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文档简介
1、矿山压力和岩石控制,7.1道路地层行为规则7.1道路围岩应力和变形规则7.2矿山影响道路地层行为规则7.3道路围岩控制原理7.4章总结,7.1道路围岩应力和变形规则7.1.1矿山影响道路围岩应力(1)原始岩石隧道巷道引起的围岩应力,道路开挖后原始岩石应力再分配,道路围岩应力集中。当围岩应力小于岩体时,围岩仍是弹性状态,围岩应力可以根据平面变形问题用弹性力学方法计算。如图7-1所示,双向等压原岩应力场圆形巷道围岩应力分布。图7-1圆形道路上,围岩的弹性变形应力分布在围岩应力大于岩石强度的情况下,道路围岩产生塑性变形,从道路周围延伸到围岩深度的特定范围,塑性变形区出现,为了弹塑性介质,道路围岩的应
2、力分布如图7-2所示。在可塑性区域内,圆(a)周围岩石的强度明显减弱于原始应力H,周围岩石的破裂和位移也称为破坏区域或卸载和应力减少区域。塑料区域外圈(b)中的应力高于原始应力,是具有弹性区域内应力增加的轴承区域,也称为应力增加区域。到围岩的深度是稳定状态的原始应力区。图7-2圆形道路围岩塑性变形区和应力分布,a破裂区;b塑料区域;C-弹性区域;D-原始应力区、道路的稳定性和周围位移主要取决于反映岩石强度特性的内部摩擦角和凝聚力c等岩石烃源岩应力p。之间的关系是随着道路的周边位移u增大道路原始岩石应力,指数函数关系急剧增加;指数的大小取决于的变化,值越小,指数越大,u值越快。根据内摩擦角和凝聚
3、力c,道路塑性区半径r和周围位移u的减少,即围岩强度下降,明显增加。(2)工作面周围支撑压力分布煤层开采过程中,原始岩石应力场的平衡状态被破坏,发生应力再分配。对于受采矿影响的道路,维护状态主要取决于采矿的影响,而不是受道路位置自然因素的影响。煤层开采后,开采区上部基岩的重量会移动到采空区周围的新支撑点,从而在采空区周围形成支撑压力带(图7-3)。图7-3 goaf应力重新分布概述、1-从前到前、从前到前、从前到前、从前到前、从前到前的线支撑压力2、3-倾斜方向残余支撑压力4-工作面后的goaf支撑压力、支撑压力的显示特性显示为支撑压力分布范围、分布形态和应力最高点。应力增长系数k是支撑压力峰
4、值与烃源岩的法向应力之比。支承压力分布参数包括:煤体边的破裂区域宽度,塑料区域宽度(支承压力峰值距离)x0,支承压力的影响距离x1。目前,以上参数主要是通过现场测量得到的。工作面高级支撑压力峰值位置一般为煤壁4 8米,相当于2 3.5倍的开采高度。影响范围为40 60m,小数为60 80m,应力增量系数为2.5 3。工作面倾斜方向固定支承压力影响范围通常为15 30米,小数为35 40米,支承压力峰值位置通常为煤壁15 20米,应力增加系数为2 3。采空区支撑压力应力增量系数通常小于1,个别情况下达到1.3。相邻采空区形成的支撑压力在某些位置相互重叠,称为叠合支撑压力。例如,上段和下段之间由上
5、段采空区形成的残余支撑压力与下段工作面上的超前支撑压力重叠,从煤层突出到采空区的转角形成高堆积支撑压力,应力增加系数可能为5 7,有时更高(图7-4)。图7-4煤层突出角上的叠加支护压力,(3)采矿引起的底板岩石应力分布煤层开采引起的矿山空间围岩应力再分配,不仅导致了矿山空间周围煤(柱)的应力集中,而且将应力传递到底部深部,在底部岩石一定范围内再分配应力,成为影响地面道路布置和维护的重要因素。如果沿工作面推进方向,或沿工作面倾斜的方向获得纵向剖面,煤层底板岩石仍相当于半无限体。通过平面变形问题处理,计算了煤和压缩矸石中超载的支撑压力引起的底板岩石应力,最大主应力max的应力增加系数轮廓分布如图
6、7-5所示。图7-5 a表示上部煤层单侧开采引起的底部岩层内部应力分布,图7-5 b表示上部煤层两侧开采的遗留保护煤柱导致底部岩层内部应力分布。如图所示,除了柱下的分层在一定范围内形成应力增加区域外,柱附近goaf下的分层在一定范围内形成应力减少区域。水平应力上升区域和压力缓解区域以及水平方向的压缩和膨胀。采空区下浅底部甚至出现拉应力,岩石地层的强度已经大大减弱。位于应力减少区域内的地面道路,顶部采空区和支柱边缘之间必须保持一定距离。(a) (b)图7-5遗留保护煤柱引起的底板岩体的应力分布a-上煤层侧采b-上煤层两侧开采,7.1.2相邻巷道的应力分布和巷道间距确定,(1)巷道围岩的应力影响巷
