锚网喷注联合支护技术在硐室修复加固中的应用_杨灵.pdf
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1、工程建设Engineering Construction第 55 卷第 2 期2023 年 2 月工程设计收稿日期:2022 05 13作者简介:杨灵(1988),男,工程师,从事岩土工程设计工作。锚网喷注联合支护技术在硐室修复加固中的应用杨灵(中冶长天国际工程有限责任公司,湖南 长沙 410006)摘要:随着国家对矿产资源的开采逐渐向深地延伸,如何控制硐室大变形,确保支护结构的有效性成为深部软岩硐室支护的首要问题。本文以广西某复杂地质条件地下锰矿大断面硐室为工程背景,基于现场监测硐室大变形破坏及支护失效,运用FLAC3D 精细化模拟了硐室围岩破坏变形的演化规律,讨论了地层侧压力、岩体软化系数
2、、不同支护形式 3 个因素对硐室围岩变形、塑性区范围等的影响规律,基于此,论证了锚网喷支护对深部硐室支护具有明显的局限性,而锚网喷+锚注联合迭加支护技术是一种行之有效的围岩控制方式。监测结果表明:采用锚网喷+锚注联合迭加支护技术能够有效地控制深部硐室大变形,能保持硐室的长期稳定与安全。关键词:深部矿产资源;围岩稳定性;联合支护;现场监测;数值模拟中图分类号:TD354文献标识码:A文章编号:1673 8993(2023)02 0036 07doi:10.13402/j.gcjs.2023.02.020Application of bolt and grouting combined suppo
3、rtin chamber repair and reinforcementYANG Ling(Zhongye Changtian International Engineering Co.,Ltd.,Changsha 410006,Hunan,China)Abstract:With the mining of mineral resources gradually extending to deep ground,how to control the largedeformation of the chamber and ensure the effectiveness of the supp
4、orting structure has become the primary problem ofchamber supporting of deep soft rock.Taking a large-section chamber of underground manganese ore under complexgeological condition in Guangxi as engineering background,based on the field monitoring results of large deformationoccurred in the chamber
5、and the supporting structure also failed,the law of surrounding rock failure and deformation issimulated by FLAC3D,the influence of formation lateral pressure,rock softening coefficient and different support formson the deformation of surrounding rock of the chamber and plastic zone range is discuss
6、ed.Based on that,it is provedthat the anchor net spray supporting has clear limitations on deep chamber supporting,but anchor net spray+anchor-grouting combined support technology is an effective method for surrounding rock controlling.The monitoring resultsshow that anchor net spray+anchor-grouting
7、 combined support technology can effectively control deep chamberdeformation,and can maintain the long-term stability and safety of the chamber.Key words:deep mineral resources;surrounding rock stability;combined support;field monitoring;numericalsimulation随着国家对矿产资源需求的日益增加,深井开采逐渐成为我国矿产资源的主要来源 1 2,深地
