当前位置:文档之家› 深井软岩巷道围岩流变与应力场演变

深井软岩巷道围岩流变与应力场演变

深井软岩巷道围岩流变与应力场演变
深井软岩巷道围岩流变与应力场演变

第32卷第12期煤 炭 学 报V o.l 32 N o .12 2007年

12月

J OURNAL OF C H I N A COAL SOC I ETY

D ec .

2007

文章编号:0253-9993(2007)12-1244-09

深井软岩巷道围岩流变与应力场演变规律

高延法1

,曲祖俊2

,牛学良3

,王 波1

,范庆忠4

,高兆利

2

(1 中国矿业大学(北京)力学与建筑工程学院,北京 100083;

2 龙口矿业集团公司北皂煤矿,山东龙口 265700;

3 山东科技大学

资源与环境工程学院,山东泰安 271019;4 山东农业大学水利土木工程学院,山东泰安 271019)

摘 要:实测了海域巷道流变规律,进行了岩石流变性能、水理性质、矿物结构和现场地应力测

量;分析了海域巷道流变机理;提出了岩石强度极限邻域的概念;探讨了巷道围岩应力场的演变规律;最后提出了针对龙口矿区煤系地层结构特点的巷道支护对策.关键词:软岩巷道;围岩应力场演变;西原流变模型;强度极限邻域中图分类号:TD322 文献标识码:A

收稿日期:2006-11-17 责任编辑:柴海涛

基金项目:国家自然科学基金资助项目(50474029);国家重点基础研究发展计划(973)基金资助项目(2006CB202200) 作者简介:高延法(1962-),男,山东滕州人,教授,博士生导师.E -m ai:l gyfkd @263 net

Rheological la w for softrock tunnel and evolution la w

for stress field i n deep m i ne

GAO Y an fa 1

,QU Zu jun 2

,N IU Xue liang 3

,WANG Bo 1

,FAN Q i n g zhong 4

,GAO Zhao li

2

(1 School o f M echan ics and C ivil Eng ineering,Ch i na Un i versit y of M ining &Tec hnology (Beijing ),Be i jing 100083,Ch i na;2 B ei zao Coa lM ine ,

Longkou M i n i ng Group Co.L t d.,L ongkou 265700,China;

3 C olle ge o f R esourc e and Env i ronmen tEngineeri ng,Shandong Universit y of S cie n c e &Tech

nolo gy,Tai an 271019,China;4 Colle ge of W ater Conservan c y and C i v il Eng ineering,Shandong Agric u lt ural Un i v e rsit y,Ta i an 271019,China)

Abst ract :The r heo log ica l la w for the sea areas tunnelw as obta i n ed by in situ tes,t and the r heo l o g ica l characteris tics o f rock ,w ater physical properties ,m i n eral str ucture and i n situ stress w ere also analyzed .The tunnel rheolog i ca lm echan is m fo r the sea areas w as f u rther studied .The concept of the v ici n ity o f the rock u lti m a te strength w as suggested .And the evo l u ti o n la w o f surrounding rock stress fie l d i n the t u nne lw as d iscussed .F i n all y ,the tunne l support strategy w ith the features o f coal bear i n g series at Longkou M ine w as pr oposed .K ey w ords :so ft rock t u nne;l the evo l u tion of surroud i n g r ock stress field ;the v iscoelasto plastic m ode;l v ic i n ity of ulti m ate streng th

软岩巷道变形量大,变形速率快,持续时间长,流变性突出;软岩巷道对扰动作用十分敏感,采掘扰动作用会引起软岩巷道变形速率激增.软岩巷道支护是困扰煤矿生产的技术难题,软岩流变机理是岩石力

学重要的理论问题.许多学者与工程技术人员进行了大量的软岩巷道支护技术与理论研究[1~4]

.

1 北皂海域软岩巷道变形观测

龙口矿业集团于2005年6月开始海下采煤,这在我国还是首次.龙口北皂煤矿海域首采工作面(H 2101)走向长430m,倾斜长150m ,开采煤层为煤2,平均厚度4 5m ,倾角0~4 6 ,工作面煤层标高-355 0~-371 4m.工作面对应上方海域海水深度为3 0~5 5m.煤系地层第四系底界标高为-126 5~-131 5m ,2煤顶板上至第四系地层底界距离(基岩厚度)为227 0~236 9m.

第12期高延法等:

深井软岩巷道围岩流变与应力场演变规律

图1 运输巷永久支护断面

F i g 1 T he per m anent support secti on of carry i ng road w ay

1 1 北皂海域首采工作面运输巷的支护方案

海域首采工作面运输巷破煤2底板施工,巷道支护采用锚杆挂网作为临时支护,锚杆采用 16mm !1850mm 的圆钢锚杆,间排距为0 6m !0 6m,金属网采用 16mm (主筋)与 12mm (副筋)圆钢点焊成800mm !420mm 钢筋网,网目为100mm !100mm;U36钢架和架后充填厚300mm 混凝土作为永久支护,即形成?先柔后刚#的支护形式.巷道断面为圆形,直径4 5m,采用U36支护,如图1所示.1 2 壁后充填后的支护效果

架设支架并进行壁后充填后,在原初观测断面重新设点观测充填后的支护效果,观测成果:

两帮平均图2 观测断面N 巷道收敛变形曲线F i g 2 The defor m ation curves of observ ati on

secti on fo r conve rgence o f N tunne l 移近速率降为1 9mm /h ,是充填前平均移近速率的21%;顶板平均下沉速率降为3mm /h ,是充填前平均下沉速率的19%.可见U 36支架壁后充填混凝土后,围岩的剧烈变形得到有效遏止,在围岩变形的早期,支架就能及时提供支承力和抑制变形.

1 3 巷道变形观测

在运输巷共进行了22个断面的巷道变形监测.图2为观测断面N 实测的巷道流变曲线.巷道变形观测综合结果见表1.在顶煤厚度小于1m 的巷道段,巷道前10d 变形速率:两帮收敛速率最大值5 6mm /d ,顶板下沉速率最大值53mm /d ;120d 之内两帮的最大收敛变形值为346mm,顶板最大下沉值为716mm.

表1 巷道支护变形观测综合结果(顶煤厚度小于1m )

Tab le 1 The ob servati on resu lts of its d istoration for tunne l support (Th e th ickness of top coal is less than 1m)

项 目1~10d

s /mm v /mm ?d -1

11~20d

s /mm v /mm ?d -1

21~30d

s /mm v /mm ?d -1

90d 累计/mm 两帮收敛平均值19119 1202 080 8240顶板下沉平均值33033 0676 7424 2492顶、底板平均值--878 7343 4-两帮收敛最大值2582 6383 8101 0346顶板下沉最大值53053 0919 1565 6716顶、底板最大值

--113

11 3

46

4 6

-

2 岩石物理力学性能参数测试

2 1 岩石力学参数与水理性能测试

岩石力学参数测试使用MTS815刚性伺服材料实验机.岩石膨胀率测试使用W Z-2型膨胀仪,结果见表2,3.由表2,3可知:油页岩的抗压强度为34 0~43 0MPa ,平均38 5MPa .吸水率22 2%~53 8%,膨胀率9 7%~15 1%;含油泥岩的抗压强度为5 7~12 5M Pa ,平均8 6M Pa .吸水率28 7%~42 6%,膨胀率12 9%~14 9%;泥岩砂岩互层的抗压强度为3 15~10 39M Pa .平均6 7MPa .

1245

煤 炭 学 报

2007年第32卷

表2 煤2顶、底板岩石力学参数

Table 2 Physico m echan ical para m eter s of rock

岩层名称

深度/m 弹性模量/M Pa 泊松比单轴抗压强度/M Pa 极限应变/%油页岩

274 0522940 3434 04 49274 3624070 2543 04 32283 95143112 51 12含油泥岩

285 5710410 215 70 80293 589930 3610 70 97293 7314410 255 70 76煤2 298 2329100 3014 90 35299 3919580 3710 40 64泥岩砂岩互层

299 637530 273 20 59300 23

1871

0 20

6 6

0 54

表3 岩石水理参数测试成果

Table 3 The test results of rock water physica l

para m eters

岩层名称深度/m 密度/g ?c m -3含水率/%饱和质量/%吸水率/%膨胀率/%油页岩

276 802 1416 020553 815 1278 252 1710 820422 29 7285 95

2 2311 225142 614 2含油泥岩

287 532 1911 822228 712 9291 842 1710 121531 314 9292 97

2 09

10 0

256

34 4

15 4

2 2 岩石微观结构与矿物成分

岩石微观结构测试使用LE O -435VP 型

扫描电子显微镜,测试结果如图3和图4所示.岩石矿物成分测试使用XRD 型X 射线衍射仪,测试结果见表4

.

表4 岩石与黏土矿物成分含量

T ab l e 4 Th e con ten t of rock and c l ay m i neral i ngred ien t

岩 性

矿物含量/%

石英

斜长石方解石方英石黄铁矿黏土矿物总量/%黏土矿物相对含量/%S I/S I K C C /S 混层比/%I/S C /S 油页岩 21 22 433 111 73 228 491090001000含油泥岩16 63 313 87 21 557 68706700950含油泥岩36 2

4 7

59 1

66

8

26

95

注:

S 为蒙脱石;I /S 为伊利石与蒙脱石混层;I 为伊利石;K 为高岭石;C 为绿泥石;C /S 为绿泥石与蒙脱石混层.

由表4可知:油页岩中黏土矿物含量为28 4%,其中蒙脱石含量为91%;含油泥岩中黏土矿物含量为57 6%~59 1%,其中蒙脱石含量为87%~66%.

3 岩石流变测试与流变模型分析

3 1 岩石流变测试方法

实验试样:共2组,一组岩芯取自井下的海域地应力测量钻孔;另一组取自地面钻孔观5孔.

实验仪器:实验仪器为自行研制的?岩石流变扰动效应三轴实验仪#和MTS815刚性伺服材料试验机.该?岩石流变扰动效应三轴实验仪#具有3个特点:%重力加载,扩力比为60倍;&可进行岩石

1246

第12期高延法等:深井软岩巷道围岩流变与应力场演变规律

三轴流变测试;?可进行岩石流变扰动效应测试.重力加载可实现任意长时间的恒载实验,是长期蠕变实验的理想设备.

