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类型第七章 回采巷道矿压控制 山科.ppt

  • 上传人:pc****0
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  • 上传时间:2026-04-08
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    第七章 回采巷道矿压控制 山科 第七 回采 巷道 控制
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    Pressure Control of Mining Gateway,资源与环境工程学院,-,资源工程,1,系,回采巷道矿压控制,单击此处编辑母版文本样式,第二级,第三级,第四级,第五级,*,*,资源与环境工程学院,-,资源工程,1,系,Pressure Control of Mining Gateway,回采巷道矿压控制,单击此处编辑母版文本样式,第二级,第三级,第四级,第五级,*,*,资源与环境工程学院,-,资源工程,1,系,Pressure Control of Mining Gateway,回采巷道矿压控制,单击此处编辑母版文本样式,第二级,第三级,第四级,第五级,*,*,资源与环境工程学院,-,资源工程,1,系,Pressure Control of Mining Gateway,回采巷道矿压控制,单击此处编辑母版文本样式,第二级,第三级,第四级,第五级,*,*,资源与环境工程学院,-,资源工程,1,系,Pressure Control of Mining Gateway,回采巷道矿压控制,回采巷道矿压控制,目 录,7.1,煤层巷道开掘的位置和时间,7.,1.1 回采巷道控制要求和需要解决的矿压问题,7.,1.2 煤体边缘处于弹性状态时巷道开掘的位置和时间,7.,1.3 煤体边缘进入塑性状态时巷道开掘的位置和时间,7.,1.4 厚煤层中、下分层巷道开掘的位置和时间,7.,2 回采巷道围岩变形量预计,7.,2.1 巷道围岩变形过程及组成,7.,2.2 巷道围岩变形量预计,7.,2.3 影响巷道围岩变形量的因素,7.,3 回采巷道围岩稳定性分类方法,7.,3.1 巷道围岩稳定性分类目的及方法,7.,3.2,单因素单指标分类,7.,3.3 多因素单一综合指标分类,7.3.4,多因素多指标巷道围岩稳定性分类,7.,4 回采巷道支护设计,7.,4.1 巷道支架对围岩的工作状态,7.,4.2 支护选择,7.,4.3 支护方式确定的原则,7.,4.4 煤巷锚杆支护理论及设计方法,7.5,深部巷道围岩控制机理与方法,回采巷道是形成采煤工作面及为其服务的巷道,是回采工作面通风、行人、运输的咽喉,受回采工作面引起的覆岩运动和支承压力的作用,,,其维护状况将直接影响矿井正常安全生产和经济效益。,根据矿山压力分布及其显现规律选择回采巷道的合理位置,以尽可能地减轻采动影响,改善巷道维护状况。回采巷道需要解决的矿压及实际问题:,(,1,),选择巷道开掘的合理位置和时间,;,(,2,),正确预计巷道围岩变形量、确定初始巷道断面尺寸,;,(,3,),正确进行支护设计,,包括确定支架对围岩的工作状态、选择支护类型和支护方式及设计新型支架、计算支护密度。,7.1.1,回采巷道控制要求及需要解决的矿压问题,控制要求:,安全上可靠;技术上可能;经济上合理。,7.1,回采巷道开掘的位置和时间,工作面推进方向(周期性),工作面倾斜方向(一次性运动),留巷、掘巷(护巷)的几种方式,沿空掘(留)巷,大煤柱护巷,小煤柱掘巷,冒高(直接顶)大小对沿空留巷变形的影响,煤体处于弹性和塑性状态时对沿空留巷变形的影响,沿空留巷:,工作面采煤后沿采空区边缘维护的为下一个工作面使用的原回采巷道。上工作面回采后,采用一定的技术手段将上一区段的运输(下)顺槽重新支护留给下一个工作面的回风(上)顺槽使用。,优点:,少掘一条巷道,减少了巷道掘进工程量;缓解接续紧张;减少煤柱损失,延长矿井服务年限。,沿空送(掘)巷:,沿已采(上)工作面的采空区边缘掘进的区段平巷。利用采空区边缘处于支承压力降低区的特点,,沿着基本顶已垮落稳定的采空区边缘或仅留很窄的小煤柱掘巷。,沿空掘巷又分为留小煤柱(小煤柱沿空掘巷)和不留煤柱(完全沿空掘巷)两种形式。,优点:,处于应力降低区,巷道变形小,维护费用低;虽没有减少区段平巷的数目,但因不留或留小煤柱,减少了煤损。