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类型第七章巷道矿压显现规律课件.ppt

  • 上传人(卖家):晟晟文业
  • 文档编号:5068325
  • 上传时间:2023-02-08
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    关 键  词:
    第七 巷道 显现 规律 课件
    资源描述:

    1、矿山压力与岩层控制 第七章 巷道矿压显现规律 第一节 巷道围岩应力及变形规律 第二节 受采动影响巷道矿压显现规律 第三节 巷道围岩控制原理 第一节 巷道围岩应力及变形规律 一、受采动影响巷道的围岩应力(一)原岩体内掘进巷道引起的围岩应力 巷道开掘后原岩应力重新分布,巷道围岩内出现应力集中。如果围岩应力小于岩体强度,围岩仍处于弹性状态,围岩应力可用弹性力学方法按平面应变问题计算。双向等压原岩应力场内圆形巷道围岩应力分布如图7-1所示。图7-1 圆形巷道围岩弹性变形应力分布 如果围岩应力大于岩体强度,巷道围岩会产生塑性变形,从巷道周边向围岩深处扩展到一定范围,出现塑性变形区,成为弹塑性介质。在塑性

    2、区内圈(A)围岩强度明显削弱,低于原始应力 H,围岩发生破裂和位移称为破裂区,也叫卸载和应力降低区。塑性区外圈(B)的应力高于原始应力,它与弹性区内应力增高部分均为承载区,也称应力增高区。再向围岩深部即为处于稳定状态的原始应力区。图7-2 圆形巷道围岩塑性变形区及应力分布 A破裂区;B塑性区;C弹性区;D原始应力区(二)回采工作面周围支承压力分布 煤层开采过程破坏原岩应力场的平衡状态,引起应力重新分布。对于受到采动影响的巷道,它的维护状况除了受巷道所处位置的自然因素影响以外,主要取决于采动影响。煤层开采以后,采空区上部岩层重量将向采空区周围新的支承点转移,从而在采空区四周形成支承压力带(图7-

    3、3)。图 7-3 采空区应力重新分布概貌 1工作面前方超前支承压力 2、3工作面倾斜方向残余支承压力 4工作面后方采空区支承压力 工作面超前支承压力影响范围为4080m,支承压力峰值位置距煤壁一般为48m应力增高系数为24。工作面倾斜方向固定性支承压力影响范围一般为1540m,支承压力峰值位置距煤壁一般为1520m,应力增高系数为23。相邻的采空区所形成的支承压力会在某些地点发生相互叠加,称为叠合支承压力。例如,在上下区段之间,上区段采空区形成的残余支承压力与下区段工作面超前支承压力叠加,在煤层向采空区凸出的拐角,形成很高的叠合支承压力,应力增高系数可达57,有时甚至更高(图7-4)。图7-4

    4、 煤层凸出角处叠加支承压力 (三)采动引起的底板岩层应力分布 煤层开采引起回采空间周围岩层应力重新分布,不仅在回采空间周围煤体(柱)上造成应力集中,还会在顶板与底板岩层内形成应力的重新分布。在底板岩层一定范围内应力的重新分布,成为影响底板巷道布置和维护的重要因素。煤层顶底板中支承压力集中程度随距开采煤层距离的增加而降低。(a)一侧采空 图7-5 三种典型的煤柱载荷作用下底板岩层的应力分布(b)两侧采空,煤柱宽B 图7-5 三种典型的煤柱载荷作用下底板岩层的应力分布(c)两侧采空,煤柱宽2B 图7-5 三种典型的煤柱载荷作用下底板岩层的应力分布 图7-6 上部煤层采动遗留保护煤柱引起 底板岩层内

    5、应力分布 二、相邻巷道的应力分布及巷道间距的确定(一)巷道围岩应力影响带 巷道开掘以后,巷道周围岩体内的应力重新分布。巷道围岩应力受扰乱的区域称为影响带,一般以超过原岩应力值的5作为影响带的边界。如果相邻巷道的应力影响带彼此不重叠,可以忽略巷道间的相互影响。如果相邻巷道的应力影响带彼此重叠,但没有到达相邻巷道,可进行巷道围岩应力值的叠加。在静水压应力场中,巷道的应力影响区域形状为半径等于6r的圆(r为巷道断面半径)。在非静水压应力场中,巷道的应力影响区域形状不再是圆形,一般为长轴不大于12r的椭圆。因此,断面相同两圆形巷道的间距D为 6rD12r 半径不同两圆形巷道的间距D为 6RD6(RR)