实验方法:%从每组试件中随机取出一件,测出其单轴抗压强度和极限应变,作为蠕变试验分级加载的依据.&蠕变试验分级加载,每级荷载的加载速率取为0 5~1 0MPa /s ,每级荷载的流变测试时间为2d .?每级加载完成后,立即读取应变数;第1h 内,按5,10,15,30m i n 间隔读数;而后按1,2,4,8h 读数.随时观察蠕变曲线的形态,调整荷载级别,直至试件破坏.图5 煤2顶板4号-2岩石流变与分级流变曲线

F i g 5 T he N o 4-2ro ck rheo l ogy and c l assifi ed rheo l ogy curves in 2top co al

3 2 岩石流变测试成果

岩石流变测试共进行了7块,其中煤2顶板4号-2岩样的蠕变曲线及分级荷载蠕变曲线如图5所示.其它岩石试件的测试结果与之类似.

由图5可以看出:前3级荷载(1 2,2 4,4 8M Pa)下的蠕变曲线呈上翘形态,并没有趋于稳定

值.但从其应变值来看,远不到破坏区,因此判断为压密阶段.继续增加荷载(4 8M Pa)后变形趋于稳定.当荷载增加到6 0MPa 时,出现第2阶段流变,蠕变速率基本为常量(6 0,7 2).荷载继续加大(8 4)后,出现加速蠕变,并在短时间内破坏.结合曲线形态,可确定该岩样的长期强度在4 8~6 0图6 西原流变模型F i g 6 T he v iscoe l asto plasti c model

M Pa 之间.以5 3M Pa 为长期强度对试验曲线进行非线性分析,拟合曲线吻合较好.

3 3 岩石流变曲线拟合分析

[5]

选取西原模型对试验曲线进行非线性分析.西原模型由胡克体、开尔文体和理想黏塑性体串联而成,力学模型如图6所示.西原模型的本构方程为

=

!0E 1+!0E 21-exp -E 2?2

t (!0(!s ),!0E 1+!0E 21-exp -E 2?2

t +!0-!s 3t (!0>!s ),式中,E 1,E 2为弹性模量,M Pa ;?2,?3为黏性系数,N ?s/m 2

;!s 为屈服极限,MPa ;!0, 分别为外载荷与应变.

西原模型反映当应力水平较低时,开始变形较快,一段时间后逐渐趋于稳定,此时相当于广义开尔文模型,又称为标准线性体模型;当应力水平等于或大于某一临界值后,逐渐转化为不稳定,此时相当于伯格斯模型.它能反映岩石蠕变的2种状态,能最全面反映岩石的弹-黏弹-黏塑性特性,特别适用于反映软岩的流变特征.非线性分析采用基于M atlab 的非线性优化程序.已知输入向量(时间t )和输出向量(应变 ),并且知道t 和 的函数关系为 =F (x,t),此处的函数F 即为西原模型,但不知道系数向量x.现进行非线性优化分析,求x 使得下式成立m in

x 12)F (x,t)- )22=1

2

?

i

[F (x,t i )- i ]2

.

选取西原模型对试验曲线进行非线性优化分析,结果如下.(1)轴向应力为4 8M Pa 时,只有第1阶段蠕变,本构方程为 =

!0E 1

1247

煤 炭 学 报

2007年第32卷

数据带入进行非线性优化分析得:E 1=717M Pa ,E 2=5278MPa ,?2=64TPa ?s .残差平方和R =3 2378.将拟合所得参数带入本构方程得应变与时间关系式为 =0 0076-0 00091exp (-0 00495t ).(2)轴向应力为6 0MPa 时,有第2阶段蠕变,本构方程为 =

!0E 1+!0E 21-exp -E 2?2

t +!0-!s

?3t ,将试验数据带入进行非线性优化分析得:E 1=700M Pa ,E 2=7900M Pa ,?2=0 18TPa ?s ,?3=

97TPa ?s ,残差平方和R =0

1190.将拟合所得参数带入本构方程得应变与时间的关系式为 =0 00933-0 00076exp (-0 0439t )+4 330!10

-7

t

.图7 单轴压缩时的岩石强度极限邻域F ig 7 The v ici n ity of rock u lti m ate strength

i n un i ax i a l com press

!0+++岩石强度极限;!f +++岩石残余强度;

!r +++岩石强度极限邻域

(3)轴向应力为7 2M Pa 时,前段为第2阶段蠕变,本

构方程为 =!0E 1+!0E 21-exp -E

2?2t +!0-!s ?3t ,将试验数

据带入进行非线性优化分析得:E 1=700M Pa ,E 2=13500M Pa ,?2=0 42TPa ?s ,?3=220TPa ?s ,残差平方

和R =0 0807.将拟合所得参数带入本构方程得应变与时间的关系式为 =0 01082-0 00053exp (-0 03214t )+5 182!10-7

t .以优化系数向量带入西原模型,所得分级蠕变拟合曲线吻合良好,如图7所示.3 4 岩石流变测试与分析成果

煤2顶板含油泥岩的岩石强度!b =10 06~15 05MPa ,岩石长期强度!s =5 3~8 5M Pa ,长期强度与单轴抗压强度比!s /!b =52 7%~64 9%.岩石流变曲线的形态特征与

西原流变模型相似,拟合计算表明曲线吻合效果良好.基于西原流变模型,求出了岩石的流变参数,测试结果见表5.

表5 岩石流变测试结果

T ab le 5 T he test resu lts of rock rh elogy

岩石名称单轴抗压强度

!b /M Pa 弹-黏弹E 1/M Pa E 2/M Pa ?3/TPa ?s

弹-黏弹-黏塑E 1/M Pa E 2/M Pa ?3/TPa ?s

长期强度!s

/M Pa (!s /!b )/%含油泥岩1 15 147058004145102610608 556 5含油泥岩2 11 656085002105654200817 564 9含油泥岩3 10 542262002305162200996 360 2含油泥岩4 10 158051002526904102587 271 6含油泥岩5 10 17175278647007900975 352 7泥岩砂岩互层8 21043329518400890125001274 757 1泥岩砂岩互层

8 2

690

10700

230

740

7600

101

6 3

76 5

注:煤2顶板为含油泥岩,厚度16m,煤2底板为泥岩砂岩互层,厚度13m.

4 北皂海域采区地应力测试

地应力测量采用空心包体应力计(KX -81-1型),其测量原理是钻孔空壁应力解除法,该方法能够一次测量出三维应力场的各个应力分量,从而求出三向主应力值和方向.在龙口北皂海域选择了3个位置,进行了现场地应力测量,实测结果见表6.由表6可以得出如下结论:

(1)-350大巷处,最大主应力!1的方向是北偏东33 96 ,!1=11 37M Pa .

(2)三带观测巷处,最大主应力!1的方向是北偏东42 59 ,!1=11 65M Pa .(3)二采回风巷处,最大主应力!1的方向是北偏东56 88 ,!1=10 86M Pa .

1248

第12期高延法等:深井软岩巷道围岩流变与应力场演变规律

表6 地应力测试结果

Tab le6 The test re s u lts of i n situ stre ss

测点位置与深度

主应力

大小/M Pa方位角/()倾角/()

垂向应

力/M Pa

-350大巷!111 37213 9632 88

2号测点!28 09-53 543 847 77深354 6m!36 25222 38-56 80

?三带#观测!111 80212 8033 14

巷1号测点!28 40-53 425 788 05深351 8m!36 43225 30-56 22

?三带#观测!111 50232 3736 06

巷2号测点!

2

7 07-14 6228 227 86深351 8m!35 34103 1540 97

二采回风!

1

11 14236 8921 11

巷1号测点!27 09-20 8628 796 33深335 0m!35 08116 0253 03

二采回风!110 58236 8721 11

巷2号测点!26 72-20 8628 836 01

深335 0m!

34 82116 0652 99

5 巷道围岩应力场演变规律分析

在深井软岩条件下,巷道围岩流变性突

出,塑性区较大.在塑性区内,围岩会因大变

形而发生结构损伤,围岩的力学性能也会随巷

道变形而发生劣化.所以,巷道围岩应力场,

特别是塑性区内的应力场,会随着巷道围岩的

流变而发生演变.实验证明,当岩石的应力状

态远离其强度极限时,岩石不会发生流变.而

当岩石的应力状态接近其强度极限时,岩石就

会产生流变.岩石流变性强弱是岩石应力状态

与其强度极限接近程度的函数.为此,提出了

岩石强度极限邻域和极限接近度的概念.

5 1 岩石强度极限邻域和极限接近度

岩石强度极限邻域指在应力空间中,岩石

会产生流变变形的所有应力状态的区域.岩石

强度极限邻域的范围,即邻域宽度,用 !0

表示.岩石强度极限邻域内和邻域外的区别

是:应力状态处于强度极限邻域内的岩石会产

生流变,还会在外部扰动荷载作用下产生相应的扰动变形.应力状态处于强度极限邻域外的岩石则不会产生流变和扰动变形.在简单(单轴压、拉、剪)应力状态下,岩石具有一个强度极限值!0,对于某一应力!1而言,如果当应力!1满足:|!0-!1|( !0时,岩石就会产生流变,则称应力!1处于强度极限邻域内,将 !0称之应力强度极限邻域的宽度,简称为邻域宽度. !0代表了岩石强度极限邻域的范围.

在一般应力状态下(!

1,!

2

,!

3

),如果岩石处于强度极限邻域之内,则其表达式为( !)2=( !1)2+( !2)2+( !3)2(( !0)2.