,沿空留巷及沿空送(掘)巷的概念,表,7-1,煤体力学状态与支承压力分布特征,7.1.2,煤体边缘处于弹性状态时巷道开掘的位置和时间,1.,煤体边缘处于弹性状态时的沿空留巷方案,图,7.1,煤体边缘处于弹性变形 状态时的留巷,基本顶在,煤体边缘裂断,,由于基本顶回转下沉造成的顶板下沉量小;,煤体边缘处于弹性变形状态,,由煤体变形引起的巷道顶板下沉量小、两帮压力小;支承压力高峰在煤体边缘,巷道底臌量小。,在,无内应力场,条件下沿空留巷的维护一般是比较容易的,特别是在有相应的支护手段时,应积极采用沿空留巷。,2.,煤体边缘处于弹性状态时的沿空送巷开掘的位置和时间,在煤体边缘处于,弹性变形,状态时,工作面侧向煤体上的支承压力分布如图,7.2,所示,,上区段工作面,后方支承压力高峰在煤体边缘,,下区段工作面,前方叠加支承压力高峰存在仍在煤体边缘和进入煤体内部两种情况。,图,7.2,煤体边缘处于弹性变形状态条件下侧向煤体上支承压力分布,上区段工作面后方侧向煤体上支承压力分布;,下区段工作推进时叠加支承压力分布(高峰在煤体边缘);,下区段工作面推进时叠加支承压力分布(高峰进入体内煤部),在煤体边缘仍处于弹性变形状态条件下,若因需要挡矸或支护困难不能采用沿空留巷时,有三种可能送巷位置:,完全沿空送巷(位置,1,)、小煤柱送巷(位置,2,)和大煤柱送巷(位置,3,)。,基本顶回转下沉触矸后的沿空送巷是比较合理的,。因为煤体边缘处于弹性变形状态,送巷引起的围岩变形很小。,当受本工作面回采影响时,如果煤体边缘由于叠加支承压力的作用进入塑性破坏状态,巷道围岩变形量会急剧增加。但支承压力高峰要向煤体内部转移,,位置,2,的巷道将处于叠加支承压力峰值区内,势必受到叠加支承压力高峰的影响,巷道巷道围岩同样会进入塑性破坏状态(巷道两帮煤体处于单向受力状态),,而且小煤柱可能失去稳定性,因此位置,2,的巷道围岩变形也会急剧增加。,位置,3,的巷道,在原始应力区中,只受超前支承压力作用,巷道围岩变形量最小。但,煤柱损失大。若存在下煤层,形成的孤岛煤柱给下煤层开采带来应力集中等不利影响,,,尤其是开采深部煤层和具有冲击倾向性的煤层更加不利。,(,a,)基本顶触矸前送巷,(,b,),基本顶触矸后送巷,图,7.3,送巷时间对巷道顶板下沉的影响,沿空送巷如在基本顶,触矸前,掘出,则巷道将由于基本顶回转来压而产生很大的顶板下沉(图,7.3,(,a,);在基本顶岩梁,回转下沉并触矸后,掘巷,则不受顶板显著运动的影响(图,7.3,(,b,)。,煤体边缘处于弹性状态下合理的掘巷位置和时间:,(,1,)采用沿空留巷最合理,条件具备时尽可能采用。,(,2,)若因挡矸需要或支护手段限制必须采用沿空掘巷时,应采用完全沿空掘巷。,(,3,)若采用沿空掘巷,掘巷时间应在基本顶回转沉降触矸后掘巷。,7.1.3,煤体边缘处于塑性状态时巷道的开掘位置和时间,1.,煤体边缘处于塑性状态时的沿空留巷,右图所示,由于煤体边缘进入塑性破坏状态,支承压力高峰进入煤体内部,基本顶岩梁从煤体内部裂断,其回转沉降时留巷的顶板下沉、底板臌起、两帮移近都很大,特别是顶板破碎和采高较大时。,沿空留巷在基本顶回转沉降时的变形情况,目前,沿空留巷应用效果较好的适用条件:薄及中厚煤层;直接顶较厚且容易垮落;煤层倾角较小(,300,综合治理,围岩变形一般在支护下无稳定期,巷道围岩松动圈分类方法的优点:,(,1,)绕过了原岩应力、围岩强度、结构面性质测定等困难问题,但又着重抓住了它们的影响结果,即松动圈是一个包含多因素影响的综合指标;,(,2,)松动圈系现场实测所得,未在重要方面作任何假设;,(,3,)松动圈大小通过实测获得,确定支护参数时直观简单,应用十分方便;,(,4,)采用单一综合指标分类,分类的重复性、可靠性不以人们的经验不同而变化。,(,5,)松动圈分类方法的理论及实践基础较为坚实,它与锚杆支护设计形成了技术系列。,巷道围岩松动圈分类方法的缺点:,(,1,)准确测试困难,特别是顶板和底板测试困难;,(,2,)该理论对中小松动圈有很重要价值,但对大松动圈尤其是高应力软岩的采准巷道,有一定的局限性。,2.,按巷道围岩移近量(率)的围岩稳定性分类方法,最能反映巷道围岩稳定性的综合指标是巷道围岩移近量,(移近率)。,德国埃森采矿中心,、,前苏联,等结合本国的实际情况,,根据,大量,巷道围岩移近率,实测统计,建立了本国的,巷道围岩稳定性,分类方法。,中国煤炭科学研究院建井所段振西教授提出了以围岩,移近,量大小,为指标的巷道围岩稳定性,分类方法,。