mm。

从现场位移观测结果中可以看出，在巷道掘进初期位移变化较大，一个月后巷道的表面位移逐渐趋于稳定，顶底板位移量为530mm、底臌量为165mm、两帮移近量为600mm、顶板移近量为270mm，巷道围岩整体保持稳定状态。

4、结束语

储罐底板焊接变形产生的机理与控制 第4篇

关键词：储罐,焊接,变形机理,对策

随着石油化工行业的发展, 储罐不断增多;在储罐的制作安装过程中, 遇到的首要问题就是罐底板焊接变形及防止焊接变形的技术措施。储罐底板包含焊缝数量多, 焊缝较长, 排布方式多样化, 若施工措施不当, 很容易引起变形。因而控制焊接变形的产生是保证整个储罐制作质量的重要环节。

1 焊接变形形成的机理

储罐底板的平面尺寸较大, 由一定数量的钢板拼接而成, 焊接连接主要是钢板拼接的对接焊缝及边缘板与底板、边缘板与壁板之间的角焊缝。

焊接变形的产生, 从根本上说是因为焊接热过程中温度在构件上的分布极不均匀, 造成高温区域 (焊缝处及焊缝的焊接侧) 冷却后产生的收缩量大, 低温区域收缩量小, 这种不平衡的收缩导致了构件形状的改变。对于某种具体结构, 其最终的变形与焊缝的位置及焊接本身的收缩量有关;此外焊接过程中还将产生呈一定规律分布的内应力, 其存在也会影响到构件焊后的变形。由此可见, 为了控制焊接变形, 一方面要增加焊接时构件的刚度或外界对构件的约束, 另一方面, 更要设法降低焊接温度场的不均匀程度, 以减小变形的驱动力。储罐底板的焊接变形主要有角变形和波浪变形两种:角变形:发生在堆焊、对接、搭接和丁字接头的焊接时, 其根本原因是横向收缩变形在厚度方向上的不均匀分布造成。焊缝的正面变形大, 背面变形小。这样就造成了构件平面的偏转。在堆焊时, 堆焊的高温区金属的热膨胀由于受到附近温度较低的金属的阻碍而受到挤压, 产生压缩塑性变形;在对接焊接时, 由于焊接接头上部与下部融敷的金属量不等, 而产生的横向收缩量不等, 而产生横向收缩量的差异造成角变形;在角焊接时, 对于不开坡口的角接头就相当于坡口角度为90°对接接头的情况, 而开坡口的丁字接头就相当于堆焊情况;波浪变形:钢板在承受压力时, 当其中的压应力达到某一临界数值, 钢板将因出现波浪变形而丧失承载能力, 即失稳。焊后存在于平板中的内应力, 一般情况下在焊缝附近是拉应力, 离开焊缝较远的区域为压应力。在压应力的作用下, 钢板可能失稳, 产生波浪变形。这不但满足不了结构的几何尺寸要求, 而且将降低一些承受压力的薄板结构的承载能力。因此, 降低波浪变形可以从降低压应力和提高临界应力两方面入手。因压应力的大小和拉应力区域的大小成正比, 故减少塑性变形区, 就可能降低压应力的数值。

2 焊接变形的对策

2.1 正确的排板法可降低焊接变形。

在储罐的结构设计中, 单从加大底板的厚度来提高底板的刚度, 控制焊接变形是不可取的, 这样不但会增加储罐的材料成本, 而且收益效果不大。底板厚度远远小于底板直径, 因此, 即使厚度增加较大, 对储罐底板的刚度影响也很小。采用带垫板的对焊接, 不但能保证焊透底板根部, 便于焊缝成型, 提高底板焊缝的焊接质量, 并且对底板结构上说, 相当于增加了加强筋, 使储罐底板的整体结构刚性增加, 罐底板的屈服点增加, 在罐底板出现局部失稳的可能性降低, 更容易抵抗大范围的失稳变形, 是控制焊接变形的有效方法。设计时底板选用规格较大的板材, 可以减少拼接焊缝的总量, 由于焊缝的纵向收缩量的大小与焊缝总长成正比, 罐底板拼接焊缝的总量减少了, 必然可以有效地减少焊缝的纵向收缩量。焊缝的纵向收缩量降低了, 产生的压应力的数值必然降低, 不容易达到罐底板材料的屈服点, 大大降低了波浪变形产生的可能。板规格小时, 拼接焊缝的总量增加, 焊缝的纵向收缩量增加, 罐底板产生的压应力的数值增加, 波浪变形产生的可能增大, 同时, 相邻两焊缝之间的距离小, 罐底板焊接过程中产生的焊接应力更容易互相影响, 产生应力集中, 使焊缝处发生波浪变形。实践证明增大底板材料的规格, 对控制罐底板的焊后变形效果最为明显。

2.2 采用合理的焊接顺序。

储罐底板的焊接采用合理焊接顺序, 是为了达到以下目的:一方面是要解决罐底板中幅板与罐壁板的大角焊缝焊接时的收缩对中幅板的整体影响。大角焊缝为双面角焊缝, 焊脚尺寸较大, 如果焊接角焊缝时边缘板与中幅板相联, 就会使整个中幅板受周向压力, 容易使罐底中幅板产生失稳变形, 产生很大的拱起变形, 严重影响储罐的施工质量。为解决这个问题, 采用如下组装焊接程序:先组装边缘板, 再组装中幅板, 中幅板边缘尺寸留100mm的余量, 搭在边缘板上。焊接时先将中幅板焊在一起, 焊接顺序是从中心向外将中幅板分成多个区块, 焊接区块内焊缝, 将区块联成一个大块, 再将通长焊缝焊接, 将整个中幅板焊在一起。通长焊缝焊接时由于焊缝长, 焊缝收缩力较大, 这时须保持焊缝能自由收缩, 而且不影响整体结构, 从而控制焊接变形。整个中幅板焊接中, 焊接收缩量不受边缘板阻碍, 焊接应力小。边缘板焊接时, 先焊外部300~400mm, 内部不焊, 预留到边缘板与壁板的角焊缝焊接收缩后再焊。大角缝及边缘的焊缝全部焊完, 将中幅板收缩后的放大部分切焊, 组对中幅板与边缘板间的焊缝。最进行这条焊缝的焊接, 焊缝收缩受到边缘板的强力阻碍, 使整个中幅板受到拉伸作用, 对整个中幅板来说起到降低焊接失稳波浪变形的作用。另一方面是为了尽可能的减少中幅板中产生的焊接应力。