    6、如果巷道周边形成塑性变形区,相邻巷道的应力影响带不宜超过塑性变形区与弹性变形区的交界面。(二)巷间岩柱的稳定性 岩柱的稳定性主要取决于岩柱的载荷和岩柱强度。当岩柱所承受的载荷超过岩柱的承载能力时,岩柱是不稳定的。?hBRRC222.0778.0?hBRRC36.064.01(三)相邻巷道间合理距离 我国煤矿目前采深条件下,大巷间的距离以2040m为宜,围岩较稳定时取小值,不稳定时取大值;在浅部和坚硬围岩以及在急倾斜煤层条件下,大巷间距可减小至10m;在深部和松软围岩条件下,大巷间距可增大至50m。上下山及集中巷间距以1530m为宜,围岩较稳定时取小值,不稳定时取大值;在浅部和坚硬围岩以及在急倾

    7、斜煤层条件下,上述距离可减小到10m,在深部和松软围岩以及厚煤层内,间距应扩大到4050m。平行巷道相互影响系数 K1 沿走向巷道围岩强度/Mpa 沿倾斜巷道围岩强度/Mpa 所布置巷道距地表深度 /m 30 60 90 120 30 60 90 120 300 3.52 21.6 1.51.3 1.21 1.8 1.5 1.2 1 300600 42.5 21.8 1.71.5 1.41.2 2.2 1.8 1.5 1.2 600900 4.53 2.52 21.7 1.61.4 2.6 2.1 1.7 1.4 9001200 53.5 3.53 2.52 1.81.6 3 2.5 2 1.

    8、5 1200 5.54 43.5 32.3 21.8 3.4 2.9 2.4 1.7 表7-2 巷道相互影响系数 前苏联煤矿巷道合理布置保护和支护规程规定:D(a1a2)K1 a 1a2相互影响的巷道总宽度,m K1巷道相互影响系数 三、构造应力对巷道稳定性的影响(一)构造应力 构造应力的基本特点是以水平应力为主,具有明显的方向性和区域性。(二)水平应力对巷道稳定性的影响 水平应力是影响巷道顶板冒落、底板臌起、两帮内挤的主要因素。顶板岩层在水平应力作用下可能出现两种破坏形式:一是薄层页岩类岩层沿层面滑移,二是厚层的砂岩类岩层以小角度或沿小断层产生剪切,顶板失稳冒落。(三)合理的巷道布置方向 巷

    9、道轴向与构造应力方向之间夹角不同,巷道围岩水平应力集中程度有很大差异。因此,在构造应力影响较强烈的区域,要重视巷道布置方向,依靠正确调整巷道方向与构造应力方向间的关系,削减构造应力对巷道围岩稳定性的影响。图7-7 巷道轴向与构造应力成一定角度时 周边应围岩应力计算简图 图7-8 巷道轴向平行、垂直构造应力条件下,周边围岩应力分布 a平行构造应力;b 垂直构造应力 四、受采动影响巷道的围岩变形(一)巷道围岩变形量的构成 巷道围岩变形量包括巷道顶板下沉量、底板臌起量、巷帮移近量、深部围岩移近量以及巷道剩余断面积等。(二)巷道围岩变形规律 采准巷道从开掘到报废,经历采动造成的围岩应力重新分布过程,围

    10、岩变形会持续增长和变化。以受到相邻区段回采影响的工作面回风巷为例,围岩变形要经历五个阶段(图7-9)。图7-9 区段平巷围岩变形(1)巷道掘进影响阶段(2)无采掘影响阶段(3)采动影响阶段(4)采动影响稳定阶段(5)二次采动影响阶段 矿压显现带 各带内顶底板移近速度/mmd 各带移近量所占比值 掘进影响带 无采掘影响带 剧烈区每天由几毫米至几十毫米,稳定期一般 1 多数情况为 0.20.5,有时至1 左右。采动影响带 前影响区1 后影响区2 采动影响稳定带 二次采动影响带 由每天几毫米至十几毫米 一般 2030,少数情况达40 60 多数情况1,有时达 12 由每天十几毫至二十几毫米,可达到三