7、道掘进后巷道围岩的应力再分布。道路围岩应力受干扰的区域称为影响区域,通常使用原始岩石应力值的5%作为影响区域的边界。如果相邻道路的应力影响带彼此不重叠,则可以忽略道路之间的相互影响。如果相邻道路的应力影响带相互重叠,但未到达相邻道路,则可以叠加道路的围岩应力值。在静态水压应力场,弹性变形道路的应力影响区造型为半径为6r的圆(r为道路剖面半径)。在非静态水压应力场,道路的应力影响区造型不再是圆形,通常是长轴不大于12r的椭圆。因此,具有相同横断面的两条圆形道路的间距d为6r d 12r半径不同的两条圆形道路的间距d为6r d 6 (r r)。如果在道路周围形成塑料变形区域,则相邻道路的应力影响区
8、域不应超过塑料变形区域和弹性变形区域的相交界面。(2)巷间暗柱的稳定性暗柱的稳定性主要取决于暗柱的荷载和暗柱强度。岩石柱承受超过岩石柱承载能力的荷载时不稳定。岩柱的强度主要由组成岩柱的岩体强度、岩柱的宽度和高度以及整体结构特征决定。许多现场数据的经验公式包括Obert-Dwvall/Wang(1967)和Bieniawski(1968)公式:公式中的r-岩石柱强度,MPa;Rc-in situ临界立方体的单轴抗压强度,MPa B-岩石柱宽度,m;H-岩石柱高度,m . RC1临界尺寸岩石柱的强度,MPa。(3)相邻道路之间的合理距离,在我国煤矿目前的开采深度,大路的距离为20 40米为宜,周边
9、岩石比较稳定时取小值,不稳定时取大值;浅侧和坚硬的围岩和急倾斜煤层的大车道间距为10米;中选择所需的构件。在深围岩和软围岩中,大车道间距可能增加到50米。向上或集中的车道间距为15 30米时,周围岩石稳定时取较小值,不稳定时取较大值;对于浅、坚硬的围岩和急倾斜煤层,上述距离可以减少到10米,在深、软的围岩和厚煤层中,间距必须扩大到40 50米。表7-2道路相互影响系数,以前的苏联煤矿巷道合理布置保护和支护规程规定:d=(a1 a2) k1a 1 a2-相互影响的道路总宽度,mk1-道路相互影响系数,7.1.3建筑应力对道路稳定性的影响,(1)建筑应力结构应力的基本特性基于水平应力,具有明确的方
10、向和区域(2)水平应力对巷道稳定性的影响水平应力是影响巷道顶板离层、底板臌、两坑挤土的主要因素。顶板岩石在水平应力下可以表现出两种破坏形式。一种是薄页岩沿侧面滑动,另一种是厚砂岩岩石以小角度或沿小断层剪切,上层不稳定性下降。,水平应力下屋顶的损伤a-薄页岩屋顶B-厚砂岩屋顶,水平应力下巷道底鼓,水平应力下巷道两个坑道破裂,(3)合理巷道布置方向道路轴线方向和结构应力方向之间的角度,巷道围岩水平应力集中差异很大。因此,在结构应力较强的区域,要重视道路布置方向,正确调整道路方向和结构应力方向之间的关系,减少结构应力对道路围岩稳定性的影响。图7-6公路的轴向和结构应力设置为一定角度时,周边围岩应力计
11、算概要,图7-7公路轴向平行和垂直结构应力条件下周边围岩应力分布a-平行结构应力;B-垂直构造应力,当道路的轴与构造应力方向平行时,构造应力对道路的稳定性影响最小;道路的轴垂直于构造应力方向时,影响最大。结构应力对道路稳定性的影响主要取决于alpha角度正弦的平方值,如果角度小于250 300,则结构应力对道路稳定性的影响不明显。7.1.4矿山影响巷道围岩变形(1)构成巷道围岩变形量的巷道围岩变形量包括巷道的顶板沉陷、底板荷载、巷道引道、深部围岩移动和巷道剩余破坏区域。(2)巷道围岩变形规律从巷道掘进到报废,经过采矿引起的围岩应力再分配过程,围岩变形持续增长和变化。以受围岩破坏影响的工作面通风