,围岩,类别,巷道,围岩,移近,量,/mm,支护结构,巷道跨度,B5m,巷道跨度,5B10m,200,二次支护:,150200mm,喷射混凝土、锚杆、网和钢拱桁架混合支护,二次支护:,200250mm,厚喷射混凝土,锚杆、锚索网和钢拱桁架混合支护,以围岩,移近,量,为分类指标的巷道,围岩分类和支护,3.,采用稳定性指数的巷道围岩稳定性分类,巷道稳定性,0.25,稳定,0.250.4,中等稳定,0.40.65,不稳定,前苏联学者采用,以下,(其中,,为岩石单向抗压强度,,MPa,;,为,上覆岩层平均容重,,MN/m,3,;H,巷道埋深,m)指标来评价深井巷道围岩稳定性,。,稳定性,指数的,巷道围岩,分类,7.,3.,4,多因素多指标分类方法,巷道围岩稳定性的影响因素众多,多因素多指标分类能比较全面地反映巷道围岩的工程性质,但是参数的组合与岩体质量系数的计算方法较大程度地依赖于分类工作者的经验。在分类方法方面有模糊聚类分类、层次分析、神经网络、支持向量机等方法,它需要依据较大数量的已知样本,建立评价模型,进行分类。,1.,多指标聚类分析方法,对某事物按一定要求进行分类的数学方法叫做聚类分析,它是以大量的样本为基础,将样本按它们的某些特征进行分类,运用数学方法定量的研究类的划分及各类之间的稀疏程度。模糊数学的理论方法引到聚类分析中,从而形成有很强生命力的模糊聚类分析方法。这种方法在巷道围岩稳定性分类方面的研究,最具代表性的是,1988,年我国的采矿学者在进行了大量的理论研究、科学实验和现场调研的基础上提出的,我国缓倾斜、倾斜煤层回采巷道围岩稳定性分类方案,。,该方案在分析了我国,102,条回采巷道矿压观测资料的基础上,选定影响巷道围岩稳定性的,7,个指标:顶板强度、底板强度、两帮强度、埋藏深度、直接顶初次跨落步距(计算岩体完整性指数)、直接顶厚度与采冒比(采高与冒高之比),N,及护巷煤柱宽度,X,,把回采巷道围岩分成五类。,各指标线性化后的聚类中心,2.,多指标灰色关联分析方法,灰色系统指信息部分明确,部分不明确的系统。部分信息不明确主要是指元素(参数)信息不完全,结构信息不完全,关系信息不完全,运行行为信息不完全等。关联度是事物之间、因素之间相互关系比较复杂,特别是表面现象变化的随机因素更容易混淆人们的视觉,掩盖事物的本质,这些都是灰色关联性在起作用。巷道围岩分类多数指标是非确定性的,具有随机模糊性,而且用灰色关联分析进行研究较为合理,。,3.,多指标解析分析方法,解析分析是建立力学模型,依据平衡条件、本构方程、变形条件、破坏判据及边界条件求解巷道围岩变形和破坏状况。根据弹塑性理论,巷道围岩应力大于或等于围岩单轴抗压强度时,围岩开始破坏,巷道围岩处于不稳定状态,用围岩应力与围岩强度之间的比值对巷道围岩进行稳定性分类。,目前,在巷道围岩变形和破坏规律的研究中,还很难建立起令人满意的力学模型,力学参数及有关系数也有很大的不确定性,完全通过解析方法进行围岩分类是比较困难的。,思 考 题,1,、巷道围岩稳定性分类的概念和目的。,2,、比较有代表性的巷道围岩稳定性分类方法主要有哪些?,3,、什么是巷道围岩松动圈?松动圈的大小与哪些因素有关?,进行巷道矿压控制,除选择合理的巷道开掘位置和时间外,必须采取合理有效的支护技术来控制巷道围岩变形,保持围岩的稳定性。因此,科学进行巷道支护设计,必须确定支护对围岩的工作状态,选择合理的支护类型及支护方式,计算合理的支护参数。,7.4,回采巷道支护设计,图,7.25,上覆岩层在工作面侧向的运动状况,为避免基本顶显著运动对巷道造成很大的顶板下沉量,应,在基本顶触矸后送巷,,此时巷道支护对基本顶只能采取“给定变形”的工作状态。,沿空留巷上方基本顶显著运动时,在倾斜方向不能形成三铰拱结构,其悬跨度较大(比周期来压步距大),,沿空留巷要经历整个覆岩运动发展至稳定的全过程。,因此,,沿空留巷,的支护不可能对基本顶运动的最终位态加以限制,应对基本顶,采取“给定变形”,的工作状态。,巷道支护对基本顶起到“给定变形”的作用,即要,以足够的阻力对直接顶的运动加以限制,保证直接顶与基本顶贴紧,避免出现离层现象,减少围岩变形量,;同时使直接顶保持较好的稳定性,保证安全生产。,7.4.1,巷道支架对围岩的工作状态,7.4.2,巷道支护类型的选择,在内应力场中送巷和留巷时,巷道顶板下沉量取决于基本顶岩梁运动后的最终位态,因此支护必须适应基本顶的沉降。否则,可缩量不适应其沉降的工作状态,必然会由于支架折损而失去对直接顶的控制效果,巷道围岩变形量会急剧增加,使维护状况恶化。