岩石强度极限邻域还应该进一步区分为左邻域和右邻域.如果应力状态尚未达到强度极限,称为处于强度极限的左邻域,左邻域宽度用 !l0表示.如果应力状态已经达到强度极限,变形超过了弹性极限变形,则其应力状态处于强度极限的右邻域,右邻域宽度用 !r0表示.岩石在左右2个区域内的流变特性

是不同的.岩石强度极限邻域宽度 !

l0和 !

r0

可以由实验确定.单轴压缩时的岩石强度极限邻域如图7

所示.岩石极限接近度则定义为岩石应力状态接近强度极限的程度,岩石极限接近度用J表示,则有J= ( !0- !)/ !0.岩石强度极限接近度J反应了岩石应力状态与岩石强度极限的接近程度.J的取值范围为0~1,当J=0时,说明岩石处在强度极限邻域的边缘,岩石不会发生流变.当0

5 2 巷道围岩应力场的演变过程

巷道围岩应力场演变的力学机理是:围岩应力场接近或达到了岩石极限强度,岩石的应力状态处于岩石强度极限邻域内,岩石强度极限接近度J为0

1249

煤 炭 学 报

2007年第32

图8 围岩应力场演变4个状态点对应的巷道收敛变形与围岩应力分布曲线

F i g 8 The convergence deformation and stress distri bu tion curves o f four status po i nts i n the evoluti on o f surround i ng rock stress fiel d

1~4为巷道对应于4个状态点的4个断面形态;!0#为弹性应力状态下的切向应力曲线;!h 和!v 分别为水平地应力与垂向地应力;

!i #(i =1~4)为对应于4个应力状态点的切向正应力曲线;!i r (i =1~4)为对应于4个应力状态点的径向正应力曲线

5 3 巷道围岩应力场演变分析

在图8(b)中,因为巷道围岩岩石强度较小,巷道围岩切向应力曲线!#没有形成纯弹性状态下的!0

#曲线,而是直接形成了弹塑性状态下的!1

#曲线.切向正应力曲线!#的极值点位置(r m ,!#m )可按如下方法求得.

(1)巷道围岩的强度判据,可按库仑强度准则,即?=C +!tan %,其中,?为剪切应力,M Pa ;!为正应力,M Pa ;C 为材料常数(黏聚力),MPa ;%为材料常数,内摩擦角.

库仑强度准则的主应力!1=!0+!3(1+si n %)/(1-si n %),!0=2C cos %/(1-sin %),其中,!0

为岩石的单轴抗压强度,MPa ;!1为最大主应力,MPa ;!3为最小主应力,M Pa .

(2)当原始应力场的测压系数为1(即!v =!h )时,巷道围岩径向正应力!r 的函数表达式为

!r =

1-

r 2

(r +r 0)

2

!h (0(r (r m ).(1)

由于原始地应力的!v 和!h 的值一般差别较小,所以巷道周边的?r #很小,可以忽略.为了分析方便,可以假定切向正应力!#和径向正应力!r 就是!1和!3,根据式(1)则有

!#=!0+!r (1+s i n %)/(1-sin %).(2)

将式(1)带入式(2)得

!#=!0+!h

1-r 2

0(r +r 0)2

1+sin %

1-sin %

(0(r (r m ).(3)

式(3)就是!#应力分布曲线函数极值点左侧曲线段的函数表达式.当r =r m 时,由式(3)可得

!#m =!0+!h

1-r 2

0(r m +r 0)2

1+sin %

1-sin %

.图9 巷道围岩切向正应力计算

F i g 9 The ca lcu l ation sche m atic diag ram of tangen t

stress i n the tunne l surroundi ng rock

!#应力分布曲线函数过极值点之后逐渐减少,最后趋近于原始垂向地应力的!v .!#极值点右侧的应力分布曲线函数可以近似运用原始应力场的测压系数为1时的!#分布函数予以表达,即

!#=!v +r 2

0(!#m -!v )

(r -r m +r 0)

2 (r m (

r (nr 0).(4)

(3)如图9所示,根据力的平衡原理,在过巷道中

心点的水平横断面上,巷道围岩中!#与开挖前的原始垂向地应力!v 之差的积分和应该等于巷道半径与原始垂向

1250

第12期高延法等:深井软岩巷道围岩流变与应力场演变规律

地应力,即

?

l

(!#

-!v

)d r =r 0

!v

,(5)

式中,l 为!#的分布范围,l 可取为nr 0,m;r 0为巷道的半径,m.

(4)!#应力极值点为(r m ,!#m ).将式(3),(4)带入式(5)左边得

?l

!#

-!v

)d r =?r m

!

+!h

1-r 2

0(r +r 0)2

1+sin %

1-sin %

-!v d r +

?nr 0

r m r 2

0(r -r

m

+r 0)

2

(!#m -!v )d r

. 先求出上式的积分结果,再令n 趋向无穷大,最后带入式(5),化简得

ar 3

m +br 2

m +cr m +d =0,

(6)

式中,a =!0+k !h -!v ;b =3!0r 0+2k

!h -4!v r 0;c =3!0r 2

0+2k !h r 2

0-5!v r 0;d =!0r 3

0-2!v r 3

0;k =(1+si n %)/(1-sin %).

5 4 北皂海域首采工作面运输巷围岩应力场计算

根据上述分析和公式,计算龙口海域首采工作面运输巷开挖后,无支护条件下的巷道围岩应力场分图10 巷道围岩应力分布

F ig 10 T he d i str i bu tion o f tunne l surrounding rock stress

布.假定巷道围岩全部是泥岩砂岩互层,已知!0=6 72MPa ,%=20 ,c =2 35,r 0=2 75m,

!v =

9 27MPa ,!h =8 91M Pa .

首先由式(6)求出其切向正应力极值点为r m =1 37m;!#m =16 79M Pa .再根据式(3),(4)求出巷道围岩应力分布如图10所示.同理,只要知道了巷

道围岩的损伤演变规律,就可以分别求出!i

#(i =2,3,4).

5 5 深井软岩巷道围岩应力场演变的3条规律规律1 处于强度极限邻域内的巷道围岩应力场,在流变和外部扰动作用下,会由极限强度这一非稳定状态,向长期强度这种稳定状态逐步演变.

规律2 在巷道围岩应力场演变过程中,在过巷道中心点的水平断面上,围岩切向正应力满足平衡方程

?

l

(!#

-!v

)d r =r 0

!v

,l 可取为nr 0.

规律3 围岩切向正应力曲线函数,可以用下列两式近似表达,即

!#=!0+!h

1-r 2

0(r +r 0)2

1+sin %

1-sin %

(0(r (r m ),!#=!v +r 2

0(!#m -!v )/(r -r m +r 0)2

(r m (

r (nr 0).6 北皂海域软岩巷道变形分析

6 1 运输巷变形特征

(1)开挖后临时支护条件下,巷道的变形速率较大:两帮最大移近速率为99 6mm /h ,顶板最大下沉

速率为126mm /h .

(2)永久支护后,巷道的变形速率显著降低:两帮平均移近速率是永久支护前的21%,顶板平均下沉速率是永久支护前的19%.

(3)巷道变形总量较大:120d 内的观测期内两帮最大收敛变形值为346mm,顶板最大下沉值为716mm.顶板下沉量是两帮收敛变形的2 1倍.6 2 巷道顶板大变形分析

龙口海域首采工作面运输巷,在120d 的观测期内,顶板最大下沉值达716mm.顶板下沉量大的主

1251

煤 炭 学 报2007年第32卷1252

要原因是:顶板围岩软弱破碎,巷道顶煤厚度小于1m,由于巷道宽度为4 5m,尽管是圆形断面,顶煤也没有足够的变形刚度,特别是在顶板有了一定变形后,脆性的顶煤就会丧失其结构的完整性.煤层顶板是厚度为16m的含油泥岩,现场钻孔探测表明,含油泥岩底部破碎,钻孔都难以成型,整体强度很差.顶板变形量主要由4部分构成:%顶板岩层的整体弯曲变形;&顶板岩层的弹性体积变形;?巷道两侧对应上方顶板挤压到巷道正上方的塑性流动变形;,岩石吸水膨胀变形.

6 3 巷道变形过程分析

(1)无支护阶段:巷道开挖完成后,围岩应力大于岩石弹性极限,会形成塑性区.随围岩变形的发展,塑性区内的岩体性能逐步劣化,塑性区范围随之逐步扩展.由于没有巷道径向支护载荷为0,所以无支护阶段巷道变形速率最大.

(2)临时支护阶段:巷道围岩塑性区实施了锚喷支护,巷道表层围岩强度得到一定提高,减缓了塑性区的扩展速度和巷道的变形速率.由于巷道围岩塑性区范围较大,锚喷支护对巷道流变的抑制作用有限,不足以使巷道稳定.

(3)永久支护阶段:由于开始巷道围岩流变速率较快,所以支架能很快达到极限荷载.U36型钢的螺母扭矩为300~350N?m,对应的滑动阻力为240~300kN,平均270kN.海域首采工作面运输巷U36型钢支架每个接头使用3组卡缆,所以支架各节之间的滑动阻力即支架的极限荷载P=810k N.运输巷支架的排距为0 7m,巷道直径为4 5m,支架对巷道围岩上的支护强度!0r.0 257MPa.由于U型钢支架具有恒载可缩性,能够一边对围岩施加恒定的支护反力,一边逐渐收缩变形.随着巷道围岩流变的发展,巷道周边围岩因变形而产生结构损伤,岩石的C和tan%值逐渐减小,切向正应力!#的分布范围随之逐渐扩大,!#极值点向围岩深部转移(图8(b)),由!3#向!4#演变.巷道围压内各点的应力状态,随之由极限强度这一非稳定状态,向长期强度这种稳定状态逐步演变.

7 北皂海域软岩巷道支护对策

龙口北皂海域现有的支护方式是:锚喷临时支护,U36型钢支护,支架壁后加钢筋网充填混凝土.支护成本较高,施工工程量大,顶板下沉依然难以控制.根据地应力测量、岩石流变性能参数测试和巷道围岩流变规律分析,北皂海域回采巷道支护可以考虑如下措施:根据地应力的主方向布置巷道,以岩石长期强度为巷道支护设计依据,及时实施围岩封闭支护,坚持巷道变形监测,控制巷道开挖宽度,采用全断面支护,使用可缩性高强度支架,支架壁后充填层更换为可缩柔性层.

参考文献:

[1] 何满潮,景海河,孙晓明.软岩工程力学[M].北京:科学出版社,2002.