2.3 采用分段退焊的方法。

采用分段焊接的方法, 也会起到减小焊接收缩的作用。分段焊接时, 焊缝有多个起点和终点, 降低了应力达到屈服极限的长度, 焊缝总长范围内应力平均值降低, 发生塑性变形的区域减小, 焊接收缩量变小。

2.4 减少焊接加热次数的方法。

在焊接过程中我们发现, 一条焊缝的焊接, 焊接热输入越小, 焊后产生焊接变形的程度越小, 焊接过程中加热次数越少, 焊后产生焊接变形的程度越小。我们在施工中, 基于减少焊缝加热次数, 减少焊接变形, 提高焊接速度的考虑, 在中幅板焊缝的焊接过程中使用新工艺, 将中幅板焊缝的填充、盖面焊接一次完成。

2.5 机械矫正法的使用。

由于焊接变形是伴随着焊接出现的, 是不可避免的, 在实际施工当中, 我们只能尽可能地采用合理的工艺、冶金措施去减少焊后变形, 不可能完全消除焊接变形。在焊接过程中, 为了把焊接变形控制在一定范围内, 可以采用适当的矫正变形的方法, 进行一定范围的变形矫正。采用的手段是:在中幅板焊缝焊接过程中, 一边进行焊接, 一边趁热使用铁锤, 锤击焊道两侧。通过趁热使用铁锤锤击焊道, 一方面热影响区金属受力, 产生压缩塑性变形, 释放部分焊接应力。另一方面, 通过铁锤的大力锤击, 让焊缝金属产生反方向机械变形, 用变形抵消变形。

3 结论

储罐底板焊接变形虽是很容易发生, 但只要采取合理的焊接程序及其它控制变形的技术措施, 还是可以有效控制, 保证底板的焊接质量;也是保证整台储罐焊接质量的重要环节。

参考文献

[1]SH/T3530-2001石油化工立式圆筒形钢制储罐施工工艺标准[S].

[2]GBJ128-90立式圆筒形钢制焊接油罐施工及验收规范[S].

[3]焊接方法[M].北京:机械工业出版, 1992.

软岩巷道变形破坏机理与支护技术 第5篇

本文结合宝鸡秦源煤业有限公司近2年的探索、研究成果和实践经验, 对软岩支护从理论探讨、工艺优化、工业性试验等方面进行研究。

1 试验巷道生产地质条件

宝鸡秦源煤业有限公司作为徐州矿务集团主力生产矿井, 于2006年6月正式投产, 核定生产能力1.4 Mt/a。矿井采用斜井单水平上下山开拓方式, 水平标高为+520 m, 井底车场及硐室、水平大巷、采区主要巷道均布置在煤层底板或煤层中。

井田位于黄陇煤田永陇矿区, 主采侏罗纪延安组中段2煤层。煤层厚0～17 m, 倾角18°～42°。现有地质勘探报告和已施工巷道揭露的地质资料显示, 井田内煤层顶板为砂质泥岩, 泥质胶结的松散破碎中细砂岩;煤层底板为泥岩、砂质泥岩。

根据陕西省煤田地质局矿物分析检测报告, 矿井煤层顶底板富含伊利石、高岭土、蒙脱石等软岩矿物成分, 为典型的侏罗统软岩。表1为巷道顶底板基本围岩组分测试结果。

巷道围岩均为泥岩、砂质泥岩、泥质粉砂岩等软岩, 自身强度、硬度较低, 加之富含伊利石、高岭土、蒙脱石等亲水矿物, 遇水后极易泥化、膨胀、崩解, 强度及支承能力进一步下降, 导致已施工和正在施工的巷道出现严重底鼓和两帮变形[2,3]。

据不完全统计, 秦源煤业技改施工的5 000多米锚喷支护巷道, 70%发生不同程度的底鼓、变形和损坏。最为严重的是北翼采区520 m轨道运输石门、回风石门、回风下山, 巷道施工后短期内出现底鼓变形, 1年内进行4次维修勉强保证正常生产。许多正在施工的巷道还未投入使用已有明显的矿山压力显现。

图1为巷道实际变形破坏情况。设计宽度3.7 m, 变形破坏后两帮挤压为2.0 m, 底鼓最大达1.5 m, 巷道由原拱形顶挤压变形成破碎“人”字形顶。

2 软岩巷道破坏机理和围岩控制技术

2.1 破坏机理

软岩是指强度低、孔隙率大、胶结程度差, 受构造面切割及风化影响显著, 或含有大量易膨胀黏土矿物的松、散、软、弱岩石。巷道的变形或破坏, 主要是由于反力或载荷超过支护的极限承载能力。这些外力主要是:上覆岩层压力、构造应力、膨胀应力、松散岩块压力、支撑压力、冲击地压等。除上述这些力的影响外, 围岩碎胀、弹塑性膨胀或位移也可能造成巷道的变形或破坏。