    11、十几毫米 1015 5060 58 2025 表7-3 采区平巷不同矿压显现带内顶底板移近规律 第二节、受采动影响巷道矿压显现规律 一、巷道位置类型 根据巷道与回采空间相对位置及采掘时间关系的不同,巷道位置可以分为以下几类:(1)与回采空间在同一层面的巷道称为本煤层巷道,分析本煤层巷道位置时,仅考虑回采空间周围煤体上支承压力的分布规律,可作为平面问题处理。(2)与回采空间不在同一层面,其下方的巷道称为底板巷道,分析底板巷道位置时,应该考虑回采空间周围底板岩层中应力分布规律,按空间问题处理,位于回采空间所在层面上方的巷道称为顶板巷道。(3)厚煤层中、下分层以及相邻煤层中的煤层巷道,有可能同时受到

    12、本分层和上分层以及相邻煤层采面的采动影响。分析这类巷道位置时,依据巷道与回采空间位置和采掘时间关系,综合考虑回采空间周围煤体上支承压力和顶、底板岩层中应力的叠加影响。二、区段巷道的位置和矿压显现规律(一)区段巷道的布置方式 根据区段回采的准备系统,区段巷道可分成三种布置方式。(1)位于未经采动的煤体内,巷道两侧均为煤体,称为煤体-煤体巷道(图7-10)。(2)巷道一侧为煤体,另一侧为保护煤柱,保护煤柱一侧的采面采动影响已稳定后,掘进的巷道称为煤体-煤柱巷道(采动稳定)(图7-101);与保护煤柱一侧的采面区段巷道同时掘出,保护煤柱一侧的采面回采过程中,掘进的巷道称为煤体-煤柱巷道(正采动)(图

    13、7-101)。(3)巷道一侧为煤体,另一侧为采空区,采空区一侧采动影响已经稳定后,沿采空区边缘掘进的巷道称为煤体-无煤柱(沿空掘进)巷道(图7-102);如果通过加强支护或采用其它有效方法,将相邻区段巷道保留下来,供本区段工作面回采时使用的巷道,称为煤体-无煤柱(沿空保留)巷道(图7-102)。图7-10 区段巷道布置方式示意图 a煤柱护巷;b无煤柱护巷 (二)区段巷道矿压显现规律(1)煤体-煤体巷道服务期间内,围岩的变形将经历巷道掘进影响、掘进影响稳定和采动影响三个阶段。由于巷道在采面后方已经废弃,巷道仅经历采面前方采动影响,围岩变形量比采动影响阶段全过程小得多,一般仅1/3左右。(2)煤体

    14、-煤柱或采空区巷道服务期间,围岩的变形同样经历巷道掘进影响、掘进影响稳定和采动影响三个阶段。但是巷道整个服务期间内,始终受相邻区段采空区残余支承压力的影响,三个影响阶段的围岩变形均大于煤体-煤体巷道。(3)煤体-煤柱或无煤柱巷道服务期间,围岩的变形将经历全部的五个阶段。围岩变形量远大于无采动及一侧采动稳定后巷道。(三)厚煤层中下分层区段巷道布置和矿压显现规律 图7-11 厚煤层中下分层区段巷道布置方式 a在已稳定的采空区下方 b在已稳定的采空区下方靠近上分层护巷煤柱 c在护巷煤柱下部;三、底板巷道的位置和矿压显现规律(一)底板巷道的位置 按照巷道与上部煤层回采空间的相对位置和开采时间关系,巷道

    15、的位置可归纳以下三种情况:巷道布置在已稳定的采空区下部。在上部煤层回采空间形成的底板应力降低区内,巷道整个服务期间内不受采动影响。巷道布置在保护煤柱下部。经历保护煤柱两侧回采工作面的超前采动。保护煤柱形成后,一直受保护煤柱支承压力的影响。当保护煤柱足够宽或者巷道与保护煤柱的间距足够大时,巷道可以避开采动影响,处于原岩应力场内。巷道布置在尚未开采的工作面下部。经历上部采面的跨采影响后,位于已稳定的采空区下部应力降低区内。图7-12 底板巷道位置 在已稳定的采空区下部;在保护煤柱下部;在尚未开采工作面下部,经历上部采面的跨采影响(二)底板巷道的矿压显现规律 图7-13 受上部煤层采动影响底板巷道变