因此进行合理的支护设计,必须根据围岩变形量大小、巷道压力特点、巷道断面尺寸等影响因素选择相适应的支护类型。下表为目前应用的巷道基本支护类型。,力学性能,结构类型,可缩量,/mm,承载能力,/,(),备注,刚性,梯形金属支架,100200,700300,锚杆支架,100200,70120,(,3060,),煤层的围岩中(煤体中),可缩性,非封闭,式拱形,三节式,300500,300400,有,U,型钢、工字钢、钟型钢断面;有对称式、非对称式、加高式,四节式,700,300400,五节式,7001000,300400,梯形,500900,200300,封闭式,拱形,300500,400450,方环形,300600,400450,圆形,前苏联应用断面,6.513.5,锚杆,全长锚,固式,被动锚,固式,有钢丝绳锚杆、钢管锚杆、玻璃纤维锚杆,主动锚,固式,轴向式:预应力钢筋锚杆,轴径向式:缝管式锚杆,径向式:膨胀管锚杆,端部锚,固式,被动锚,固式,有钢丝绳锚杆;竹、木锚杆,主动锚,固式,机械式锚杆、钢筋锚杆(锚固长度,0.30.6m,)、玻璃钢锚杆、高阻力锚杆,混合或加长锚固式,(主动锚固),钢筋锚杆(锚固长度为杆体长度一半)、钢丝绳锚杆(锚固长度为锚杆长度一半),1.,拱形及环形可缩性金属支架,图,7.26,拱形和环形金属可缩性支架结构形式,承载能力大,可多次复用,具有较大的可缩量,在巷道变形很大的巷道中应用效果较好。我国试验和推广应用的各种拱形和环形金属可缩性支架见图,7.26,。,拱形、环形可缩性金属支架通常采用多种型钢制造,其,断面形状有,U,型、工字型,、钟型等几种。,U,型钢有较好的抗弯、抗扭性能,容易制造成弧形搭接式可缩性连接构件,使用效果较好,国内外均普遍应用。工字钢支撑能力较低,不便于制造成可缩性连接构件。,制造可缩性支架的型钢重量一般为,18,42kg/m,,随着开采深度增加,趋向于采用重量更大的型钢。我国所用的型钢重量多为,18,、,25,、,29kg/m,的三种。,2.,梯形金属支架,梯形支架掘进施工简便,断面利用率高,有利于保持顶板完整性,巷道与工作面连接处支护作业简单,但支架承载能力较小。因此,梯形支架通常适用于开采深度不大、断面小、压力不太大的巷道。,梯形支架有刚性和可缩性两种,。刚性梯形支架通常为工字钢或槽钢制成,适用于围岩变形较小的巷道。为适应围岩变形较大的巷道,国内外已研制成功梯形可缩性支架。,梯形金属支架,目前我国煤巷普遍采用锚杆支护技术,目前国有大中型煤矿的煤巷锚杆支护率超过了,80%,。提高锚杆支护效果的关键是提高锚杆的预紧力。锚杆锚固力大小也是锚杆支护的可靠性和支护效果的重要影响因素。,3.,锚杆支护,图,7.27,煤层巷道锚杆支护,1,顶板金属锚杆;,2,煤帮中木锚杆,在大多数煤巷的顶板围岩中,锚固力约为,80kN,160kN,,在煤体中约为,50 kN,100KN,。目前普遍采用承载快、锚固力大的树脂锚杆,根据巷道围岩情况将锚杆端部或其全长与煤岩体粘接在一起。,为适应大变形巷道,近年来国内外已研制出不同种类的可缩量大的锚杆,如,摩擦滑动锚杆和可伸长滑动锚杆,。这类锚杆具有特殊结构的锚头,当锚杆承受拉力时,能在保持恒定工作阻力的情况下沿钻孔滑动较长距离,从而获得较大的缩量(让压)。,锚杆支护在技术经济效果方面优势明显,便于实现支护工作机械化,大幅减轻工人劳动强度,提高成巷速度。另外,锚杆支护巷道断面利用率高、材料运输量少,便于矿井高产高效,已经成为巷道支护的主要形式。,锚杆的密度根据煤岩结构、稳定性及巷道尺寸等而定,我国煤巷中,锚杆排拒一般为,0.7,1.0m,,锚杆间距一般为,0.7,1.5m,,锚杆长度一般为,1.4,2.4m,。为提高支护效果,防止煤岩松动冒落,安设锚杆时常采用金属网、托板等组合构件进行护顶、护帮,或采取喷浆措施。,7.4.3,支护方式确定的原则,1.,采用联合支护方式,(,1,)采用锚杆和棚子联合支护,锚杆可以起到加固围岩、提高围岩身身的承载能力和稳定性的积极作用,减少围岩的破坏范围和巷内支架的负担,从而达到更好的控制效果。,(,2,)巷内永久加强支护,当巷道宽度较大时,为提高梯形或拱形支架的承载能力,可以在原有支架的基础上设中柱或偏心柱。对没有巷旁支护的沿空留巷,为提高基本支架对直接顶的控制效果,可在采空区侧架设顶柱和抬棚。,由于回采巷道受支承压力作用和顶板活动的影响,个阶段受采动影响程度和矿压显现程度不同,支架,-,围岩关系比较复杂,因而巷道仅仅采用单一支护或一次性支护有时难以达到较好的控制效果,即在许多情况下采用多种支护形式的联合支护。