围岩破坏机理（精选七篇）
围岩破坏机理 篇1
因此, 研究大断面回采巷道围岩破坏机理及控制研究, 不仅能科学合理地指导相近地质条件下的煤矿开采, 同时还能够丰富和完善巷道围岩破坏支护理论。
1 回采巷道破坏特征
目前针对特厚煤层, 普遍采用大采高工作面开采。由于巷道高度大。断面大、围岩强度低、节理发育、较破碎, 且受到断层、破碎带的影响, 在其掘进和工作面回采过程中变形严重。对其破坏特征进行分析, 发现巷道破坏形式主要有冒顶、顶板下沉、帮臌、底臌等, 其中底臌和帮臌现象尤为明显。
大量实测资料表明, 工作面回采巷道顶板在及时支护的情况下, 整体表现较好, 但在遇到地址构造带以及回采工作面附近容易发生冒顶和较大的下沉。煤壁片帮是巷道常见破坏形式, 由于巷道断面较大, 其两帮的破坏受回采工作面的推近影响较大。主要表现为顶角及底角臌出、中部臌出、中底部臌出等三种形式。通过现场实测发现, 工作面回采巷道底臌多发生在工作面超前支承压力范围内, 且距工作面煤壁越近, 底臌量越大。
2 巷道围岩变形破坏机理
2.1 两帮破坏机理
两帮变形的特征主要为两帮煤体向巷道中心挤出, 部分地段有片帮现象。一般根据松动圈理论认为, 两帮变形是由巷道煤体弹塑性变形和松动变形共同作用的结果。回采巷道两帮煤体变形过程中, 往往受到煤体内软弱夹层的影响具有了塑性, 由塑性引起的变形往往又称为弹塑性变形。研究发现, 一般弹塑性变形量较小, 工程实践中一般不予考虑。松动变形是指两帮煤体在松动区范围内变成破碎的煤块产生相对运动而引起的变形。现场发现, 两帮煤体松动变形量比较大, 是引起工作面回采巷道收缩、帮锚、锚索失效的主要原因。
煤体由于巷道的开挖出现的二向受力情况, 煤体的受力改变后, 其积聚的内部能量向外部空间释放, 引起两帮煤体臌出。但是这一部分变形量不大, 一般经过简单支护后可以控制。受工作面回采的影响, 回采巷道两帮煤体松动范围进一步变大, 大量煤体膨胀、破碎向巷道中心移动。底板发生底臌时, 对巷道两帮下部的约束力减弱, 则巷道两帮煤体容易在巷道两帮中下部发生臌出。
2.2 顶板破坏机理
由于回采巷道要受到工作面超前支承压力的影响, 因此回采巷道顶板的下沉是必然现象, 另外, 巷道冒顶主要有地质条件和现场管理两个因素: (1) 回采巷道顶板受地质构造的影响, 顶板部分岩体破碎成无自承能力的岩块。此外, 构造带附近易形成导水裂隙, 水体沿此裂隙不断侵蚀裂隙附近顶板岩层, 使岩层强度降低、软化、崩解、破碎, 也易形成冒顶。 (2) 巷道支护不合理也是冒顶的重要因素, 特别顶板比较破碎, 岩层节理裂隙发育, 支护不合理更易造成冒顶现象。当回采巷道顶板中存在层理弱面时, 巷道在开挖后在自身重力和工程扰动应力共同作用下, 会使顶板在该层理弱面处产生剪切作用, 产生弯曲离层, 随着弯曲离层的进一步发展, 最终顶板产生离层弯曲型冒顶。
2.3 底板破坏机理
巷道底板破坏一巷道底臌为主, 而巷道底臌的表现形式多种多样, 归根结底, 巷道底臌的产生原因均是由巷道底板岩层作用的结果。从时间方面考虑, 底臌变形过程主要可以分为巷道掘进阶段、巷道稳定阶段和回采阶段等三个时间段。
巷道的开挖过程也可以看做是底板岩层应力变化的过程。由于巷道的开挖破坏了巷道的围岩压力的分布, 当底板承受的应力超过其极限时, 底板发生破坏。研究发现, 巷道在掘进期结束后一段时间进入相对稳定阶段。但是, 该阶段底板变形和破坏仍在进行之中, 底臌量仍在不断变大, 只是变形量和变形速度均不明显。整体看来, 在这一阶段, 回采巷道底板岩层基本处于稳定状态。由上覆岩层结构模型分析可知, 在工作面回采过程中, 基本顶发生断裂使煤壁前方产生支承压力, 此压力可通过巷道煤壁和煤柱传递给底板引起底板岩层产生拉应变和压应变。底板岩层一般为泥岩、砂质泥岩等软岩, 在超前支承压力下引起的拉应力和压应力作用下容易产生离层, 降低了底板岩层的整体抗弯能力, 容易发生底臌。同时, 两帮下部在超前支承压力作用下逐渐嵌入巷道底板增加了底板岩层所受的水平应力, 进一步加大了巷道底臌发生率。
3 控制回采巷道稳定的有效措施
3.1 两帮稳定性控制方法
由回采巷道两帮变形机理分析可知, 巷道两帮变形包括弹塑性变形部分和松动变形部分, 受采动影响较大, 巷帮变形具有一定的流变特征。因此, 可以据此理论分析来采取措施控制回采巷道两帮变形程度。