传统观点认为, 外力作用是影响巷道稳定的重要因素, 但岩石性质也很重要, 如松软、破碎、遇水泥化崩解, 含膨胀性黏土矿物等岩石在上述某一种或几种应力作用下, 围岩首先失稳而引起巷道支护失稳。尽管围岩不稳定, 又受外力的影响, 但如果支护方式适应不稳定围岩, 又能承受外力的作用, 巷道仍可以保持稳定。因此, 认为巷道的破坏机理除围岩自身的不稳定因素外, 地应力对支护的影响最大。支护的承载能力不能满足地应力的要求, 也是巷道破坏的主要原因。

秦源煤业巷道围岩中大量存在的黏土类矿物成分是造成巷道变形破坏的根本诱因, 这些黏土类矿物成分的存在对围岩结构整体性和强度的影响十分明显。

2.2 支护控制技术

针对秦源煤业矿井实际地质条件和施工技术条件, 根据现有的软岩支护理论和巷道破坏机理, 提出了“有控让压、二次支护、封闭支护、分类支护和差点补强、防水隔离”的软岩支护基本原则。

(1) 有控让压。

在软岩巷道施工中, 对普通巷道顶帮各预留200 mm间隙进行让压, 对构造应力带或其他变形特别严重的特殊巷道可适当加大预留间隙。矿压观测与巷道施工同步进行, 巷道开掘后随着时间的推移, 巷道会出现不同程度的矿压显现。当某些地段或整个巷道的顶帮变形量大于100～200 mm, 锚喷支护出现较大范围开裂、损坏, 个别锚杆发生拉断等现象时, 要对这样的巷道进行控制性的支护, 防止巷道初次支护失控、失效。通常支护的方法是采用3 m中深孔注浆, 并在注浆的基础上对局部采用3 m超长锚杆进行加强支护。

(2) 二次支护。

二次支护是软岩支护重要的支护理论和实践措施。它顺应了软岩变形规律, 根据围岩变形的状况, 确定二次支护的时间、方法、支护强度, 可以达到软岩支护的最佳预期效果。初次支护:巷道开掘后立即采用锚网喷进行全断面封闭支护, 初次喷浆厚50～70 mm, 施工过程中保证金属网覆盖但需露出网痕, 锚杆螺母保证外露以便二次紧固。二次支护:初次支护后除部分巷道和地段需进行控制性支护外, 正常情况下3～6个月巷道围岩基本趋于稳定, 可进行永久性的二次支护。二次永久支护包括对局部地段的加强支护和最后的复喷支护。加强支护过程中注意要将损坏的金属网、矸石清除重新铺网、打锚杆、注浆, 复喷后需要达到成巷标准。

(3) 封闭支护。

软岩巷道底板是巷道支护薄弱环节, 也是底鼓变形最突出的部位。软岩巷道支护的重点是通过建立主动自承支护圈支护巷道。所以必须进行全断面封闭支护, 即要进行巷道底板支护。底板支护主要方法有:底板锚杆、锚注支护, 料石反底拱支护, 混凝土反底拱支护, 矿用工字钢反底拱支护, 圆形棚锚注支护等。结合矿井生产实际, 分阶段分地域采用了底板锚杆、锚注支护, 矿用工字钢反底拱锚注支护, 圆形棚锚注支护, 均取得较好的支护效果。

(4) 分类支护和差点补强。

软岩巷道较普通巷道支护费工、费料, 支护成本高。为提高工效、节约支护成本, 必须对矿井巷道进行分类, 并在此基础上实行分类支护。建议根据实际围岩力学性能及巷道围岩变形状况将巷道类型和支护方式分成3类:①围岩岩性好、变形小的巷道, 采用普通锚喷支护;②围岩岩性较差、有明显压力、有较大变形破坏的巷道, 采用锚喷、锚注全断面封闭支护;③围岩岩性差、压力很大、变形破坏特别严重, 常规软岩支护不能满足支护要求, 采用中深孔锚注加长锚杆套圆形对棚加强支护。在合理的巷道类型和支护方式分类基础上提出了差点补强的基本围岩控制思路。差点补强就是在软岩支护中, 针对围岩岩性、应力不同变化, 实施不对称支护。同一巷道不同地段, 甚至同一断面顶底两帮都会有不同的变形破坏, 在软岩支护中需要区别对待, 对薄弱环节采取加强支护。

(5) 防水隔离。

水对岩石的影响主要体现在降低内摩擦系数、黏结度、力学结构、强度等方面, 此外会加速软岩中亲水矿物的膨胀、水解、泥化, 加剧对巷道的破坏。软岩巷道必须严格控制水对巷道的影响。为此, 对于软岩巷道一般不建议设计水沟, 采用水管或工程塑料水槽进行排水, 水仓也要用水泥浇筑或喷浆进行隔水处理。

3 软岩巷道支护参数选择与施工工艺优化

3.1 支护方式和关键支护参数选择

基于中国矿业大学提供的巷道围岩松动圈测定结果 (2～3 m) , 确定秦源煤业软岩巷道综合采用锚网喷锚注联合支护方式。①锚杆:采用Ø18 mm2.4 m左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆, 树脂药卷端头锚固, 药卷长度900 mm;钻孔直径29 mm, 间排距均为800 mm。②锚索:岩巷采用Ø15.24 mm6.3 m小孔径预应力钢绞索, 药卷长1.5 m;钻孔直径29 mm, 间排距1.8 m2.4 m。煤巷采用Ø15.24 mm8.3 m小孔径预应力钢绞索, 药卷长1.5 m;钻孔直径29 mm, 间排距1.8 m2.4 m。③喷浆:混凝土配比为水泥∶砂子∶石子=1∶2∶2, 水灰比为0.45, KSN-1型速凝剂掺量4%。初次支护喷浆厚50～70 mm, 二次支护复喷厚50～80 mm。④锚注:在锚杆支护基础上进行巷道注浆, 注浆管采用Ø102 mm2.0 m铁管 (铁管钻8～10个花眼, 第1圈花眼距外端头400 mm, 里端头轧扁成半封闭状) , 孔深3.0 m, 孔径29 mm, 间排距均为800 m;采用2ZBQ-50/6型气动注浆泵, 注浆压力为3 MPa, 注浆流量11.5 L/min。反底拱棚锚注联合支护断面如图2所示。