,由上覆岩层运动发展规律和支承压力分布可知,回采巷道在工作面前方和后方一定范围内将承受支承压力和基本顶运动的强烈影响,在超前支,(,3,)巷内临时加强支护,承压力作用下,巷道围岩破裂范围和移近量明显增大;工作面后方基本顶显著运动会对巷道产生显著动压作用。为此,对沿空留巷应在工作面前方受采动影响较明显处开始架设临时支护,到工作面后方基本顶显著运动结束后拆除(见下图),可以取得明显的控制效果。,1,巷内基本支架;,2,巷内临时加强支架;,3,巷旁支架,图,7.28,巷内支架与临时加强支护、巷旁支护联合支护方式,(,4,)巷内支架和巷旁支护联合支护,如上图。必须指出,,,沿空留巷时,巷旁支护的宽度及其与巷内支架的距离都不宜过大,否则会增加顶板悬跨度,对巷旁支护阻力及可缩量的要求更大。,2.,保持良好的支架工作状态,支架的支护效果与掘巷工程质量和支护质量有关。如支架壁后充填、背帮不好,造成巷道空帮空顶,支架受力不均,承载能力将大大降低。又如,拱形支架容易扭曲,致使连接装置难以实现可缩,纵向稳定性变差。因此进行良好的壁后充填,拱形支架架间增设拉撑装置,有利于充分发挥支架支撑能力,提高稳定性。,底板岩性松软时,支架应穿,“,鞋,”,或设置底梁,尽可能避免支架钻底,以免影响承载能力的发挥,同时对底鼓产生一定的控制效果。,7.,4.4 煤巷锚杆支护理论及设计方法,锚杆支护是一种先进的主动支护形式,在进行锚杆支护设计过程中,锚杆支护理论是支护设计的关键。自从锚杆支护问世以来,人们一直把锚杆支护机理作为研究重点,进行了广泛、深入的研究,已提出了多达十几种锚杆支护理论,但各种支护理论都有其适用条件,又都不同程度地存在局限性、片面性、不可操作性。,近年来,随着锚杆支护技术的发展,对锚杆支护理论的研究有了较大的发展。逐步认识到预紧力在锚杆支护中的,决定性作用,;锚杆对围岩强度的,强化作用,;锚杆对围岩结构面离层、滑动、节理裂隙张开等扩容变形的,约束作用,;以及保持围岩完整性的,重要性,。本节主要介绍几种代表性的锚杆支护理论和几种常用的支护设计方法。,1.,悬吊,理论,悬吊理论认为:锚杆支护的作用是将顶板下部不稳定的岩层悬吊在上部稳定的岩层中。悬吊理论是最早的锚杆支护理论,它具有,直观、易懂及使用方便,等特点。,顶板上部有稳定岩层,而其下部存在松散、破碎岩层的条件下,运用较广泛。,软弱围岩厚度较大时,巷道开掘后应力重新分布,出现松动破碎区,在其上部形成自然平衡拱,锚杆支护的作用是将下部松动破碎的岩层悬吊在自然平衡拱上。,(一)巷道锚杆支护理论,1.,悬吊,理论,悬吊理论存在以下,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才等于破碎岩层的总量,而这种条件在井下巷道并不多见。,(2)锚杆安设后,由于岩层变形和离层,会使锚杆受力很大,而远非仅破碎破碎岩层的重量。,(3)当锚杆穿过破碎岩层时,锚杆提供的径向和切向约束会不同程度地改善破碎岩层的整体强度,使其具有一定的承载能力。而悬吊理论没有考虑围岩的自承载能力。,(4)当围岩松软,巷道宽度较大时,锚杆很难锚固到上部稳定的岩层或自然平衡拱之上。,总之,悬吊理论仅考虑了锚杆的被动抗拉强度,没有涉及其抗剪能力及对破碎岩层整体强度的改善作用。,2.,组合梁,理论,组合梁理论适用于层状岩层。对于端部锚固锚杆,其提供的轴向力将对岩层的离层产生约束,并且增大了各岩层间的摩擦力,与锚杆杆体提供的抗剪力一同阻止岩层间产生相对滑动。对于全长锚固锚杆,锚杆和锚固剂共同作用,明显改善锚杆受力情况,增加了控制顶板离层和水平错动的能力,支护效果优于端部锚固锚杆。,从岩层受力角度考虑,锚杆将各个岩层夹紧形成组合梁。,组合梁厚度越大,梁的最大应变值越小。组合梁理论充分考虑了锚杆对离层及滑动的约束作用,但是它也存在以下,明显缺陷,:,(1)组合梁有效组合厚度很难确定。,(2)没有考虑水平应力对组合梁强度、稳定性及锚杆载荷的作用。,(3)只适用于层状顶板,而且仅考虑了锚杆对离层及滑动的约束作用,没有涉及锚杆对岩体强度、弹性模量及应力分布的影响。,(,4,)在处理岩层沿巷道有纵向有裂缝时的连续性问题和梁的抗弯强度问题时有一定的局限性。,2.,组合梁,理论,3.,组合拱,理论,只要锚杆间距足够小,各根锚杆形成的压应力圆锥体将相互重叠,就能在岩体中产生一个均匀压缩带,即组合拱,如图所示,它可以承受组合拱上部破碎岩石的载荷。组合拱内的岩体受径向和切向约束,处于三向应力状态,岩体承载能力得到提高。