[2] 王连国,李明远,王学知.深部高应力极软岩巷道锚注支护技术研究[J].岩石力学与工程学报,2005,24(16):

2889~2893.

[3] 姜耀东,赵毅鑫,刘文岗,等.深部开采中巷道底臌问题的研究[J].岩石力学与工程学报,2004,23(14):

2396~2401.

[4] 华心祝,吕凡任,谢广祥.锚注软岩巷道流变研究[J].岩石力学与工程学报,2003,22(2):297~303.

[5] 范庆忠,高延法.分级加载条件下岩石流变特性的试验研究[J].岩土工程学报,2005,27(11):1273~1276.

本刊讯 根据中国科学技术信息研究所2006年度中国科技论文与引文数据库(CSTPCD2006)统计结果,/煤炭学报0第2次荣获2006年(第6届)?百种中国杰出学术期刊#称号.

深部煤矿应力分布特征及巷道围岩控制技术 韩孝广

深部煤矿应力分布特征及巷道围岩控制技术韩孝广 发表时间:2019-01-09T14:22:32.410Z 来源:《建筑学研究前沿》2018年第31期作者:韩孝广王涛[导读] 本文分析了深部煤矿应力分布特征及巷道围岩控制技术。 山东省滕州曹庄煤炭有限责任公司山东滕州 277519 摘要:近年来,矿井开采深度逐年增加,巷道周边的地应力也相对提高。本文分析了深部煤矿应力分布特征及巷道围岩控制技术。 关键词:深部煤矿;应力分布特征;巷道围岩 前言 深部煤炭开采的最大特点是煤炭资源开采前煤岩体处于高原岩应力状态,而进行采掘活动后,裸露采掘空间表面垂直方向的应力迅速降到大气压。这种变化引起围岩应力的调整,出现很高的集中应力,在围岩中形成很大的应力梯度。围岩应力分布不是一成不变的,而是随着采掘活动的进行不断变化。当煤岩体不能承受这种应力变化时,就会出现各种灾害,这对深部煤矿的安全、高效开采带来巨大威胁。 1 深部煤矿应力分布特征 1.1 深部煤矿地应力测量与分析 目前,许多矿区对深部煤矿的地应力特征缺乏理性认识。当前直接用于地应力场的研究数据较为缺乏,许多煤矿对支护问题、冲击地压等,与地应力场联系较少。矿井深度的增加导致地应力值增加,破坏巷道能力加强。 当前的地应力测量主要以空心包体法为主,某些条件下也可采用水压致裂法。研究地应力学者通过整理600~1500m的深部矿区数据,剔除特殊地质环境测量数据后,总结出地应力测量的方法主要有:水压致裂法(用于一般地质条件)、结合应力解除法。 1.2 深部煤矿地区的地应力方向特征 经过对我国深部煤矿地区的地应力测量研究,发现我国深部矿区地应力方向存在一些特征:岩层中的水平应力方向特征较为显著;最大水平应力角度下量值较垂直应力大。 2 深部巷道围岩控制技术 巷道围岩控制技术按原理可分为3大类:①支护法。它是作用在巷道围岩表面的支护方式,如各种类型的支架、砌碹支护,为了改善支架受力状况,提高支护阻力,还可实施壁后充填和喷浆等。②加固法。其是插入或灌入煤岩体内部起加固作用,使煤岩体自稳的方法,如各种锚杆与锚索、注浆加固,锚杆、锚索分为插入煤岩体内的部分(杆体、锚固剂),以及设置在巷道表面的构件(托板、钢带及金属网),因此,“锚杆支护”确切意义上应称为“锚杆加固”或“锚杆加固与支护”。③应力控制法。它是改善巷道围岩应力状态,从而使巷道处于应力降低区的方法,包括巷道布置优化及各种人工卸压法。 2.1 巷道布置优化及应力控制法 针对深部巷道围岩应力高、变形大,甚至会出现冲击地压、煤与瓦斯突出等动力灾害,进行采掘优化、巷道布置优化,改善巷道受力状态是首先应考虑的方法。将巷道布置在应力降低区,如沿已稳定的采空区边缘掘进巷道(沿空掘巷),将巷道布置在采空区下方(掘前预采、上行开采等),均可明显降低巷道受力,改善围岩应力状态。 在深部开采中,有些煤矿水平应力大于垂直应力,而且水平应力具有明显的方向性,最大水平主应力明显高于最小水平主应力。在这种条件下,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。根据地应力实测数据优化巷道布置方向,对巷道稳定性会起到事半功倍的作用。此外,巷道布置应尽量避开大型地质构造(断层、褶曲、陷落柱等)。 根据深部煤矿地应力场分布特征,对巷道断面形状与尺寸进行优化,可改善巷道周边附近围岩应力分布,有利于围岩稳定。人工卸压法,包括切缝、爆破、钻孔及掘卸压巷等,可转移巷道周边附近的高应力,改善围岩应力状态,在适宜的条件下可作为一种辅助的围岩控制手段。 2.2 深部巷道支护与加固法 目前,深部巷道支护与加固形式主要有:锚杆、锚喷支护,U型钢可缩性支架,注浆加固,复合支护(采用2种或2种以上的支护加固方式联合支护巷道,如锚喷+注浆加固,锚喷+U型钢可缩性支架,U型钢支架+注浆加固,以及锚喷+注浆+U型钢支架等型式)。经过多年研究与实践,我国煤矿已形成了基于煤岩体地质力学测试、以预应力锚固与注浆为核心的巷道支护成套技术。对于深部巷道,锚固与注浆技术也是经济有效的围岩控制技术。 1)预应力锚固技术。在深部巷道采用的预应力锚杆、锚索支护技术,其支护原理是大幅提高支护系统的初始刚度与强度,形成高支护应力场,降低采动应力场梯度,主动控制围岩扩容变形,保持其完整性。同时,支护系统应具有高延伸率,允许围岩有较大连续变形,通过预留变形量,使巷道发生可控变形后仍能满足使用要求。不同巷道条件应有不同的锚杆支护形式:预应力锚杆支护适用于围岩比较完整的岩石巷道、岩石顶板煤巷等;预应力锚杆与锚索支护可应用于煤顶巷道、无煤柱护巷、软岩巷道、高应力巷道、动压巷道及大断面巷道等多种比较困难的条件;全预应力锚索支护,顶板、两帮,甚至底板全部采用预应力锚索支护,适用于深部高应力巷道、强烈动压巷道等非常困难的条件。 2)注浆加固技术。在松软破碎煤岩体中开掘巷道,围岩自稳时间短、破碎范围大,在这种条件下,注浆加固是围岩控制的有效途径。注浆加固利用浆液充填围岩内的裂隙,将破碎煤岩体固结起来,提高围岩整体强度,增加围岩自身承载能力。我国煤矿目前采用的注浆材料主要分为2大类:一类是水泥基材料,是注浆加固应用最广的材料;另一类是高分子材料,如聚氨酯、脲醛树脂等。此外,还开发出多种复合材料,以改善注浆材料的性能,降低注浆材料的成本。在井下应用时,可根据巷道具体地质与生产条件进行选择。 3)预应力锚固与注浆联合加固技术。当巷道围岩松软破碎,锚杆与锚索锚固力不能保证时,预应力锚杆、锚索与注浆联合是一种有效的加固技术。注浆可将松软破碎围岩粘结,提高围岩整体强度,同时为锚杆与锚索提供可锚的基础,保证锚杆与锚索预应力与工作阻力能有效扩散到围岩中。注浆后采用预应力锚杆与锚索支护,可有效控制围岩扩容变形,保持围岩长期稳定。此外,还开发了多种注浆锚杆、注浆锚索及钻锚注一体化锚杆,适用于不同条件的巷道加固。

n05 地下洞室的围岩应力与围岩压力汇总

5 地下洞室的围岩应力与围岩压力 5.1 地下洞室的围岩应力计算及应力分布 5.1.1 概述 在岩体中开挖地下洞室,必然会破坏原来岩体内相对平衡的应力状态,并在一定范围内引起岩体天然应力状态的重分布。岩体的强度和变形特性是否适应重分布以后的应力状态,将直接影响地下建筑物的安全。为了正确评价地下建筑的稳定性,除进行必要的地质分析外,对围岩应力分布特征的分析和计算,也是评价围岩稳定性所必须的环节。 洞室开挖后,周围的岩石在一般情况下(侧压力系数<3)必然会在半径方向上发生伸长变形,在切线方向上发生压缩变形,这就使原来径向上的压缩应力降低,切向上的压缩应力增高,而这种降低和增高的程度随着远离洞壁逐渐减弱,达到一定距离后基本无影响。通常将应力的这种变化称为应力重分布(即原始的应力状态变化到新的平衡的应力状态的过程)。把应力重分布影响范围内的岩体称为围岩。围岩内的应力称为围岩应力或二次应力(相对与天然应力)。理论研究和实际测量结果表明,围岩应力的分布规律与开挖前岩体的天然应力状态及洞型等有关。 地下工程在设计、施工和使用时,总是要研究其稳定性问题。 在地下工程(井巷、隧道、洞室等)工作期内,安全和所需最小断面得以保证,称为稳定。稳定如果用公式来表示的话,就是: U u S <