3.2 支护工艺优化

(1) 一类巷道进行常规锚喷支护。

巷道开掘顶帮找掉、打3～5根护顶锚杆顶帮喷浆30 mm、挂网打锚杆顶帮初喷20～40 mm (完成初次支护) 锚索支护复喷30～50 mm (完成永久支护) 。

(2) 二类巷道进行中深孔全断面锚注支护。

巷道开掘顶帮找掉、打3～5根护顶锚杆顶帮喷浆30 mm、挂网打锚杆顶帮初喷20～40 m底板注浆或施工反底拱及支护 (完成初次支护) 锚索支护中深孔注浆实施控制性支护局部损坏巷道加强支护处理复喷30～50 mm (完成永久支护) 。

(3) 三类巷道进行中深孔锚注圆形棚支护。

巷道开掘顶帮找掉、打3～5根护顶锚杆顶帮喷浆30 mm、挂网打锚杆施工底拱、套圆形对棚底板挂网打锚杆全断面喷浆70 mm固定棚架及封底底板注浆回垫底板矸石施工安装注浆管顶帮中深孔注浆复喷80 mm锚索支护。

3.3 支护效果分析

基于本文提出的软岩巷道围岩稳定控制原则, 通过优化施工工艺, 采取合理的支护技术措施, 有效控制了巷道围岩变形。以轨道石门为例, 修复后两帮移近量控制在60 mm以内, 顶板下沉量控制在30 mm以内, 底鼓量小于50 mm, 巷道变形在15 d后基本处于稳定状态 (图3、图4) 。

4 结语

(1) 软岩巷道围岩中大量存在的黏土类矿物成分是造成巷道变形破坏的根本诱因, 这些黏土类矿物成分对围岩结构整体性和强度的影响十分明显。

(2) 提出了软岩巷道“有控让压、二次支护、封闭支护、分类支护和差点补强、防水隔离”的支护方针, 通过在轨道石门修复中采用“锚网喷+反底拱棚+锚注”技术, 有效控制了巷道围岩变形, 减少了因软岩而造成的巷道修护量。

(3) 与原有支护方式相比, 采用本文提出的软岩巷道支护技术, 平均节约成本1 000元/m, 具有显著的技术经济效益。

参考文献

[1]柏建彪, 王襄禹, 姚喆.高应力软岩巷道耦合支护研究[J].中国矿业大学学报, 2007, 36 (4) :421-425.

[2]赵红超, 曹胜根, 张科学, 等.深部油页岩巷道变形破坏机理及稳定性控制研究[J].采矿与安全工程学报, 2012, 29 (2) :178-183.

变形机理 第6篇

1 倾倒滑移变形概述

在社会经济的发展中, 矿产可谓是有着不可磨灭的功绩, 其为社会经济的发展、人类生活水平的提高做出了卓越贡献, 但是与此同时所造成的环境污染、能源损耗、温室问题也极为突出, 严重影响着社会的发展与人类身体健康, 甚至是给国民经济的发展带来一定影响。倾倒滑移变形作为矿产开采工作中最为严峻和突出的隐患, 在这里我们有必要对其进行研究和分析。

1.1 倾倒滑移变形概念

随着科技的进步, 我国社会发展中对矿产资源的应用逐渐上升, 进一步的加大了矿产资源开采量, 也使得矿产开采与存储矛盾日益激烈, 引发众多的矿产事故。倾倒滑移变形主要是产生在矿山倾倒变形边坡上的一种地质问题。倾倒变形边坡是一个反倾边坡结构, 其一旦发生倾倒滑移变形问题, 无论是发生原因和发生机理都是十分复杂的, 都是一个涉及到多方面因素的内容。

1.2 倾倒滑移变形发展

近年来, 伴随着社会经济的发展, 各种矿山开发、水电站建设、水库施工等工程强度和规模不断扩大, 由此造成的倾倒变形破坏问题越来越严峻, 已成为摆在地质工作人员面前的主要问题之一。在目前的社会发展中较为典型的倾倒滑移变形问题主要包含有岩体结构倾倒滑移变形、矿床倾倒滑移变形、土层变形等。这些问题是边坡破坏形态中最为突出、最为严重的一种结构隐患, 其所造成的变形机理和变形原因都十分复杂。对于矿山开采工作中反倾边坡出现的倾倒滑移变形问题进行分析, 其一般都不存在与岩体结构内部, 而是因为下滑引力的影响下使得结构与天然结构面之间产生断层, 而这一断层的使得在内外力的作用下产生滑移边界, 最终造成滑移变形问题。因此, 一个边坡从变形到失稳破坏是一个漫长的过程, 是经历着较长时间的隐患。在这个过程中, 边坡失稳经历的时间越长、变坡面的发展就越显得充分, 其所涉及到的结构越大, 造成的危害也就越加的严重。根据多年的工程实践得出, 在采矿工程中, 边坡倾倒滑移变形问题虽然未曾产生比岸坡结构的失稳和滑坡, 但是由于长时期的变性破坏所造成的滚石、塌陷等问题时有发生, 严重威胁着矿产开采的持续生产, 也给地面工业设施、民用建筑造成极大的安全隐患。因此, 在目前的工作中对其倾倒滑移变形的产生条件进行控制彰显的十分重要。

2 倾倒滑移变形产生条件分析

在目前的采矿工程中, 其造成的倾倒滑移变形问题产生的原因主要包含有地质环境问题、采矿技术两个方面。

2.1 地质环境复杂

在当前的矿山开采工作中, 大多数的采矿企业都是以露天采矿为主进行工作的, 其在工作中极容易引发陆相沉积地层, 被压扭性断裂切割, 受其影响, 断层两侧岩石呈现不对称牵引向斜构造特征, 一边岩层倒转陡倾, 一边岩层平缓。在硬质的绿色泥岩和软质的褐色页岩组合单元中, 发育有厚度稳定、分布连续的褐色页岩泥化层, 泥化层含水量高, 具有明显的流变特质, 极其容易发生倾倒滑坡变形。