,锚杆支护的作用是形成较大厚度和较大强度的组合拱,拱的厚度越大,越有利于围岩的稳定。,3.,组合拱,理论,组合拱理论充分考虑了锚杆支护的整体作用,在软岩巷道中得到较为广泛的应用。但这种理论同样存在一些明显的,缺陷,:,(1)只是将锚杆的支护作用简单相加,得出支护系统的整体承载结构,缺乏对锚固岩体力学特性及影响因素的深入研究。,(2)组合拱厚度涉及的影响因素很多,很难较准确地估计。,4.,最大水平应力,理论,该理论认为,巷道顶板变形与稳定性,主要受水平应力的影响,:当巷道轴线与最大水平主应力平行,巷道受水平应力的影响最小,有利于顶底板稳定;当巷道轴线与最大水平主应力垂直,巷道受水平应力的影响最大,顶底板稳定性最差;当两者成一定夹角时,巷道一侧会出现水平应力集中,顶底板的变形与破坏会偏向巷道的某一帮。,4.,最大水平应力,理论,最大水平应力理论主要描述了巷道围岩水平应力对巷道围岩稳定性的影响及锚杆支护所起得作用。在最大水平应力作用下,巷道顶底板岩层发生剪切破坏,因而会出现错动和松动引起层间膨胀,造成围岩变形。锚杆所起的作用是约束其沿轴向岩层膨胀和垂直于轴向的岩层剪切错动,因次要求具备强度高、刚度大、抗剪阻力大的高强锚杆支护系统。,最大水平应力理论只是定性分析了巷道围岩水平应力对巷道围岩稳定性的影响,没有对锚杆支护机理进行深入研究和提出定量的锚杆支护设计方法。,5.,全长锚固中性点,理论,全长锚固中性点理论是由王明恕教授等提出的。该理论认为:在靠近岩石壁面部分(锚杆尾部),锚杆阻止围岩向壁面变形,剪应力指向壁面。在围岩深处(锚杆头部),围岩阻止锚杆向壁面方向移动。锚杆上的剪应力指向相背的分界点,称为中性点,该点剪应力为零,轴向拉应力最大。,由中性点向锚杆两端剪应力逐渐增大,轴向拉应力逐渐减少。该理论近年在国内理论分析中其中性点观点被普遍接受,但其理论形式还存在着一定的争议,因为它难以解释锚杆尾部的断裂机理,有人认为是由于该理论假设未设托盘之故。,6.,松动圈,理论,围岩松动圈巷道支护理论是由中国矿业大学董方庭教授对巷道岩状态进行深入研究后提出的。研究发现,围岩松动圈的存在是巷道固有的特性,它的范围大小(厚度值,L,)目前可以用声波仪或多点位移计等手段进行测定。巷道支护的主要对象是围岩松动圈产生、发展过程中产生的碎胀变形力,锚杆承受拉力的来源在于松动圈的发生、发展;并根据围岩松动圈厚度值的大小,将其分为小、中、大,3,类,并提出了相应的支护机理及方案。,该理论存在以下不足:,准确测试困难,特别是顶板和底板测试困难;,该理论对中小松动圈有很重要价值,但对大松动圈尤其是高应力软岩的采准巷道,有一定的局限性。,7.,围岩强度强化,理论,该理论中国矿业大学侯朝炯教授提出,其主要要点:,(1)锚杆支护的实质是锚杆与锚固区的岩体形成统一的承载结构;,(2)锚杆支护可以提高锚固体的力学参数;,(3)巷道围岩存在破碎区、塑性区、弹性区,锚杆锚固区域岩体的峰值强度、峰后强度及残余强度均能得到一定程度的强化(提高);,(4)锚杆支护可以改变围岩的应力状态,增加围压,提高围岩的承载能力,改善巷道支护状况;,(5)围岩锚固体强度提高后,可减小巷道周围的破碎区、塑性区范围和巷道表面位移,控制围岩破碎区、塑性区的发展,从而有利于巷道围岩的稳定。,7.,围岩强度强化,理论,为描述锚杆对岩体的强化作用,引入强化系数,即锚固体的强度与未锚固岩体强度的比值。锚固体极限强度强化系数K,j,为:,式中 ,1,锚固体的极限抗压强度,MPa;,c,未锚岩体的极限抗压强度,MPa。,锚固体残余强度强化系数K,c,为:,式中,锚固体的残余抗压强度,MPa;,未锚固体的残余抗压强度,MPa。,7.,围岩强度强化,理论,试验结果表明,锚固体的强度总比无锚杆时要高,而且随着预紧力及锚杆密度的增加,锚固体的强化系数也相应增加。,在锚杆强度一定时,锚杆对残余强度的强化作用大于对极限强度的强化作用,这对控制破碎区围岩的变形,保持其稳定性具有重要作用。,8.,锚固力与围岩变形量关系,理论,该理论对锚杆锚固力的内涵及作用进行了深入研究,认为锚杆对围岩的锚固作用是通过锚固力来实现的,而锚固力是依赖围岩变形而产生和发展的。锚杆支护一般在巷道开挖完成后实施,此时围岩的弹塑性变形已经完成,锚杆产生锚固力的是围岩峰后的剪胀变形,随着剪胀变形的渐进发展,锚杆从径向和切向两个方向产生限制剪胀变形的力 、。剪胀变形越大,锚杆径向和切向的锚固力越高。锚杆的锚固作用使围岩在较高的应力状态(能量状态)下获得稳定平衡。,9.,锚固平衡拱,理论,该理论认为锚杆加固对提高围岩自身的最大承载能力没有明显的效果,但在围岩产生塑性破坏后,对提高围岩的残余强度及承载能力有显著作用。