12、道为例,围岩变形需要5个阶段(图7-8)。图7-8段平巷围岩变形,掘进影响阶段煤体开挖道路后,巷道围岩发生应力集中,形成塑性区的同时,围岩向巷道空间出现了显著位移。随着道路挖掘时间的延长,围岩的变形速度逐渐减少,趋于缓和。道路的围岩变形量主要取决于道路的埋深和围岩的特征。(2)在掘进稳定的阶段,巷道掘进引起的围岩应力再分配趋于稳定,一般来说,岩石具有流变性,因此围岩变形随着时间的推移而增加,但其变形速度远小于巷道掘进初期。道路围岩变形速度仍取决于埋深和围岩特性。(3)采矿影响阶段公路上段工作面(a)矿山影响后,在恢复引起的超前移动支持压力下,巷道围岩应力重新分布,塑性区大幅度扩大,围岩变形急剧
13、增加。工作面(a)背面附近,在道路上方和采空区一侧,桥面弯曲下沉,重要运动使支撑压力和道路周围岩石变形的速度达到最大。道路的围岩特性、保护道路的煤柱宽度或道路的侧向支撑方法、工作面的顶板岩体结构在此期间对围岩的变形产生了重大影响。(4)在采矿影响稳定阶段,采矿引起的应力再分配趋势稳定后,道路围岩变形速度再次明显降低,但在掘进影响稳定阶段,围岩变形量仍高于变形速度,根据流变性规律慢慢增加。(5)第二次采矿的影响阶段道路由于该段采矿工作面(b)的回收,上段剩余支撑压力,该段工作面超前支护压力相互叠加,巷道围岩应力急剧增加,围岩应力重新分布,塑性区进一步扩大,应力反复扰动,使围岩变形比仅受一次采矿影
14、响时强。表7-3矿区平原不同地层行为区内顶板移动规律,7.2矿山影响巷道矿压显现规律7.2.1巷道位置类型根据巷道和矿山空间相对位置与开采时间的关系,可以将巷道位置分为以下几类:(1)在与矿山空间同一水平的道路上,称为该煤层道路,在分析该煤巷位置时,只考虑矿山空间周围煤中支撑压力的分布规则,就可以作为平面问题进行处理。,(2)与恢复空间水平不相同,但其下的道路称为地面道路,在分析地面道路的位置时,应考虑恢复空间周围地面岩石中的应力分布规律,并按空间问题进行处理。当然,有恢复空间的水平以上的道路称为屋顶道路。(3)厚煤层中、下、相邻煤层的煤层道路可能同时受到这一分层、上、邻近煤层的开采影响。分析
15、这些道路位置时,根据道路与恢复空间位置和提取时间的关系,综合考虑了恢复空间周围煤的支撑压力和顶板和底板岩中应力叠加的效果。7.2.2节道路的位置和地层行为规则1)断面道路的布置方法可根据断面挖掘准备系统分为断面道路三种布局。(1)道路两侧是煤-煤道(图7-9 I),即煤体。图7-9道路布局图a-煤柱护栏;B-无锡煤柱路,(2)道路一面是煤体,另一面是煤柱保护,保护煤柱一面的采矿效果稳定后,掘进的道路称为煤体-煤柱路(采矿稳定)(图7-9 1)。与保护煤柱一侧的采矿面道路一起挖掘,在保护煤柱一侧的开采过程中隧道的道路称为煤柱路(正洞)(图7-9 1)。(3)道路的一侧是煤的另一侧是采空区,采空区
16、一侧的开采影响稳定后,沿采空区边缘行驶的道路称为煤体-无锡煤柱(空掘进)道路(图7-92);在加强支撑或使用其他有效方法保持相邻路段的情况下,该路段的工作面开采所使用的道路称为煤-无煤(非煤柱)道路(图7-9 2)。综上所述,道路布置方法有三个阶段:2)区段道路地层行为规则(1)煤-煤巷道服务中围岩的变形过程:掘进影响、掘进影响稳定性和采矿影响。由于矿山面后方放弃了道路,道路只受到了矿山前部的采矿影响,围岩的变形量远低于采矿影响阶段的全过程。大体上只有三分之一左右。(2)煤-煤柱(采矿稳定性)或掘进巷道服务过程中围岩的变形也经历了掘进影响、掘进影响稳定性和采矿影响三个阶段。但是,在道路全服务期
17、内,总是受到邻近断面采空区残余支撑压力的影响,三个影响阶段的围岩变形全部大于煤-煤巷道。3)煤-煤柱(采矿中)或空预留巷道服务中围岩的变形,经过(1)掘进影响阶段(2)掘进影响稳定阶段(3)采矿影响阶段(4)采矿影响稳定阶段(5) 2采矿影响阶段的5个阶段。围岩变形量比哑光及侧矿稳定后的道路大得多。3)厚煤层下分层段道路布局和地层压力规则厚煤层、下分层段道路相对层工作面仍是煤-煤、煤-煤柱(采矿稳定、正常开采)、煤-煤柱(矿井稳定、正常开采)三种布置方法。上层分层主要有以下三种位置关系:放置在稳定的采空区下,附近的塔遗留煤柱(图7-10 a);放置在稳定的采空区下,靠近分层煤柱(图7-10b)。道路布局位于分层胡同煤柱的下部(图7-1
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