矿井深部开采沿空巷道的围岩控制技术研究

矿井深部开采沿空巷道的围岩控制技术研究 摘要:针对深部综放沿空巷道围岩稳定性差、变形大、难支护的特点,通过理论分析、数值模拟和现场实验等方法,从巷道支护方式和巷道断面优化两方面讨论了深部综放沿空巷道的控制技术。研究结果表明:直墙半圆拱形断面、锚梁网索联合支护方式能够较好的控制深部综放沿空巷道围岩,减少巷道围岩变形,增强其稳定性。 关键词:深部综放沿空巷道半圆拱形锚网索联合支护断面优化 1、引言 随着对能源需求量的增加和开采强度的不断加大,我国矿山相继进入深部开采。目前,我国煤矿开采深度以每年8~12m的速度增加,而东部矿井更以每年10~25m的速度增加,预计未来20年,我国很多煤矿将进入1000m~1500m的深度开采。另一方面,我国已探明煤炭资源埋深在1000m以下的储量为2.95万亿吨,约占煤炭资源总量的53%,因此,现在及未来一段时间内,我国煤矿开采将逐渐转入深部开采。 由于深部岩体所处的地球物理环境及其应力场的复杂性,在浅部开采基础上发展起来的传统支护理论、支护参数已难以适应深部巷道支护设计和实践的需要。深部综放沿空巷道,作为一类较特殊的回采巷道,与普通的回采巷道相比,具有以下特点:(1)综放沿空巷道布置在靠近采空区的煤体中,巷道围岩结构破碎,在掘进和回采过程中,巷道将发生较大的变形;(2)对于综放沿空巷道而言,由于巷道上方为顶煤,上覆岩层运动波及的范围及影响程度相应地增大,回采过程中的矿压显现将更加剧烈;(3)综放工作面年产量多在100万t左右,开采强度大,机械设备体积较大,且所需风量剧增,这就要求巷道具有较大的断面;(4)深部综放沿空巷道埋深大,地应力相对较大。由于以上原因,深部综放沿空巷道围岩的稳定性及其控制一直是采矿领域中的研究热点和难点。本文主要从支护方式与参数、巷道断面优化等方面讨论深部综放沿空巷道围岩的控制技术。 2、综放沿空巷道断面的优化 由于施工简单,易于成型等优点,矩形和梯形断面形状是目前国内综放沿空煤巷的主要断面形状。但根据弹性力学、岩石力学知道,这两种巷道断面都容易在4个拐角处产生应力集中,不利于巷道围岩的稳定性。直墙半圆拱形断面具有易于巷道顶板稳定、易于施工等优点,目前已经成为岩石巷道的主要形式;但由于半圆拱形巷道施工较复杂,不易成型等缺点,在煤巷中很少应用。由于深部综放沿空巷道的特殊性,尤其是综合机械化掘进易于完成直墙半圆拱形断面的开挖,因此,直墙半圆拱形断面可优先应用于综掘施工的深部综放沿空巷道中。下面将通过数值计算件模拟这两种断面对浅部、深部巷道围岩,特别是对深部综放沿空巷道顶部煤岩体稳定性的影响。

巷道围岩松动圈理论

围岩松动圈的理论 一、隧道围岩的松动圈的形成及物理状态 假设在地表下H深处有一个小岩石单元(图1),在空间开挖前,这一单元处于三向应力完好稳定状态。当在其左侧开挖一空间后,水 图1 隧道围岩的物理状态 平应力H1解除,单元变成二向受力。这时这个单元的应力产生两个方面变化:一是由于三向应力变成二向应力状态,单元强度发生下降;二是由于应力的转移,所开挖的空间周边附近应力集中,使单元上受力增加。如果单元所受应力超过其强度,单元1将发生破坏,使其承载能力变低,发生应力向深部转移。这样相邻单元2开始面临单元1相似的情况,有一点不同的是单元2的水平应力H2,由于单元1的存在将不为零,但数值很小,所以单元2的强度略高。如果这时单元2上作用的应力仍大于其强度,则单元2又将发生破坏,使应力再次

问深部转移。单元破坏应力转移,其应力集中程度有所减弱,而径向应力有所增加,最后到单元n时,其单元上所受应力小于其三向应力极限强度,则单元只产生弹塑性变形而不发生破坏。这样的变化结果,使得在单元1至单元(n-1)之间的岩石处于破坏状态,而从单元n开始向外,岩石处于弹塑性变形的原岩完好状态。 这样的情况同样发生于所开挖空间的各个方向,所以,在这个空间的周围形成了一个破裂区。围绕开挖空间的这一破坏区域一般为环状;对于塑性岩石,在破裂区外应力接近岩石的强度,但小于岩石强度,围岩处于塑性状态;再往外应力低于岩石的塑性屈服应力,围岩处于弹性状态,形成了一般所说的围岩中的四个区(图2)。对于煤矿煤系 的岩石,多数的全应力——应变曲线塑性段并不明显.即没有明显的塑性区。从外向隧道内,对应于岩石的全应力——应变曲线,可把围岩分成三个区:弹性区、破裂膨胀剧烈区、破裂膨胀稳定区。 图2 隧道围岩的典型物理力学状态 处于弹性状态的围岩,由于其仍然具有承载能力,所以可以保持自稳。而处于破裂状态的围岩,由于发生了碎胀破裂,其表面将丧失

地下洞室围岩应力与围岩压力计算

第六章地下洞室围岩应力 与围岩压力计算 第一节概述 一、地下洞室的定义与分类 1、定义: 地下洞室(underground cavity)是指人工开挖或天然存在于岩土体中作为各种用途的地下空间。 2、地下洞室的分类 按用途:矿山巷道(井)、交通隧道、水工隧道、地下厂房(仓库)、地下军事工程 按洞壁受压情况:有压洞室、无压洞室 按断面形状:圆形、矩形、城门洞形、椭圆形 按与水平面关系:水平洞室、斜洞、垂直洞室(井) 按介质类型:岩石洞室、土洞 二、洞室围岩的力学问题 (1)围岩应力重分布问题——计算重分布应力 1)天然应力:人类工程活动之前存在于岩体中的应力。又称地应力、初始应力、一次应力等。 2)重分布应力:由于工程活动改变了的岩体中的应力。又称二次分布应力等。 地下开挖破坏了岩体天然应力的相对平衡状态,洞室周边岩体将向开挖空间松胀变形,使围岩中的应力产生重分布作用,形成新的应力状态,称为重分布应力状态。

(2)围岩变形与破坏问题——计算位移、确定破坏范围 在重分布应力作用下,洞室围岩将向洞内变形位移。如果围岩重分布应力超过了岩体的承受能力,围岩将产生破坏。 (3)围岩压力问题——计算围岩压力 围岩变形破坏将给地下洞室的稳定性带来危害,因而,需对围岩进行支护、衬砌,变形破坏的围岩将对支衬结构施加一定的荷载,称为围岩压力(或称山岩压力、地压等)。 (4)有压洞室围岩抗力问题——计算围岩抗力 在有压洞室中,作用有很高的内水压力,并通过衬砌或洞壁传递给围岩,这时围岩将产生一个反力,称为围岩抗力。 天然应力,没有工程活动 开挖洞室后的应立场,为重分布应力,与天然应力有所改变 在附近开挖第二个洞室,则视前一个洞室开挖后的应力场为天然应力,第二个洞室开挖后的应力场为重分布应力

深井软岩巷道破坏机理与围岩控制技术研究

深井软岩巷道破坏机理与围岩控制技术研究 李智峰 (黑龙江科技学院,黑龙江哈尔滨150027) 摘 要 矿井开采进入深部以后,原有的支护方式及支护强度已很难适应深井煤巷的变形特征,巷道围岩变形根本无法满足矿井安全生产的 需要。该文通过对深井软岩巷道的变形破坏机理,采用锚杆为主的联合支护技术,实现了深井软岩巷道围岩控制的长期稳定,也为该类巷道推行锚杆联合支护技术提供了参考和借鉴。关键词 深井 软岩 锚喷支护中图分类号TD327 文献标识码 A *收稿日期:2012-02-27 作者简介:李智峰(1972-),男,辽宁彰武人,中级职称,毕业于黑龙江科技学院计算机科学与技术专业,大学本科。现为黑龙江科技学院安全工程学院教师,主要从事科研管理和煤矿安全方面的研究工作。 随着煤矿开采强度与范围显著增加,巷道布置出 现了以下发展方向:(1)在巷道层位方面,永久性巷道从岩巷向煤巷发展,以提高掘进速度,缩短建井周期;放顶煤开采技术的广泛应用,使得回采巷道从岩石项板煤巷向煤层项板巷道和全煤巷道发展。(2)在巷道断面形状与大小方面,拱形断面向矩形断面发展,以提高掘进速度与断面利用率,回采巷道有利于采煤工作面的快速推进;小断面向大断面发展,以满足大型采掘设备与高开采强度的要求。(3)在回采巷道数量方面,单巷布置向多巷发展,以满足高瓦斯矿井及大型矿井运输、通风的要求。(4)从巷道赋存条件方面,埋深从浅部向深部发展,简单地质条件向复杂地质条件发展,特别是深井软岩巷道围岩控制问题,增加了巷道支 护难度,对支护技术提出更高、更苛刻的要求 [1-3] 。因此,本文从深井软岩巷道破坏机理,针对具体实际情况确定巷道支护方式和技术参数,通过现场工业试验获得良好的技术经济效果。1 深井软岩巷道破坏机理 随着开采深度的增加,地应力也随之增加,由于围岩强度小,巷道围岩应力状态达到或超过岩石的塑性变形临界或强度极限,要达到一个新的平衡,必须由深部岩石来承载巷道动压,当一个平衡点被破坏,就要求有一个新的平衡点来支持,这样必然造成巷道围岩松动圈增大,由浅入深,因而巷道收敛变形量急剧增加,稳定性差,给巷道稳定性控制带来困难。1.1深井巷道矿山压力 深井巷道稳定性差的根本原因是深井巷道的矿山压力较大,或简单地说是原始地应力大,假定巷道承受的垂向地应力等于地层重力。对于深度达到800m 的巷道,则自重应力可达到20MPa ,如果巷道围岩的轴抗压强度为40MPa ,则有巷道的不稳定系数为0.5,则巷 道围岩会因应力集中达到单轴抗压强度极限。对于受 到采场矿压作用的巷道,则更容易发生变形破坏。1.2深井巷道变形破坏规律 若以巷道松动圈的厚度来表示巷道变形破坏情况,则可发现:随采深的加大,各种岩性巷道的松动圈的厚度随着加厚;岩性越软则松动圈厚度越大,承受动压作用的各种岩性巷道松动圈的厚度值更大一些。鸡西荣华煤矿主要大巷所在水平的岩层主要为泥岩、煤和炭质泥岩,经观测泥岩、煤和炭质泥岩松动圈最大在2 2.5m 之间,属于深井软岩,极难支护。1.3深井软岩巷道稳定性控制 通过以上分析,巷道稳定性主要取决于3方面的因素:(1)巷道围岩应力场,主要由开采深度和采动影响决定;(2)巷道围岩的力学性质,主要由岩层结构、岩石强度和裂隙发育情况等因素起作用;(3)巷道支护方式和参数。 因此,深井软岩围岩控制应从煤层赋存情况、开采 深度和井田的地质情况为依据, 从巷道的支护方式和参数入手,不断优化支护方案,增强围岩强度,提高支护能力来控制巷道的稳定性。2锚杆支护在软岩巷道中的应用 2.1 支护方式的选择 以鸡西荣华矿水平运输大巷为例介绍软岩巷道围岩控制方式。 软岩支护设计必须采取卸压、让压与加固围岩、提高围岩自承能力相结合的方法,若采用料石砌碹的支护方法,不仅工序复杂,支护工期长,工人劳动强度大,成本高,而且因砌筑材料是刚性的,起不到卸压、让压的作用,当围岩应力发生变化时,极易破坏,不能解决软岩支护问题;采用U 型钢支架支护,虽然承载能力高,可缩性强,但硐室高度、跨度较大,施工困难,成本较高,且它不能对巷道围岩提供主动支护作用,也不是一种理想的支护方式。根据荣华水平运输大巷围岩的 实际情况, 对设计依据进行了详尽分析后,确定采用以高强度左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆为主的锚、网、索与喷射混凝土联合支护。通过高强度左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆对围岩进行主动加固,保持围(下转第155页) 3 512012年第5 期