在巷道周围,锚杆与其锚固范围内的岩石构成一种锚固支护体,当这个锚固体中的岩石在围岩集中应力作用下发生破坏时,其承载能力降低并产生变形,同时围岩的集中应力向深部转移,使锚固体卸载。在此过程中,锚固体通过锚杆的约束作用和抗剪作用,使塑性破坏后易于松动的岩石构成具有一定承载能力和适应自身变形卸载的锚固平衡拱。,迄今为止,对锚杆支护机理还没有统一的认识,还没有形成普遍适用的巷道锚杆支护设计方法,理论分析、数值计算与实际支护情况存在很大的差别。,1,、现有代表性的锚杆支护理论主要有哪些,?,2,、悬吊理论、组合梁理论及加固拱理论中的锚杆支护作用是什么,?,各有何缺陷?,3,、锚杆支护中的围岩强度强化理论的主要要点有哪些,?,思 考 题,1.,锚杆支护工程类比设计方法,(,1,)直接类比法,(根据已有的工程经验直接提出支护设计),直接类比的内容主要有以下方面:,1)围岩物理力学性质。,2)围岩结构特征。,3)地质构造影响。,4)地应力。,5)巷道特征与使用条件。,6)采动影响情况。,7)巷道施工技术。,(二)煤巷锚杆支护设计方法,(2)经验公式类比法,1)锚杆长度的选取,加拿大的Hoek和Brow,n,等提出确定锚杆长度的一般经验准则:,最小锚杆长度=max锚杆间距的两倍,三倍不连续面平均间距确定的不稳定岩块宽度,巷道跨度之半。,美国的Lang与Bischoff认为,锚杆长度与锚杆间排距之比应为1.21.5,锚杆长度可作为巷道宽度的函数确定,,如:,L,=,B,23,其中,L,为锚杆长度,,B,为巷道宽度。,挪威的Schach等人提出确定锚杆长度的经验公式为,L,=1.4+0.184,B,(非预应力锚杆),L,=1.6+(1.6+0.012,B2,)1/2 (预应力锚杆),日本的经验表明,锚杆长度为巷道宽度或高度的0.6倍。,如果再加长锚杆,支护效果将不会明显提高。,新奥法对锚杆长度的选择也提出一些准则。,基于锚杆支护的作用是在围岩中形成自承拱的原理,锚杆长度主要与巷道围岩条件及跨度有关:对于比较完整的硬岩,锚杆长度取1.01.2m;对于完整性较差的中硬岩石,锚杆长度可取巷道宽度的1413,一般为23m;对于松软破碎的岩体,锚杆长度取巷道宽度的1223,一般取46m。,其他经验公式,公式1:,顶板锚杆长度,L,=2+0.15,B/K,帮锚杆长度,L,=2+0.15,H/K,式中,B,巷道宽度,m;,H,巷道高度,m;,K,与围岩性质等有关的系数,一般取35。,公式2:,锚杆长度,L=k,(1.5+,B,/10),式中,k,围岩影响系数,一般取0.91.2,围岩稳定性差时取大值。,2)锚杆间排距的选取,Hoek与Brown等提出,最大锚杆间距=min锚杆长度之半,1.5倍不连续间距确定的不稳定岩块宽度。,Lang与Bischoff认为,锚杆间排距与锚杆长度之比为2356比较合理。,Schach等从拱形巷道顶部能形成有效的压力拱出发,,认为锚杆长度与锚杆间距的比值应接近2。,新奥法对锚杆间距的选择提出一些准则:,硬岩,锚杆间距取1.52.0m;中硬岩石,锚杆间距取1.5m;松软破碎的岩体,锚杆间距取0.81.0m。,(3)以围岩稳定性分类为基础的支护设计,1)围岩分类方法,为了将,待定岩体,条件下的设计与个别工程相应条件下的,实践经验,联系起来进行,工程类比,,作出比较合理的设计方案,进行围岩分类是非常必要的。,2)回采巷道围岩稳定性分类及支护设计建议,巷道围岩的稳定性分为5个类别:,类非常稳定,类稳定,类中等稳定,类不稳定,类极不稳定。,3)巷道围岩松动圈分类及支护设计建议,根据巷道围岩松动圈支护理论,将围岩分为,小松动圈稳定围岩,(厚度小于400mm),中松动圈一般稳定围岩,(厚度在4001500mm之间)及,大松动圈不稳定围岩,(厚度大于1500mm)三大类。,1.,悬吊理论分析设计方法,悬吊理论认为锚杆的作用是将,下部不稳定的岩层悬吊在上部稳定的岩层中,,阻止软弱破碎岩层垮落。悬吊理论只考虑了锚杆的被动拉抗作用,根据不稳定岩层厚度计算锚杆长度,根据锚杆悬吊的不稳定岩层重量计算锚杆直径和间排距。,(,三,),锚杆支护理论计算设计方法,(1),锚杆长度,如图所示,锚杆长度用下式计算:,L=L,1,+L,2,+L,3,式中,L,锚杆长度,m;,L,1,锚杆外露长度,取决于锚杆类型与锚杆方式,一般取0.15m;,L,2,锚杆有效长度,不小于不稳定岩层的厚度,m;,L,3,锚杆锚固到稳定岩层中的长度,一般取0.30.4m。