2.2 采矿工程活动多样

井工开采与露天开采的复合作用使得露天矿边坡及境界外周边地段几乎全部处于采矿岩移扰动范围内, 随着采矿工程规模的扩大, 地质条件的渐变脆弱, 变形危害在规模、空间及发生频率上, 均显现出一定程度的增强和延续, 并可能在采矿活动停止后仍将在一定时间范围内持续下去。

3 倾倒滑移变形机理分析

采矿引起的倾倒滑移变形体组成的地质构造条件为:绿色泥岩牵引主向斜一侧的陡倾与倒转, 再加之绿色泥岩与褐色页岩的软、硬相间的互层结构, 极易产生倾倒变形, 这种倾倒近于块状倾倒或坐落。所以主向斜另一侧的岩体, 由于软弱的褐色页岩泥化层的存在与影响, 在倾倒段岩体的倾倒力推压下, 易于产生顺层倾倒滑移变形。露天境界下部煤层的井采沉陷, 引起采空区上部烟层的冒落和离层破坏, 造成上部烟层的强度下降, 空隙增大, 强度降低。

4 变形控制对策

通过以上的分析, 可以总结出以下几点:

4.1 由于软质岩体的倾倒变形, 在断层破碎带上形成空化现象,

进而导致断层破碎带沉陷变形, 实际上在断层破碎带形成变形集中区域, 相当于井工开采的效果, 在地面形成下沉盆地, 在断层上盘的华岗片麻岩中以一定的影响角影响建筑物。断层带的空化现象在发展, 断层带的沉陷变形将持续不断的发生, 给整治工作带了不小的困难。

4.2 绿色泥岩褐色页岩的顺层滑移, 导致软质岩层倾倒变形, 所以在软质岩体上不宜再建造新的建筑物。

做好变形的预测工作, 计算基底的拉应变和倾斜值, 一旦发现超过建筑物或构筑物所能承受的标准, 及早搬迁或尽快采取其他措施, 将损失最小化。

结束语

总之, 虽然边坡倾倒滑移变形没有直接引发山体滑坡, 但是如果不对其进行及时处理, 就必然会产生一系列的安全事故, 因此, 对采矿引起的倾倒滑移变形问题进行及时的处理迫在眉睫。本文通过对采矿引起的倾倒滑移变形机理进行了深入研究, 总结出了倾倒滑移变形的控制措施, 以供同行参考。

参考文献

[1]申力, 纪玉石, 刘大勇, 祖国林, 刘晶辉.采矿引起的边坡倾倒滑移变形机理与变形安全性分析研究-以抚顺西露天矿边坡为例[J].中国地质灾害与防治学报, 2006 (3) .[1]申力, 纪玉石, 刘大勇, 祖国林, 刘晶辉.采矿引起的边坡倾倒滑移变形机理与变形安全性分析研究-以抚顺西露天矿边坡为例[J].中国地质灾害与防治学报, 2006 (3) .

变形机理 第7篇

关键词：大采深,软岩,地应力,锚架注支护

随着煤炭开采深度的不断加大, 地应力也随之增大。在大采深条件下, 会出现一系列的高地应力现象, 在大采深高地应力条件下, 围岩必然产生与之对应的力学响应, 如饼状岩芯现象和巷道流变失稳现象。

李粮店煤矿井下开拓巷道多在地表750m以下, 深井问题突显。该矿开拓巷道主要布置在二1煤层下部L7-8灰岩及L7-8灰岩下部的砂质泥岩、泥岩中, 距二1煤层法线距离约20m。L7-8灰岩受构造影响松散破碎, 巷道顶板岩层强度较差, 底板砂质泥岩顶部及中下部发育有煤线及薄煤层, 发育有滑面, 整体岩层强度较低。

1 李粮店煤矿巷道围岩变形现状

李粮店煤矿原开拓巷道多采用锚网喷、局部用U型钢+喷浆和锚索加强的支护方式, 巷道顶部、肩部极易变形破坏, 出现混凝土浆皮破坏脱落, 底臌较严重, 且架棚返修后巷道围岩保持稳定时间短效果不佳, 具体体现在:西轨巷道由于所处岩层岩性较破碎, 巷道变形较大, 表现为巷道顶部、肩部和两帮局部都有较大的变形, 架棚后效果不太明显;东轨巷道岩性较破碎, 多处巷道变形较大, 局部有滴水现象, 部分巷道已架设U型棚, 架棚后巷道变形较小;水仓巷道顶部较破碎, 架棚后效果较好, 但局部架棚地段也出现巷道顶部压裂和变形严重情况。

2 李粮店煤矿变形机理研究

根据地应力原位测量, 李粮店煤矿井底车场最大主应力大小28.75MPa、方位角为176.7°, 中间主应力大小22.5MPa、方位角82.35°, 最小主应力大小18MPa、方位角为163.55°。最大主应力远大于中间主应力和最小主应力, 并且最大主应力位于近水平方向, 说明李粮店煤矿的地应力场是以水平构造应力为主导。

李粮店煤矿地应力分布具有如下规律: (1) 各个主应力都为压应力, 没有出现拉应力的现象。 (2) 竖向应力基本上等于或略小于单位面积上覆盖岩层的重量。 (3) 最大主应力、中间主应力、最小主应力随深度的线性变化关系如下:

式中应力单位为MPa, 为测点埋深, 单位为m。 (4) 从最大剪应力回归曲线上可以看出, 随着深度的增加, 井田内存在较大的剪应力。根据岩石力学有关岩石破坏机理可知, 剪应力是两个主应力差值的一半, 而岩体的破坏通常是由剪切破坏引起的。在矿井深部进行开采后, 会遇到较大的剪应力, 围岩稳定性会较差, 巷道支护困难, 为此必须依据地应力情况, 采取相应支护形式, 做到安全、经济和可靠。其线性回归方程为:∑=0.008H-0.344

由于李粮店煤矿最大水平主应力方向与西翼轨道运输斜巷、东翼轨道运输大巷和井底车场水仓等开拓巷道轴线方向近乎垂直, 地应力对巷道顶、底板水平应力集中分布的影响较其对巷道两帮的影响大得多。

3 李粮店煤矿支护研究

参考李粮店煤矿的实际情况, 并结合开拓巷道使用寿命长、原支护变形特征及变形机理, 采用锚架注“三阶段”动态支护技术。即首先按一次锚网施工并预留一次变形空间, 待巷道来压释放部分压力后, 进行全断面长锚索加固, 并架设可缩性金属支架进行支护, 最后采用深、浅孔结合进行壁后注浆加固围岩。

应用该技术对西翼轨道运输斜巷一处变形严重巷道进行扩修试验, 总体试验巷道成巷125m。现场施工中, 按20m分时段:先用全断面长锚索主动控制围岩, 接着采用U36钢棚可缩支护, 再采用快硬水泥滞后注浆, 三个地段平行作业。采取这种锚架注联合支护方式, 分阶段动态加固, 有力的控制了断层带地质构造应力引起的围岩破碎和巷道变形。巷道修复一年后, 巷道顶板下沉量和两帮移近量:顶板最大下沉量为324mm, 两帮最大移近量接近354mm。巷道整体支护效果良好。

4 结束语

煤矿开拓巷道服务年限长, 工程量大, 它的稳定和安全使用影响矿井基建投资、建井速度和生产经营效果。

(1) 李粮店煤矿井开拓巷道的变形破坏是由于高应力环境下软弱岩体强流变造成, 巷道围岩失稳机理是以水平应力作用下的高应力软岩巷道顶底板变形, 出现巷道底臌、顶板冒落。 (2) 大采深开拓巷道施工时, 一次主动支护可留有一定的让压空间, 以便于表面集中应力逐步向围岩深部转移。二次支护必须保证支护结构要有足够的承载能力, 保证静动压下的稳定, 不再进行修复加固。尽量降低支护成本, 加快施工速度, 降低劳动强度, 提高经济效益, 保证施工安全, 减少对生产的影响。 (3) 采用锚架注“三阶段”动态支护技术, 实现了对松散破碎围岩巷道的动态加固循环支护, 动态补充破碎围岩强度, 可以形成松散破碎围岩的厚层承载壳, 以维护巷道的长期稳定性。

参考文献

[1]姜峰, 赵晨光, 刘英明.深部软岩巷道围岩控制技术研究.山西煤炭, 2008 (9) .

隧道软岩大变形机理及控制研究 第8篇

关键词：隧道,软岩大变形,变形机理,控制措施

0 引言

当隧道工程穿越高地应力、浅埋偏压、松散破碎或者具有膨胀性质的软岩区域时, 围岩大变形极易出现而且危害极大, 其破坏支护结构、侵入断面限界, 若处理不当还会造成塌方, 甚至导致施工人员伤亡。南昆铁路家竹箐隧道 (跨度9.34m) 390m的大变形段延误铺轨达4个半月之久, 类似的还有青藏线关角隧道、宝中线木寨岭隧道及堡子梁隧道、国道317线鹧鸪山公路隧道, 给工程建设造成极大的困难。

1 工程概况

十 (堰) 房 (县) 高速公路通省隧道为上下行分离式的双向四车道高速公路隧道, 主要岩性为武当群片岩, 绢云母含量高, 构造破碎, 岩体软弱。

隧道施工过程中多段产生大变形, 表现为沿拱架形成多条环向裂缝, 裂缝呈上窄下宽趋势, 拱脚裂缝最大宽度达30cm。掌子面开挖时岩体结构面发育, 共有三组明显结构面。从侧壁变形裂缝中可见岩体完全破碎成块状, 有一定构造挤压迹象, 片理面及节理面光滑, 胶结程度差。

2 软岩大变形特征

通过现场观察和监测, 总结出通省隧道软岩大变形特点:①变形破坏方式多:变形破坏方式一般有拱顶下沉、侵入挤压, 隧道表现出强烈的整体收敛和破坏, 变形破坏机理复杂。②变形量大:拱顶下沉和水平位移大于10cm, 有的高达20cm, 有时还出现隧道一侧变形偏大, 一侧变形小, 变形的不对称, 使得隧道轮廓发生严重破坏。③变形速率高:软岩隧道收敛速率可以高达35mm/d。④持续时间长:由于该区域软岩具有强烈的流变性和低强度, 软岩隧道掘进后, 围岩的应力重分布持续时间长, 软岩隧道变形破坏持续时间很长。

3 软岩大变形机理

3.1 岩性对大变形的影响

通省隧道所处区域经历过多次构造过程, 且隧道埋深大, 在地质构造和地应力的作用下, 隧道岩体破碎、力学性能差, 单轴抗压强度一般小于10MPa, φ值约10~20°, C值一般0~0.01MPa。软弱破碎围岩的塑性破坏计算与其它岩土存在明显区别, 设塑性圈内径向应力为σr0, 切向应力为σθ0, 塑性区内围岩处于极限平衡状态, 即

由于围岩内原始应力为均匀应力, 洞室为圆形, 其力学平衡方程为

将 (3) 代入 (1) 整理得

式中, a为洞室半径。

可见, 软弱破碎岩体开挖后, 塑性圈内应力已与原岩应力场σ无关, 只与围岩体的c、φ值有关, 而c、φ值是岩性的一个重要表征参数, 因而说明了岩性在围岩大变形机理中起着重要作用。