8、开采的地质条件更趋恶劣,如:高地应力、高地温、高岩溶水压等 3,这将导致深部硐室围岩稳定控制难度增大,对其围岩稳定控制提出了严峻挑战 4 5。632023 年第 2 期杨灵:锚网喷注联合支护技术在硐室修复加固中的应用在对深部巷道围岩的变形控制上,国内外研究大体分为 4 个领域:1)刚性或可缩性钢支架、钢筋混凝土复合衬砌为代表的被动支护方法6;2)高强锚杆、锚索为代表的增强型主动支护技术7 8;3)岩土体工作面或超前注浆为代表的加固技术9;4)改进联合支护技术10。面对深部地下软岩硐室复杂地质问题,单一支护形式往往难以解决其硐室大变形控制问题,如何实现不同支护形式之间的耦合协同,确保支护结构的长
9、效性为关键难题。基于上述研究成果,本文以某复杂地质大断面硐室修复加固为研究背景,在原硐室锚网喷支护基础上,运用全断面锚网喷、锚索与锚注形成联合迭加支护技术,以期可为解决复杂条件下大断面巷道围岩稳定控制提供有效途径。1工程地质条件广西某地下锰矿大断面变电硐室平面布置如图1 所示,硐室净断面宽度为5.2 m,高度为4.3 m,原掘进断面尺寸为5.5 m 4.5 m。该硐室顶、底板主要是软弱泥岩及砂质泥岩,硐身围岩局部存在极破碎泥岩。根据地勘资料,岩体物理力学参数如表 1 所示。图 1变电硐室平面及监测点布置根据地勘资料,硐室直接顶板为砂质泥岩,厚度约为 4 m;硐室直接底板为泥岩,厚度约为 10
10、m。其试样在饱水状态下的力学性能降低较多,存在明显的软化现象,硐室在支护加固中应注意防水、堵水,防止底板遇水泥化现象因而造成强度大幅下降。硐身存在不均匀极破碎泥岩,其单轴抗压强度、抗拉强度、弹性模量均很低,呈典型的弹塑性破坏模式,试块无法承受较大拉应力的作用,很难通过常规试验获得其抗拉性能参数,特别是在饱水状态下,其力学性能更低。硐室围岩综合评定为级。表 1岩石力学参数不同岩体密度密度/(kg m3)单轴抗压强度/MPa抗拉强度/MPa内摩擦角/()泊松比弹性模量/GPa体积模量/GPa切变模量/GPa黏聚力/MPa泥岩2 50024.562.7026.800.2813.715.446.351
11、2.10砂质泥岩2 50045.144.6536.900.2913.845.587.456.72极破碎泥岩2 5009.520.4534.300.343.241.632.402.552硐室修复与加固技术数值模拟研究运用 FLAC 3D 建立数值模型,采用 Mohr-Coulomb 准则进行计算,泵房和变电所硐室原设计断面为矩形,硐室模型建立统一按 5.4 m 4.5 mm 考虑。模型建立时左右上下边界均取25 m,计算时,对不受开挖影响的边界进行位移约束,在单元内部节点施加初始应力,以控制硐室掘进后的卸荷过程。垂向初始地应力与硐室埋深成正比5,即:z=h(1)x=kz(2)v=kz(3)式中:
12、、k 为 x、y 方向侧向应力系数;x、z分别为 x、y 方向地应力,MPa。为了模拟地层边界条件,在数值模型前后两面施加 y 方向的位移约束,左右两侧施加 x方向的位移约束,底面施加 z 方向的位移约束,模型的上表面为自由面。深部高地应力软岩硐室中,围岩侧压力及岩石软化系数是导致围岩发生分区破裂、岩爆及挤压大变形等非线性破坏的重要原因11 13,研究不同侧压力系数及岩石软化系数下硐室围岩塑性区演化规律有助于合理布设锚网索及注浆导管。现分别对硐室在不同地层侧压力系数、73工程建设第 55 卷第 2 期不同岩体软化程度以及不同支护方式下硐室围岩塑性区变化及围岩变形进行模拟分析。2.1侧压力系数对
13、围岩塑性区和位移的影响分析为了分析在不同地层侧压系数下硐室围岩变形演化规律,分别选定地层侧压力系数为0.6,0.8,1.0,1.2;另外,取定岩石饱水软化系数为 0.5,巷道按不支护考虑。硐室开挖卸荷后塑性区的演化如图 2 所示。由图 2 可以明显看出,不同侧压力系数下,硐室顶板、底板、两帮均发生明显的破坏,且以剪切破坏为主。k 值较小时,矩形硐室4 个角出现明显的应力集中,发生严重的剪切破坏,随着 k 值的增大,硐室破坏范围逐步向顶部及底板延伸。根据计算结果,当 k=0.6 时,最大破坏深度位于硐室两帮,深度达 4.6 m 左右。当 k=1.2 时,硐室两帮顶、底板出现最大破坏范围,为 5.
14、8 m 左右。不同地层侧压力系数硐室塑性区深度计算结果如表 2 所示,硐室围岩位移数值如表 3 所示。侧压力系数:(a)0.6;(b)0.8;(c)1.0;(d)1.2图 2不同地层侧压系数下硐室塑性区的演化表 2不同 k 值时巷道围岩破坏深度m位置k 值0.60.81.01.2顶板塑性区2.993.885.235.77底板塑性区2.953.875.145.87两帮塑性区4.544.654.774.85表 3不同 k 值时围岩的最大位移值mm项目k 值0.60.81.01.2顶板最大竖直位移465.88488.23581.88747.24底板最大竖直位移305.72330.62437.8460
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