巷道围岩

大变形巷道围岩变形机理与控制技术 摘要: 为得到困难条件下大变形巷道围岩的变形机理与控制对策以困难条件下巷道的类型划分和特点为基础,总结了巷道围岩表面变形特征和内部的变形与结构特征,详细分析了高应力大变形破坏、底鼓型巷道系统失稳、采动巷道的变形破坏、结构面错动变形机制、围岩与支护结构不耦合五类主要变形机制。结合巷道围岩控制理论研究与工程实践,提出了目前困难条件下矿井巷道支护存在的主要问题、难点与控制关键。 关键词: 困难条件; 大变形巷道; 围岩控制; 变形机理; 控制技术 0 引言 近年来,随着我国经济社会的快速发展、西部能源战略基地的大力建设、南方煤企重组的结构调整,煤炭的产量在逐步提高,为国民经济建设提供了重要支撑。然而,随着煤炭资源开发规模、开采深度的增加,开采条件在持续恶化,巷道维护难度在不断增加,这给矿山巷道支护提出了新的挑战与课题,因此,困难条件下( 例如大采深、构造应力、多次采动影响、松软围岩、突出煤层等) 巷道围岩控制理论与技术亦成为当前矿业工程领域研究的热点与难点。首先,由于我国东中部浅部煤炭资源的日益短缺,煤层开采必然转向深部,而深部开采因高地温、高地压、高渗透压和开采扰动( “三高一扰动”)的不利影响,使得深部矿井巷道的地质力学环境愈加复杂,地下工程灾害日益增多,深部巷道围岩稳定性控制变得更为困难。一方面,部分矿井由浅部的硬岩矿井转型为深部软岩矿井,围岩缓变型大变形支护问题十分突出。另一方面,深部煤层开采引发的冲击地压、瓦斯突出、岩爆等突变型大变形重大灾害在我国频繁发生,给国家财产和人民生命造成了巨大的损失,动力作用下巷道围岩控制问题已成为目前煤炭科技工作者所关注的重大问题之一。其次,西部大型煤炭生产基地的建设为矿井巷道围岩控制理论与技术的发展提供了良好的机遇,同时也提出了新的挑战。西部矿区的地质条件有其特殊性,即第四纪冲积层非常浅、软弱基岩埋藏深、含水层较多,( 特) 厚砂砾层、松散沉积砂层、厚冲积层等地层较为常见。特别是基岩多为中生代软弱不稳定岩层,成岩较晚、胶结程度差、强度低,遇水软化、泥化,这都增加了巷道围岩的控制难度。再次,与北方矿区相比,南方煤矿多为小型矿井,煤层赋存不稳定,地质条件较为复杂,矿井瓦斯含量较高,万吨掘进率偏高。因此,南

巷道围岩控制方法与支护方式

巷道围岩控制方法与支护方式 [摘要]在煤矿生产过程中,巷道围岩控制与巷道的支护是非常重要的环节,关系到煤炭生产的高产高效与采煤安全生产。降低巷道围岩应力,提高围岩的稳定性,合理选择支护是巷道围岩控制的主要途径。本文主要阐述了巷道围岩压力及影响因素、巷道围岩控制措施、方法和巷道保护与支护措施等技术问题。 【关键词】巷道;围岩控制;支护方式 在煤矿生产过程中,巷道围岩控制与巷道的支护是非常重要的环节,关系到煤炭生产的高产高效与采煤安全生产。降低巷道围岩应力,提高围岩的稳定性,合理选择支护是巷道围岩控制的主要途径。回采导致的支承压力不但数倍于原岩应力,并且,影响范围大。巷道受回采影响后,围岩应力、围岩变形成几倍、几十倍急增。巷道围岩控制的实质是利用煤层开采引起采场周围岩体应力重新分布的规律,正确选择巷道布置和护巷方法,使巷道位于应力降低区内,防范回采引起的支承压力的影响,控制围岩压力。本文主要阐述了巷道围岩压力及影响因素、巷道围岩控制措施、方法和巷道保护与支护措施等技术问题。 1、巷道围岩压力及影响因素 1.1、围岩压力 (1)松动围岩压力。因巷道挖掘而松动、塌落的岩体,其重力直接作用在支架结构物上的压力,表现为松动围岩压力载荷形式,如支护没有有效控制围岩变形,围岩形成松动垮塌圈时,造成松动围岩压力,顶压显现严重。 (2)变形围岩压力。支护可控制围岩变形的发展时,围岩位移挤压支架而出现的压力,即:变形围岩压力。在围岩、支护力学体系中,围岩与支架互相作用,围岩就对支架施加变形压力。弹性变形压力是围岩弹性变形时作用在支架上的压力,弹性变形出现的速度很快,变形量相当小,围岩、支护相互作用的过程,实际作用较小。塑性变形压力是因为围岩塑性变形和破裂,围岩向巷道空间位移,使支护结构受压,这是变形围岩压力的基本形式。塑性变形的状况由巷道塑性区和破裂区的范围所决定。塑性区的扩展具有时间效应,它不再扩展时,围岩变形速度就下降。 (3)膨胀围岩压力。 与变形压力不同,它是由吸水膨胀导致的。从表面上看,膨胀压力是变形压力,而两者的变形机制完全不同。一个是与水发生理化反应;一个是围岩应力与结构效应。

巷道围岩力学

1 本规范是专门针对潞安矿区现有生产矿井所开采的3#煤层的地质与生产条件而编制的,旨在促进 潞安矿区煤巷锚杆支护技术健康发展,为矿井实现安全高效创造良好条件。 1.2 根据《潞安矿区巷道围岩地质力学测试与分类研究报告》和《潞安矿区煤巷锚杆支护成套技术研究》的结论,在潞安矿区的煤巷中可以并应积极推广应用锚杆支护技术。指导思想是:解放思想,实事求是,因地制宜,积极推广应用。工作原则是:以科学的理论依据为指导,以严谨的态度抓好设计、施工和管理。 1.3 本规范适用于潞安矿区以锚杆支护作为主要手段的煤巷,包括:(1) 回采巷道(运输巷,回风巷,开切眼,瓦排巷等);(2) 采区集中巷;(3) 煤层大巷;(4) 各类煤巷交岔点和峒室。1.4 在进行煤巷锚杆支护设计前,必须有全面、准确、可靠的巷道围岩地质力学参数,包括地应力的大小和方向、围岩强度、围岩结构等。否则,不能进行锚杆支护设计。 1.5 煤巷锚杆支护设计采用动态信息设计法。设计是一个动态过程,充分利用每个过程提供的信息。设计应严格按五个步骤进行,即巷道调查和地质力学评估、初始设计、井下施工与监测、信息反馈分析和修正设计、日常监测。1.6 煤巷锚杆支护材料的尺寸规格、力学性能与产品质量必须满足锚 杆支护设计的要求,并符合煤矿安全有关规定。否则,不能下井使用。 1.7 煤巷锚杆支护施工应严格按照设计和作业规程要求进行,确保施工质量。1.8 与煤巷锚杆支护技术有关的各级管理和技术人员,以及操作工人,都应进行锚杆支护技术培训。1.9 本规范未涉及的煤巷锚杆支护技术问题,应按煤炭行业有关规定执行。 第二章巷道围岩地质力学评估与现场调查 2.1 巷道围岩地质力学评估与现场调查是煤巷锚杆支护设计的基础依据和先决条件,必须在进行支护设计之前完成。 2.2 地质力学评估与现场调查首先应确定评估与调查的区域,考虑巷道服务期间影响支护系统的所有因素,随后的锚杆支护设计应该限定在这个区域内。 2.3 地质力学评估与现场调查主要包括以下内容(1) 巷道围岩岩性与强度煤层厚度、倾角和强度;顶、底板各岩层的岩性、厚度、倾角和强度。(2) 围岩结构与地质构造巷道围岩内节理、裂隙等不连续面的分布,对围岩完整性的影响;巷道附近较大断层、褶曲等地质构造与巷道的位置关系,以及对巷道围岩稳定性的影响程度。 (3) 地应力巷道原岩应力的大小和方向,与巷道轴线的夹角;巷道周围采动状况,以及采动对巷道围岩 应力的影响程度。(4) 环境影响巷道水文地质条 件,涌水量,瓦斯涌出量,对围岩强度的影响程度,围岩的风化特性等。 (5) 锚杆锚固力用井下施工中要采用的锚杆,以端部锚固的方式,在顶板和两帮设计锚固长度范围内进行拉拔试验,锚固力满足设计要求时,方能在井下使用。 2.4 巷道围岩地质力学参数,包括地应力、围岩强度和围岩结构应采用先进的测试方法进行测试。目前根据国内外的技术水平和科研成果,应采用下列井下实测的方法确定。 (1) 地应力可采用水压致裂法或应力解除法测量。 (2) 巷道围岩强度可采用井下围岩强度测定装置直接在钻孔中测量,也可在井下巷道中取岩芯,在实验室制成岩样进行测量。 (3) 围岩结构应采用巷道表面观察,钻孔取芯测量和钻孔窥视相结合的方法进行。 2.5 巷道围岩地质力学参数有一定的适用范围。当在一个地点获取的参数用于同一煤层的其它地点时,应进行充分的现场调研,以保证两地点条件的相似性。 2.6 当巷道围岩岩性、结构和应力条件发生较大变化时,如遇到大型