3.2 地应力对大变形的影响

为了解围岩压力情况, 在隧道中埋设了多组振弦式压力盒, 如图1。通过监测数据得知衬砌上的围岩压力值都不大, 最大在6MPa左右, 70%在2~4MPa之间, 小部分小于2MPa;但是考虑监测断面岩体力学性能较差, 抗压强度较小, 当用抗压强度除以围岩压力时, 结果60%介于2~4之间, 尽管该值不是严格意义上的围岩强度比值, 但可以做个参考, 查相关地应力分级表格属于中等应力, 可见, 应力在大变形中起到的作用也是不容忽视的。

3.3 水对大变形的影响

通省隧道地质构造复杂, 断层破碎带多、节理裂隙发育。由于水的冲蚀作用, 可冲走结构面的充填物或使夹层泥化, 因而使得结构面间的摩擦阻力降低;由于水的化学作用可使岩石中某些可溶性物质被溶蚀, 因而使得岩石孔隙度增加, 岩石强度降低。

3.4 偏压

偏压引起的原因在于隧道开挖后的应力重分布。在开挖扰动前, 主应力方向 (σ1) 平行于山坡面, 其在水平方向的分力产生偏压。开挖前后主应力方向及开挖后断面上应力分布情况见图2。

3.5 时间因素影响

①岩体的流变性质:所谓流变性质指围岩变形在应力不变情况下不断增长 (蠕变) 或在变形约束情况下, 应力随时间降低 (松弛) , 以及围岩强度随时间降低的性质。②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。

4 控制措施

针对本隧道围岩大变形现象, 对原设计支护参数进行改进, 钢架由I20b换成H175, 系统锚杆长度由4m换成6m, 预留变形量由10mm增加到20mm, 同时辅以锚喷网支护, 锚杆采用Φ50注浆小导管, 浆液采用水泥单浆液, 通过提高围岩的整体性借以提高围岩的自稳能力。

另外初支施工过程中尽早闭合成环, 待围岩初支稳定后再进行二次衬砌。支护方式改进后, 通过现场监测, 洞周位移量大多不超过10cm, 大变形已经得到有效控制。

5 结论

①通省隧道地质情况复杂, 围岩软弱, 隧道大变形具有变形量大、变形速率高等特点, 处理不好将会严重影响隧道的施工进度。②通过室内试验及现场监测, 确定该地段发生软岩大变形的影响因素主要有围岩的岩性、地应力、水、偏压、时间效应等, 其中岩性和地应力为主要的诱发因素。③根据隧道大变形的特点及发生的机理, 选择设置临时钢支撑、加强初期支护、增大预留变形率的措施来控制, 并优化开挖步序, 初支尽早闭合, 待围岩初支稳定后再进行二次衬砌, 通过这些措施使软岩变形得到有效控制, 为其它大变形隧道施工提供了参考。

参考文献

[1]刘高, 张帆宇, 李新召, 等.木寨岭隧道大变形特征及机理分析[J].岩石力学与工程学报, 2005 (2) :5521-5526.

[2]卿三惠, 黄润秋.乌鞘岭特长隧道软弱围岩大变形特性研究[J].现代隧道技术, 2005, 42 (2) :7-14.

[3]刘志春, 朱永全, 李文江, 等.挤压性围岩隧道大变形机理及分级标准研究[J].岩土工程学报, 2008, 30 (5) :690-696.

Ⅱ水平皮带机巷底鼓变形机理分析 第9篇

关键词：朱仙庄矿,太灰含水层,底鼓变形,机理分析

0 引言

朱仙庄煤矿Ⅱ水平皮带机巷F19断层破碎带连续发生滞后底鼓变形并伴随有少量底板出水, 为彻底治理巷道, 采取了物探、钻探、深孔注浆、浅孔泄压、修复改棚等措施对巷道底鼓变形段进行了综合治理, 目取得了较好的效果。

1 Ⅱ水平第二部皮带机大巷工程概况

1.1 施工概况

朱仙庄煤矿Ⅱ水平皮带机巷位于矿井南部二水平Ⅱ3采区下部, 标高-676.2m~-683.6m, 为避免巷道揭露10煤, 保证10煤保护层工作面的连续开采, 该巷道设计为近太原群灰岩掘进, 局部地段揭露一灰或在一灰下层位施工。防治水工程设计依据为:将一灰、二灰作为隔水层, 防止三、四灰出水, 安全隔水岩柱取40m, 按“物探先行、钻探验证、注浆加固 (疏水降压) ”的方式掘进。

巷道采用锚喷+全封闭29U型棚+滞后注浆支护, 锚杆为GM22/2800-490高强螺纹钢树脂锚杆, 锚杆间、排距800mm1000mm。架全封闭29U型棚支护, 棚距500mm, 顶、帮采用φ10mm钢筋笆腰背, 底板以下采用φ10mm钢筋笆和铁背板腰背, 喷厚150mm。注浆锚杆采用φ202000mm钢管加工, 间、排距2000mm2000mm。注浆一般滞后迎头150m~200m。

1.2 地质概况

Ⅱ水平第二部皮带机大巷施工区域内构造复杂、断层较发育, 共计揭露大小断层八条, 巷道施工层位在10煤下和一灰之间, 层间距63m左右, 局部地段受断层错动影响, 在一、二灰之间层位施工。根据实际揭露及探查F19断层取芯钻孔成果显示, 10煤距一灰法距63m, 一灰厚约1.5m, 二灰厚度约3.4m, 一、二灰间距15m~18m, 三灰厚度约9.0m, 距离二灰约16m, 四灰厚度约0.8m, 距离三灰1.5m。