    16、形 a 保护煤柱不够宽条件下 (二)底板巷道的矿压显现规律 图7-13 受上部煤层采动影响底板巷道变形 b 采面跨采条件下 四、上、下山巷道的位置 按巷道与回采空间的相对位置和回采顺序,可将上、下山的布置方式归纳为图7-14所列举的类型:1.位于煤层内用煤柱保护的上、下山 2.位于底板岩层内上方保留煤柱的上、下山 3.上、下山位于底板岩层内,上部煤层工作面跨越上、下山回采,不留护巷煤柱 图7-14 受采动影响的上、下山布置方式 五、巷道位置参数的选择 巷道位置参数既明确了巷道所在的层位及其围岩性质,也决定了巷道受到采动影响的程度。围岩性质是影响巷道维护诸因素中最为重要的因素。巷道布置类型及参数

    17、见示意图7-16。图 7-16 巷道布置类型及布置参数示意图 (一)巷道围岩变形与Z、X值的关系 现场实测表明:在巷道围岩性质、开采深度和上部煤层采动状况等相同条件下,巷道围岩变形量与Z值的关系曲线如图7-17所示,巷道围岩变形量u(mm)与巷道至上部煤层的垂距Z(m)之间呈幂函数关系。bazu?图 7-17 巷道围岩变形与Z值的关系曲线 1区段集中巷;2盘区上山 图7-18 巷道围岩变形速度与上部煤柱边缘之间的水平距离关系曲线 1两帮移近速度 2顶底移近速度 (三)计算底板巷道位置参数 图721 应力降低区内底板巷道位置参数 巷道围岩强度/Mpa 巷道埋藏深度/m 30 3060 60 30

    18、0 20 10 10 600 20 15 900 20 表7-5 巷道与跨采煤层间的最小距离/m 巷道与上部煤层之间的垂直距离/m 巷道埋深/m 围 岩 强 度/Mpa 10 15 20 30 40 50 30 25(0.12)30(0.15)35(0.16)40(0.19)3060 15(0.07)15(0.11)20(0.10)25(0.11)30(0.12)35(0.13)300 60 10(0.08)10(0.12)12(0.12)15(0.11)17(0.12)20(0.12)3060 25(0.13)30(0.16)35(0.17)40(0.17)600 60 17(0.13)20

    19、(0.14)25(0.16)30(0.15)35(0.15)900 60 25(0.12)30(0.17)35(0.18)40(0.17)1000 60 25(0.14)30(0.18)35(0.19)45(0.19)表7-6 巷道与上部煤层边缘之间的水平距离X/m 4顶板巷道位置参数 我国煤层赋存条件复杂,在某些情况下,例如靠近煤层的底板岩层为强含水的奥灰岩或者软弱岩层;以及为了减轻或消除上部煤层的煤与瓦斯突出或冲击地压的危险,先开采下部作为保护层的煤层时,布置顶板巷道更有利。目前,我国主要用保护煤柱保护顶板巷道。图7-22 保护煤柱维护顶板巷道示意图 a煤层走向方向;b煤层倾向方向 图7-

    20、23 下部煤层(跨采)顶板巷道示意图 六、综放面回采巷道矿压显现特点 1实体煤巷道 与综采分层工作面相比,综放整层工作面超前支承压力分布范围扩大,应力高峰位置前移;一般情况下综放巷道各项矿压显现指标参数均高于综采分层巷道。2沿空掘进巷道 以兖州兴隆庄煤矿为例,综放与综采一分层沿空巷道相比较超前支承压力明显影响区范围扩大20m左右;顶底板平均移近量增加400100mm,顶底板平均移近速度增加12mm/d。第三节 巷道围岩控制原理 一、巷道围岩压力及影响因素 1围岩压力 围岩变形受阻而作用在支护结构物上的挤压力或塌落岩石的重力,统称为围岩压力。根据围岩压力的成因,可分为以下四种类型:(1)松动围岩

    21、压力 (2)变形围岩压力 (3)膨胀围岩压力 (4)冲击和撞击围岩压力 二、二、巷道围岩控制原理和方法 1巷道围岩控制原理 巷道围岩控制是指控制巷道围岩的矿山压力和周边位移所采取措施的总和。其基本原理是:人们根据巷道围岩应力、围岩强度以及它们之间相互关系,选择合适的巷道布置和保护及支护方式。降低围岩应力,增加围岩强度,改善围岩受力条件和赋存环境,有效地控制围岩的变形、破坏。2巷道布置 从巷道围岩控制的角度出发,布置巷道时应重视下列问题:在时间和空间上尽量避开采掘活动的影响,最好将巷道布置在煤层开采后所形成的应力降低区域内。如果不能避开采动支承压力的影响,应尽量避免支承压力叠加的强烈作用,或者尽