深部煤矿应力分布特征及巷道围岩控制技术 包珂

深部煤矿应力分布特征及巷道围岩控制技术包珂 发表时间:2018-06-04T11:32:15.143Z 来源:《基层建设》2018年第9期作者:包珂 [导读] 摘要:随着我国煤矿开采深度的不断增加,围岩控制及支护技术成为深部巷道开采的聚焦点。 中国平煤神马集团十三矿河南平顶山 467000 摘要:随着我国煤矿开采深度的不断增加,围岩控制及支护技术成为深部巷道开采的聚焦点。因此,本文首先简要的阐述了煤矿深部巷道围岩条件及变形特点,然后重点分析了煤矿深部巷道围岩稳定性控制措施。 关键词:深部巷道;控制措施;技术 1 煤矿深部巷道开采特点 深部巷道围岩条件比较复杂,只有充分了解深部巷道围岩性质的变化才能因地制宜,进行有效的围岩控制。深部巷道围岩开采过程中会表现出如下特点:与上部围岩相比,深部开采巷道围岩密度增加,围岩变硬;开挖前,岩体处于三向受力状态下,由于巷道掘进后,周围岩石被开挖,相当于卸载,致使其压力释放,岩体容易破碎,导致围岩强度有所下降,出现大量细微裂缝,围岩软化。开采巷道的变形特点: (1)由于巷道开挖后,围岩会发生卸载现象,岩体能量突然得到释放,使得围岩塑性区和破碎区范围加大,巷道两帮移近量大,继而两帮高应力传到底板,巷道底鼓严重;巷道变形易受扰动,对外部环境影响反应十分灵敏,外部作用发生变化变化,巷道应力、变形均会出现显著改变。(2)巷道围岩变形的时间效应。初期来压时比较快、变形也非常显著,如果不采取科学有效的支护措施,极易发生冒顶、片帮等现象,当围岩变形稳定后,围岩则长期处于流变状态。(3)巷道围岩变形的空间效应。深井巷道来压方向大多表现为四周来压,不仅是顶板、两帮发生明显的变形和破坏,而且底板也会出现较强烈的变形和破坏,如果不对底板采取有效控制措施,巷道则会发生严重底鼓,而强烈底鼓则会加剧两帮和顶板的变形和破坏。(4)巷道围岩变形的冲击性。在有明显的冲击倾向性的巷道中,围岩变形有时并不是连续、逐渐变化的,而是突然剧烈增加,这就导致了巷道断面迅速缩小,具有强烈的冲击性。 2 深部煤矿地区地应力测量与分析方法 目前我国各大煤矿区对深部煤矿地区的地应力场的分布特征缺乏清晰、准确的认知,在系统认识方面也有所不足。目前可直接在深部煤矿地区地应力场分布研究过程中进行使用的数据仍然不足,很多煤矿深部井下工程如支护问题以及冲击地压防治问题等等,在过去较少考虑到地应力以及地应力场这组重要参数。随着煤矿地区的深度加深,巷道破坏越来越严重,地应力量值也越来越大,且其破坏力量也越来越明显,因为最后巷道变形程度更不易控制,持续挖掘容易导致深部煤矿地区塌方,从而危害到人类与财产安全。 我国深部煤矿地区的地应力场的分布特征迫切需要得到相关材料科学研究者的重视,对其进行全面、完整的分析与总结,最终为深部煤矿开采工作提供坚实的安全防护。近几年深部煤矿地区地应力测量过程中,主要应用空心包体法来测量我国深部煤矿地区的地应力数据。一定条件下也可使用水压致裂法,此后我国研究者经过整理600米到1500米深部煤矿地区的数据,排除特殊地质测量环境数据后,发现深部煤矿地区的地应力测量分析方法主要有以下几种:一般的地质可使用水压致裂法进行测量,结合应力解除法,可将深部煤矿地区的地应力数据测量统计出来。 3 煤矿深部围岩稳定性控制理论概述 从力学性质的角度讲,围岩的稳定性通常取决于岩体自身的变形性质和强度。另外,围岩自身所受的应力状态也对其稳定性有一定影响。围岩体主要由两部分组成:一是岩石骨架,二是结构面。通常煤矿深部的围岩都经历了漫长的地质年代,并且在长期的高压作用影响下使得岩石骨架变得异常致密和坚硬,所以实际影响煤矿深部围岩变形性质和强度的因素主要是结构面。因此,想要控制煤矿深部围岩的稳定主要应从结构面和应力状态着手。 煤矿深部岩巷开挖过程中,使围岩体所受的应力状态发生了变化,导致了围岩从原本的稳定状态逐渐转变为非稳定状态,虽然,在开挖初期,围岩的抗压强度比较高,但是随着不断的开挖卸荷,致使围岩的侧压有所下降,正常情况下,近表围岩的侧压将会降至为零。与此同时,大部分应力开始向巷道周向转移,使得应力集中,这时的周向应力一般会升高3倍左右。通常煤矿700m~900m深度的巷道,近表围岩的围压卸荷幅度大约在20MPa,巷道周向的应力将会增加近60MPa,在如此大的应力作用下,会使围岩的劣化速度不断加快,裂缝也会从表面不断向内部扩散,进而造成围岩失稳。为了确保围岩的稳定性,就必须在对巷道进行开挖后立即进行必要的支护。 4 煤矿深部巷道围岩控制措施 针对煤矿深部巷道围岩稳定性会降低这一问题,主要是从围岩强度和围岩应力两方面入手进行控制。 4.1 提高深部巷道围岩强度 (1)采用高强支护加固措施在围岩原来的抗剪强度上来强化围岩,严格控制围岩沿原生裂隙和次生裂隙发展,通过提高支护阻力来减少围岩变形量。(2)由于卸载作用导致围岩破碎区范围加大,在控制裂隙继续发展的同时,可以采用水泥等高强度材料通过围岩注浆的方法来填充裂隙,达到修补裂隙、改善围岩布局、强化围岩的目的。(3)针对巷道两帮移近量大、巷道底鼓严重的现象,要改善以往的支护习惯,重视顶板支护的同时加强对两帮及底角的支护,以降低两帮移近量、巷道底鼓程度,维护围岩的自身残余强度。 4.2 改善围岩应力状态 (1)深部巷道挖掘过程中,围岩由三向受力转为两向受力,围岩从本来的稳定状况转变为非稳定状况。研究表明,700米~900米深度的巷道,仅表围岩的卸载幅度大约在20MPa,巷道周围的应力将会增加约60MPa,因此,要尽可能恢复巷道的法向应力,改善围岩应力状态。(2)通过水力割缝、打卸压孔等一系列卸压技术,对深部巷道围岩受到的多种形式的压力进行卸压,将集中分布的荷载转移到离巷道较远的支撑区,减小采动支撑作业对巷道产生的应力,降低作用在围岩上的压力。(3)此外,统筹规划巷道位置,条件允许的情况下将其设在低应力区,选择合理的作业时间及先后顺序,降低相邻区段作业时带来的的影响,也能够提高巷道围岩稳定性。 结语 矿井开采深度近年来不断加深,巷道以及采场的地应力水平也在不断提升。软岩的巷道地压日渐产生剧烈显现,巷道围岩的破坏日益严重,因此深部煤矿应力的支护问题越来越受到研究者的关注。为了便于结合水压致裂法一起对深部煤矿地区的地应力量值进行调查,调研者必须将其获取的数据转换成水平和垂直方向的应力量值。深部煤矿地区的地应力不仅受到自重应力影响,也受到构造应力的影响。在设计巷道围岩支护方案的过程中,勘探者必须考虑到尽可能地不沿着岩层背斜顶部以及向斜底部进行设计,使得岩层断层的巷道布置方向

第五章 1 岩体应力与围岩应力分布

第五章岩体应力与围岩应力分布 岩石变形和破坏都是在应力作用下的结果。 岩体中的应力有多大,又是怎样分布的呢? 地下洞室开挖及建筑物作用,又会使岩体中的应力发生什么样的变化呢? 因此,对岩体的稳定性分析,首先要掌握岩体中的应力状态和分布规律。

一、岩体应力种类和分布 1.岩体应力种类 1).自重应力 由岩体的自重所引起的应力称为岩体的自重应力。 2).构造应力 由地壳构造运动在岩体中所引起的应力称为构造应力3).温度应力 由岩体内地温梯度的影响而产生的应力称温度应力

4).成岩应力 岩石生成过程中在成岩作用下所产生的应力。 如结晶作用,变质作用,沉积作用,固结作用,脱水作用等。5).渗流荷载 地下水在岩体中运动所产生的荷载。 渗流荷载一般作为外荷载 6).附加应力 由建筑物在岩基中所引起的应力。

7).围岩应力 ①应力重分布:地下洞室开挖后,使岩体中原来的应力发生改变,把应力的这种变化称为应力重分布。 ②围岩:把应力重分布影响范围内的岩体称为围岩。 ③围岩应力:围岩内的应力叫围岩应力。 围 岩

2、地应力概念 1). 地应力 岩体中各种应力的总称(一般不包括渗流荷载) 2). 应力场 应力在空间有规律的分布状态称为应力场。 如自重应力场,构造应力场。 3). 天然应力(或初始应力) 指工程施工前就存在于岩体中的应力,如自重应力、构造应力、温度应力、渗流荷载。