1.3 水文特征

朱仙庄矿太原群灰岩含水层组位于10煤底板下60m左右, 含11~13层薄层灰岩, 各层灰岩间均由一定厚度的海相泥岩隔水层组成, 该含水组富水性有明显的垂直分带现象, -300m以下岩溶发育较低, 富水性弱, q=0.0121/sm~0.0132l/sm, k=0.021~0.059m/d;该含水层组上段一、二灰厚度薄, 富水性弱;三、四灰厚度大, 含水丰富。

Ⅱ水平第二部皮带机大巷下部灰岩标高均在-680m以下, 富水性弱, 但水压大, 实测二灰静水压6.35MPa。具有明显的“高水压、贫富水”、在断层等构造发育地段滞后活化突水等特点。

2 底鼓变形段的工程地质特点

2.1 空间位置

主要的底鼓变形段位于Ⅱ水平第二部皮带机大巷 (北段) 中间联巷下口三岔门处。

2.2 构造特点

底鼓段位于F19正断层 (∠70°, H=20~35m) 与F19-1正断层 (H=5m) 的破碎带内, F19-1为伴生断层。F19正断层延伸范围广, 曾在Ⅱ3采区多处巷道内都有揭露, 揭露时均不导水。

2.3 岩性及水理性质

底鼓段巷道主要位于断层下盘, 在一灰和二灰之间, 一灰紧贴巷道顶板, 二灰距离巷道底板15m~18m, 三灰距离巷道底板40m左右。巷道揭露岩性主要为砂质泥岩。

中国矿业大学从该巷道底臌段巷道底板取四块岩样, 经中国矿业大学资源学院实验中心鉴定, 该岩样为含炭质伊利石泥岩, 其主要成分为:伊利石占90%, 炭质点5%, 黄铁矿、菱铁矿、粉砂各占1%。

3 巷道历次来压与治理概况

底鼓变形主要发生在Ⅱ水平第二部皮带机大巷 (北段) 拐终测点前39m~89m范围内, 该段巷道于2009年5月份开窝施工, 至今主要底鼓变形有四次, 前三次底鼓变形程度较轻且未伴随出水, 均进行了卧底改棚处理。第四次来压在2010年10月1日下午中班, 该三岔门处短时间内发生严重变形, 主要表现为严重底鼓、底梁卡缆断裂、喷层大量脱落, 10月2日夜班04:30左右伴随底板出水, 水量在2m3/h~3m3/h, 至10月4日夜班底鼓基本稳定, 最大底鼓量1.1m, 水量稳定在2m3/h~3m3/h, 经水质化验分析, 该水为太灰水与煤系地层砂岩裂隙水的混合水。

由于第四次来压底鼓变形的破坏速度快, 并伴随有底板出水, 有明显的突水征兆。随即在该处施工了高分辨率底板直流电法和震波CT探测, 均未发现富水异常现象。

针对第四次围岩破坏情况, 首先采取了卧底、改棚的措施进行了巷道修复, 之后采取了浅孔注浆、深孔泄压的方法进行后期治理, 在相邻的Ⅱ水平轨道大巷施工了3个远距离的疏水泄压孔, 之后在中间联巷下口向北100m范围内施工了10个注浆加固钻孔, 并在底鼓段处施工了5个加固F19断层的注浆孔, 在最后一个断层注浆加固钻孔施工结束后第二天该处巷道又开始底鼓变形, 并最终在沿断层面处的薄弱点发生片帮, 且巷道的顶帮也出现淋水。之后在断层的上盘施工了多个泄压孔, 当钻进至二灰出水时, 巷道的顶板淋水会明显减小。目前巷道在泄压孔的保护下, 已完成改棚, 正在设计施工长期疏放水钻孔, 以确保巷道长期稳定。

4 巷道变形机理分析

1) 构造应力:从巷道优化角度上分析可以发现, 该巷道最初设计存在不足, Ⅱ水平第二部皮带机巷三岔门正好布置在F19断层的破碎带内, 为应力集中点, 巷道卧底处理后, 应力沿巷道薄弱点突破支护可能是造成底鼓变形的根本原因;

2) 围岩性质:巷道围岩裂隙较发育, 岩性完整性非常差, 并且围岩中含有蒙脱石等膨胀软岩, 加上灰岩水的影响, 围岩局部发生泥化, 围岩浸透松散、破碎, 围岩自身强度较低, 在多种应力作用下, 易出现碎胀破坏、软岩流变。巷道围岩强度低为巷道发生变形破坏的主要因素之一;

3) 巷道断面大、支护能力弱:Ⅱ水平第二部皮带机巷断面达到4800mm3800mm, 加上与中间联巷相连接, 形成巨大的地下空间, 而与之对应的支护能力较弱, 同时由于底鼓后的卧底处理, 破坏了帮部的支撑结构, 内部出现大量空洞、裂隙、孔隙, 导致帮部支护整体性偏弱, 无法形成顶板稳定承载基础。

综合以上分析, Ⅱ水平第二部皮带机巷的底鼓变形的问题, 本质上是地应力、采动应力和地下水渗透力相互影响、相互作用的岩体水力学问题, 对该类巷道进行修复也应该考虑三者的综合治理。

5 结论

今后在此类近灰岩掘进的巷道过断层等应力集中、岩石破碎地段时, 应从以下几个方面进行超前防范, 以减少后期巷道破坏后的修复难度。

1) 巷道三岔门设计时, 要尽量避开断层破碎带等应力集中点;

2) 近灰岩掘进的巷道中, 过断层前, 即使物探、钻探均显示无水, 也应提前对破碎带进行注浆加固, 已保障后期安全施工。

参考文献

[1]李德彬, 许进鹏, 姚曹节.淮北矿区太原组灰岩层掘进可行性研究[J].中国煤炭, 2010 (8) .

[2]史向明, 钟昌波.太原组灰岩岩溶充水特征及水害防治[J].能源技术与管理, 2009 (2) .