    22、量缩短支承压力影响时间,例如跨越巷道开采,避免在遗留煤柱下方布置巷道等。在采矿系统允许的距离范围内,选择稳定的岩层或煤层布置巷道,尽量避免水与松软膨胀岩层直接接触。巷道通过地质构造带时,巷道轴向应尽量垂直断层构造带或向、背斜构造。相邻巷道或硐室之间选择合理的岩柱宽度。巷道的轴线方向尽可能与构造应力方向平行,避免与构造应力方向垂直。3巷道保护及支护 巷道的保护及支护措施可以归纳为以下几点:1)通过在巷道围岩中钻孔卸压、切槽卸压、宽面掘巷卸压以及在巷旁留专门的卸压空间等方法,使巷道围岩受到某种形式的不同程度的卸载。2)采用围岩钻孔注浆、锚杆支护、锚索支护、巷道周边喷浆、支架壁后充填、围岩疏干封闭等

    23、方法,增高围岩强度,优化围岩受力条件和赋存环境。3)架设支架对围岩施加径向力,既支撑松动塌落岩石,又能加大巷道的围压,保持围岩三向受力状态,提高围岩强度,限制塑性变形区和破裂区的发展。三巷道围岩稳定性分类及支护选择 巷道围岩稳定性的类别是一个模糊概念,选用模糊聚类分析方法.分类指标:属于围岩强度方面 巷道顶板岩石、煤层、底板岩石单向抗压 强度,围岩岩体完整性指数。属于围岩应力方面 巷道埋深,本区段采动影响指标,相邻区 段采动影响指标。巷道类别 顶Mpa 煤Mpa 底Mpa N Hm X Dm(非常稳定)95 25 60 0.03 260 0 24.3(稳定)50 18 35 2.35 300

    24、0.105 14.9(中等稳定)30 12 12 3.10 380 0.365 10.3(不稳定)45 16 30 2.65 340 0.576 11.9(极不稳定)25 11 11 3.19 410 0.765 9.7 表7-7 回采巷道围岩稳定性分类指标聚类中心值 巷道围岩移近量预算 22110UUUUUZ?U0无采动影响阶段巷道顶底板移近量 U1受本区段工作面一次采动影响巷道顶底板移近量 U1-2一次采动后稳定期内无采掘影响阶段巷道顶底板移近量 U2受下区段工作面二次采动影响巷道顶底板移近量 图7-24 巷道埋深和围岩强度与顶底板移近量的关系曲线 a无采动影响阶段;b一次采动影响阶 段;

    25、c一次采动后稳定阶段 巷道 类别 巷道围岩 稳定状况 基本支护形式 主要支护参数 整体砂岩、石灰岩类岩层,不支护 非常稳定 其它岩层,单体锚杆 顶板较完整,单体锚杆 端锚 杆体直径16mm、杆体长 度 1.6 1.8m、间排距0.8 1.2m、设计锚固力64 80kN 稳定 顶板较破碎,锚杆+网 顶板较完整,锚杆+钢筋梁或桁架 端锚 杆体直径16 18mm、杆体长度1.6 2.0 m、间排距0.8 1.0m、设计锚固力 64 80kN 中等稳定 顶板较破碎,锚杆+W钢带 (或钢筋梁)+网,桁架+网,或增加锚索 端锚 杆体直径16 18mm、杆体长度1.6 2.2 m、间排距0.6 1.0m、设

    26、计锚固力 64 80kN 全长锚固 杆体直径18 22mm、杆体长度1.8 2.4 m、间排距0.6 1.0 m、不稳定 锚杆+W钢带+网,或增加锚索 桁架+网,或增加锚索 全长锚固 杆体直径18 22mm、杆体长度1.8 2.4 m、间排距0.6 1.0 m、极不稳定 顶板较完整,锚杆+金属可缩支架,或增加锚索;顶板较破碎,锚杆+网+金属可缩支架,或增加锚索;底臌严重,锚杆+环形可缩支架 全长锚固 杆体直径18 24mm、杆体长度2.0 2.6 m、间排距0.6 1.0 m、表7-9 煤巷顶板锚杆基本支护形式与主要参数 4400800800800800800202075075075075075075075075020202020T4400mm钢带6300mm 锚索9009009009001800200022002200260034006300

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