在天然应力中,成岩应力仅在岩石生成过程中起作用,温度应力在地表浅部作用较小,所以,岩体中天然应力主要是构造应力和自重应力,两者构成了天然应力场的主要部分。 岩体在长期的地质作用过程中,已处于一种天然的平衡状态,但在工程建设中,不仅会施加附加应力,还会引起应力重分布,正是由于工程建筑,岩体的天然稳定状态将随之改变。

动压巷道围岩控制支护技术探讨正式版

Through the reasonable organization of the production process, effective use of production resources to carry out production activities, to achieve the desired goal. 动压巷道围岩控制支护技 术探讨正式版

动压巷道围岩控制支护技术探讨正式 版 下载提示:此安全管理资料适用于生产计划、生产组织以及生产控制环境中,通过合理组织生产过 程,有效利用生产资源,经济合理地进行生产活动,以达到预期的生产目标和实现管理工作结果的把控。文档可以直接使用,也可根据实际需要修订后使用。 1 问题的提出 由于我矿主采煤层的底板大多为松软的泥岩,二水平开采深度已达500m,布置在底板岩巷的南大巷、南异三条上山、各类峒室及采区准备巷道,受采动影响遭到严重破坏,失修巷道达1万m,年维修费用达千万元以上。为彻底解决失修巷道,从根本上解决问题,除抓好工程施工质量外,将受采动影响的巷道提前进行加固,保证巷道受采动后仍能保证安全使用。

2 支护技术方案与对策 2.1锚注预加固支护方案 对于锚喷巷道来说,可采取的加固措施包括可缩性金属支架加强支护、加长锚杆及预应力锚索支护、注浆加固支护等。通过矿井近几年的实践证明,采用金属支架加强支护并不能保证巷道的长期稳定,而采用加长锚杆及预应力锚索支护工艺复杂,成本较高,亦不宜采用。经分析研究,决定采用锚注预加固联合支护方案。在原锚网喷基础上,对巷道进行初喷,堵塞巷道的裂缝,接着进行锚注加固,使灰浆充满围岩中裂隙,最后进行锚网梯加

洞室围岩稳定性

第七章地下洞室围岩稳定性的工程地质分析 第一节围岩应力的重分布 一、岩体初始应力状态——地应力 地下洞室开挖前,岩体内的应力状态称为初始应力状态。 地应力的类型:自重应力 构造应力 变异及其他应力 二、围岩应力的重分布特征 (一)围岩应力:洞室周围发生应力重分布的这部 分岩体叫围岩 围岩中重分布的应力状态叫围岩应力 (二)地下洞室围岩应力重分布特征 1、圆形洞侧压力系数λ=1 径向应力向洞壁内方向逐渐增大 切向应力在洞壁处为2倍的自重应力,但向洞壁内逐渐减小,到5-6倍洞半径时径向应力=切向应力=自重应力 即围岩应力重分布影响范围是6倍的洞半径 2、圆形洞λ不等于1 洞壁受剪应力最大 3、其他形状洞室 洞顶、洞底容易出现拉应力,转角处剪应力最大 洞室高、宽对围岩应力影响最大 三、开挖后围岩中出现塑性圈时的重分布应力 围岩一旦松动,如不加支护,则会向深部发展,形成具有一定范围的应力松弛区,称为塑性松动圈。在松动圈形成过程中,原来周边集中的高应力逐渐向深处转移,形成新的应力增高区,该区岩体被挤压紧密,称为承载圈。此圈之外为初始应力区。 第二节围岩的变形破坏的特征 1、坚硬完整结构:岩爆、开裂 2.块断结构:块体滑移、掉块 3、层状结构岩体:层面张裂、岩层弯曲折断 4、碎裂结构、散体结构岩体 以塌方、塑性挤入为主 第三节地下工程位置选择的工程地质评价 一、地形条件 1、在地形上要求山体完整,洞室周围包括洞顶及傍山侧应有足够的山体厚度。 2、隧洞进出口地段的边坡应下陡上缓,无滑坡、崩塌等现象存在。 3、洞口岩石应直接出露或坡积层薄,岩层最好倾向山里以保证洞口坡的安全。 4、隧洞进出口不应选在排水困难的低洼处,也不应选在冲沟、傍河山嘴及谷口等易受水流冲刷的地段 5、水工隧洞避免曲线或弯道,转弯角度大于60°,曲率半径大于5倍洞径。 二、岩性条件 坚硬完整的岩体,围岩一般是稳定的,能适应各种断面形状的地下洞室。而软弱岩体如粘土岩类、破碎及风化岩体,吸水易膨胀的岩体等,通常力学强度低,遇水易软化、崩解及膨胀等,不利于围岩的稳定。一般软硬互层或含软弱夹层的岩体,稳定性差。层状岩体

采场附近巷道围岩控制

第十一章采场附近巷道围岩控制 由于采场上覆岩层大范围运动和垮落,对采场附近巷道形成强烈的动压影响,使巷道维护状况严重恶化。采场附近巷道围岩控制,成为矿山巷道的难点和重点。动压影响巷道围岩控制首先要合理确定巷道与采场之间的相对位置,然后是选择适合动压巷道变形特点的支护与加固方式。 第一节采场附近支承压力分布规律 如本书第1编所述,在回采工作面推进过程中及回采结束后,由于上覆岩层自下而上逐步冒落、破断与沉降,将在回采工作面周围形成动态的及静态的支承压力,如图11-1所示,在回采工作面四周煤体或煤柱上出现应力集中现象,在采空区内出现应力降低现象。 图11-1 长壁工作面周围垂直应力的分布 可以采用实验室模拟实验、现场实测或数值计算等方法,近似估计支承压力的分布规律,包括峰值大小及位置,应力升高区压力及影响范围,应力降低区压力及范围。 一、煤层下部底板中支承压力分布 上述图11-1所示的支承压力,将向其下方的底板煤岩中传递,形成相应的应力升高区和应力降低区,并随着回采工作面的推进,发生变形与应力的扩散和衰减过程。 1、变形的扩散和衰减规律 变形的扩散和衰减规律如图11-2及图11-3所示,它们分别表示沿走向剖面和沿倾斜剖面(工作面前方10m处),下方底板中的变形特征。图中实线表示距煤层分别0、8、24、40m的四个水平上的变形增量曲线(取水平线为零线),虚线表示附加变形完全衰减的边界。

图11-2 沿走向剖面底板中变形扩散规律 Ⅰ—边缘下方压缩变形区;Ⅱ—采空区下方变形恢复区 图11-3 工作面前方10m 处沿倾斜方向底板中的变形规律 2、应力的扩散与衰减规律。 底板中铅直应力的集中区和卸压区基本上与支承压力的集中区和卸压区相对应,随着Z 值增加应力集中和卸压程度降低,应力分布趋向缓和。 图11-4为沿走向剖面底板中3个应力分量的分布规律。由图11-4(a )可见,垂直应力z σ的高峰位置与法线成一定夹角向煤体前下方传播,高峰值大小按负指数规律衰减;z σ的原始应力等值线位置与法线成15°左右向后下方伸展。 图11-4 支承压力在底板中的传播 (a )岩层处于相对稳定状态的支承压力分布;(b ) z σ/h γ分布; (c )x σ/h k γ分布(3/1=k );(d )h xz γτ/分布 煤柱宽度对应力传递规律有较大影响。图11-5为一侧采空(相当于煤柱无限宽)、两侧采空煤柱较小和两侧采空煤柱较宽情况下,底板中z σ的应力等值线图,可见3种情况下底板中支承压力的峰值大小及分布范围是有很大区别的。

有压隧洞围岩应计算

有压隧洞围岩应计算

————————————————————————————————作者:————————————————————————————————日期:

有压隧洞围岩的应力计算 1.前言 在水利、水电建设中经常遇到一些洞室工程问题,其中最常遇到的作为引水建筑物之一的是水工隧洞。水工隧洞可分为无压隧洞及有压隧洞两大类。无压隧洞的断面大部分做成马蹄形或其它形状,有压隧洞则多做成圆形。 无压隧洞衬砌所承受的荷载主要是山岩压力、外水压力。有压隧洞除了承受这些压力之外,特别重要的是承受内水压力。这种内水压力有时是很大的,不仅衬砌受到压力,围岩也要承受这部分内水压力。围岩受到这种压力之后必然要引起一些力学现象和变形、稳定等问题。 因此,准确地计算围岩的各项应力对工程有特别的意义,主要包括有围岩的初始应力、围岩的重分布应力以及围岩的附加应力计算等。 2.围岩的初始应力计算 习惯上常将工程施工前就存在于岩体中的地应力,称之为初始应力或天然应力(如构造应力和自重应力)。初始应力的大小主要取决于上覆岩层的重量、构造作用的类型、强度和持续时期的长短等。 目前,对于岩体中初始应力的大小及其分布规律的研究,还缺乏完整的系统的理论。当岩体的形状比较规律、表面平整、产状平缓、

岩体本身又没有经受构造作用与呈现显著的不均匀性时,此时可认为岩体中的垂直应力与上覆岩体的重量成正比,水平应力可按垂直应力乘以侧压力系数而计算。 2.1 岩体中自重应力的计算 根据大量应力的实测资料已经证实,对于没有经受构造作用、产状较为平缓的岩层,它们的应力状态十分接近于由弹性理论所确定的应力状态。 由土力学可知,对于以坐标面xy 为表面,z 轴垂直向下的半无限体,在深度为z 处的垂直应力z σ,可按下式计算: z z σγ= 式中 γ——岩体的容量(KN/m 3)。 半无限体中的任一微分单元体中的任一单元体上的正应力x σ、 y σ、z σ显然都是主应力;而且水平方向的两个应力与应变彼此相等, 亦即: x y σσ=,x y εε= 如果考虑到半无限体中的任一单元体都不可能产生侧向变形,亦即0x y εε== 由此可得: ()0x y z E E σμ σσ- += 式中 E 、μ——岩石的弹性模量与泊松比。 因为x y σσ=,所以上式可以写成: 1x y z μ σσσμ == -

相关主题
文本预览
相关文档 最新文档