,(2)锚杆锚固力与直径,锚杆锚固力应不小于被悬吊不稳定岩层的重量,,用下式计算:,Q=KL,2,a,1,a,2,式中,Q,锚杆锚固力,MN;,K,安全系数,一般取1.52,a,1,a,2,锚杆间排距,m;,不稳定岩层平均重力密度,MN/m,3,。,如果,锚杆锚固力与杆体的破断力相等,,则锚杆直径可由下式得出:,锚杆直径,m;,杆体材料的抗拉强度,MPa。,式中:,(3)锚杆间排距,如右图所示,当锚杆间排距相等时,即a=a,1,=a,2,,则间排距为,式中 Q,锚杆锚固力,MN;,K,安全系数,一般取1.52;,L,2,锚杆有效长度,不小于不稳定岩层的厚度,m;,不稳定岩层平均重力密度,MN/m,3,。,2.,自然平衡拱理论分析设计方法,自然平衡拱理论认为,巷道开掘后,围岩失去了层间联系。在上覆岩层压力作用下,浅部围岩发生破坏,而在深部一定范围内形成自然平衡拱。自然平衡拱以上的岩体是稳定的,锚杆的主要作用是防止破坏区围岩垮落。,(1)围岩破坏范围,如图4-2所示是根据自然平衡拱理论确定巷道围岩破坏范围的计算图。煤层巷道煤帮破坏深度,C,(m)由下式确定:,巷道周边挤压应力集中系数,按巷道断面形状与宽高比确定;,巷道上方至地表间地层的平均重力密度,kN/;,巷道距地表的深度,m;,表征采动影响程度的无因次参数;,煤层硬度系数;,煤层厚度或巷道轮廓范围内煤夹层的厚度,m;,煤的内摩擦角,(,)。,式中,按上式求出,C,为负值时表明煤体稳定,正值表明煤体发生破坏。,顶板岩层的破坏深度,b,(m),按相对于层理的法线计,可根据下式求出:,巷道的半跨距,m;,煤层倾角,(,);,待锚岩层的稳定性系数;,锚固岩层的硬度系数。,式中,(,2)围岩压力,当,C,为正值时,作用在破坏煤帮一侧支架上的压力,Q,(kN/m)为:,式中,煤和岩石的重力密度,kN/m,3,。,顶板支架压力,Q,H,(kN/m),按相对于岩层层理的法线确定为:,(3)锚杆长度,顶板锚杆长度:,煤帮锚杆长度:,式中 ,锚杆锚入围岩破坏范围之外的深度与锚杆 外露长度之和,一般取0.50.7m。,(4)锚杆间排距,锚杆排距a,r,(m)按下式求出:,式中 Z,锚杆锚入自然平衡拱范围之外的额定深度,取0.35m。,锚杆的锚固力P(kN)取决于岩石硬度:,式中 d,锚杆杆体直径,m;f,锚固段岩层的硬度系数;,t,锚杆杆体的极限抗拉强度,MPa。,顶板每排锚杆数N,k,根据作用力的平衡条件按下式求出,:,所求得的Nk值根据实际情况取整数,并按上式复核锚杆排距。,当C为正值时,煤帮锚杆排距按下式求出:,式中 N,y,煤帮每排锚杆数,式中 K,3,安全系数,取2。,3.,组合梁理论分析设计方法,组合梁理论认为,在层状岩层中,锚杆的作用是提供轴向和切向约束,阻止岩层产生离层和相对滑动,将若干薄岩层锚固成一个较厚的岩层,形成组合梁。与不锚固岩梁相比,组合梁的最大弯曲应变和应力都将大大减少,从而提高巷道顶板的稳定性。右图所示是顶板组合梁的力学模型。,(,1)锚杆长度,固支梁中点下表面上最大拉应力值为,:,式中 B,巷道跨度,m。,设岩石抗拉强度为,t,,则顶板稳定时应满足,:,即,式中 K,1,安全系数,一般取35。,考虑到岩层蠕变的影响,在上式右端引入蠕变安全系数(=1.204)。考虑顶板各岩层间摩擦作用对梁应力和弯曲的影响,引入随岩层数目变化的惯性矩折减系数,则锚杆有效长度的表达式为:,式中 ,h,原岩水平应力分量。MPa;,岩层数为123时,,分别为10.750.7;岩层数不小于4时,=0.65,(2)锚杆间排距,锚杆间距由组合梁的抗剪强度确定。设锚杆间距(a,1,)与排距(a,2,)相等,为a,梁半跨内由均布载荷引起的总剪力可近似用下式表示:,不考虑组合梁层间的摩擦力,同一范围内锚杆具有抗剪能力为:,顶板抗剪安全条件为,:,式中 d,锚杆杆体直径,m;,锚杆杆体材料抗剪强度,MPa;K,2,顶板抗剪安全系数,一般取36。,则,4.,加固拱理论分析设计方法,加固拱理论认为,在锚杆锚固力作用下,每根锚杆周围形成一个两头带圆锥的筒状压缩区,各锚杆所形成的压缩区彼此联成一个一定厚度的加固拱(或均匀压缩带)。,该拱(带)具有较大的承载能力,和一定的可缩性,能够起到有效,支护巷道的作用。根据所需加固,拱的厚度计算锚杆参数(图4-4)。,研究表明,加固拱厚度锚杆长度与锚杆间排距有以下近似关系:,锚杆有效长度,m;,加固拱厚度,m;,锚杆在围岩
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