随着工作面的回采, 回采巷道两帮煤体因受才动影响其松动范围变大。为了防治巷帮煤体的变形, 目前采用的控制手段一般为“锚网索”联合支护法、注浆锚杆/锚索加固法等。
“锚网索”联合支护:锚杆支护和锚索支护两帮煤体是通过锁具的挤压给两帮煤体提供较高预应力来防止煤体松动、垮落, 保持其整体性, 提高煤体的自承载能力。同时, 给予煤体的预紧力有能增加煤体节理裂裂隙的摩擦力, 减小煤体产生相对滑动, 促使支护范围内的煤体处于三向应力平衡状态, 进一步提高了两帮煤体的整体强度。金属网主要是提高“锚网索”系统的护表能力, 利用其较强承载力防止煤体片帮和碎煤块的掉落。注浆锚杆/锚索加固法:在大采深或矿压显现剧烈的回采巷道特殊地段, 采用锚固法对巷帮煤体进行加固后, 对巷帮进行喷浆处理。主要是利用浆液胶结特性把回采巷道两帮煤体的节理弱面与周围煤体胶结成一个整体, 提高两帮煤体的整体强度。联合法:顾名思义, 联合法便是在具体条件下“锚网索”联合支护法、注浆锚索加固法、架棚支护法的联合使用, 利用其各自优点, 保证巷道的稳定性。
3.2 顶板稳定性控制方法
目前对回采巷道顶板围岩控制一般采用“锚网索钢带”联合支护法, 在超前支承影响范围内或距工作面煤壁较近时往往补加单体柱和π型梁。对于回采巷道局部冒顶, 要及时进行封顶, 控制冒落区范围的增加。一般情况下, 对回采巷道局部冒顶可采用锚喷支护。
锚杆和锚索主要通过其预紧力和张力将锚固范围内的顶板岩层压紧, 增大岩石层间摩擦力, 使各层岩石组成具有较强抗弯、抗剪能力的组合梁。同时, 锚索还可利用其锚固深、承载能力强、预应力高的特点, 将下部松软、破碎岩层悬吊在上部坚硬稳定的岩层中, 使下部岩层和上部稳定岩层形成新的组合梁结构。顶板护网一般采用具有高承载力、不易腐蚀的金属菱形网主要是起到顶板护表作用, 与锚杆、锚索共同承载顶板岩石, 防止破碎岩块的破碎、冒落。
3.3 底臌控制方法
由工作面回采巷道底臌机理可知, 底臌与巷道底板岩层所受的水平应力、工作面超前支承压力有直接关系。巷道越宽, 越容易发生底臌;煤柱越窄, 受采动影响越明显, 越易发生底臌;巷道越高, 受超前支承压力越大, 越易发生底臌。此外, 有学者指出软煤层巷道发生底臌程度远远高于在中硬及硬煤层中的巷道。因此, 应结合巷道断面尺寸、高度、煤体强度等方面治理回采巷道底臌。
由于底臌具有普遍性和特定性, 其普遍性是指在回采巷道中底臌是普遍存在的, 无法进行人为的消除底臌, 只能尽量减小底臌;其特定性是指底臌在不同的地质条件下表现不同, 需要采取的措施也多种多样。因此, 国内外专家学者一直致力于底臌治理方面的研究。随着对底臌机理的认识不断加深, 目前一般采用加固法、卸压法、巷帮充填法和巷帮、角加固法治理底臌。
4 结论
回采巷道是煤炭、材料运输的必经通道, 回采巷道的稳定对煤矿的安全正常生产具有重要意义。根据巷道的破坏特征, 其破坏形式主要有冒顶、顶板下沉、帮臌、底臌等, 其中底臌和片帮现象尤为明显。目前对回采巷道顶板围岩控制一般采用“锚网索钢带”联合支护法, 而对两帮采用的控制手段一般为“锚网索”联合支护法、注浆锚杆/锚索加固法等, 底臌一般采用加固法、卸压法、巷帮充填法和巷帮、角加固法进行治理。
参考文献
[1]董方庭, 鹿守敏, 梁士杰.巷道围岩松动圈支护理论[J].煤炭学报, 1994.
[2]徐乃忠.大采高沿空掘巷底臌机理及控制研究[J].安徽理工大学, 2005.
[3]杨双锁, 钱鸣高, 康立勋, 等.巷道围岩控制的波动性平衡理论[J].太原理工大学学报, 2001.
臭氧层破坏机理 篇2
废气中含有大量的氮氧化物(如N0和N02等)，这些氮氧化物可以破坏掉大量的臭氧分子，从而造成臭氧层的破坏。
(2)、CFCs和哈龙对臭氧层的破坏
美国科学家莫里纳(Molina)和罗兰德(Rowland)提出：人工合成的一些含氯和含溴的物质是造成臭氧层被破坏的元凶，最典型的是氯氟烃类化合物(CFCs)和含溴化合物哈龙(Halons)。
CFCs和哈龙在生产和使用过程中总是要泄漏的，泄漏后首先进入大气的对流层中。而这些物质在对流层中是化学惰性的，即它们在对流层中十分稳定，可以存在几十年甚至上百年不发生变化。但这些物质不可能总是存在于对流层中，通过极地的大气环流以及赤道地带的热气流上升，最终使这些物质进入平流层。然后又在风的作用下，把它们从低纬度地区向高纬度地区输送，在平流层内混合均匀。在平流层内，强烈的太阳紫外线照射使CFCs和Halons分子发生解离，释放出高活性的氯和溴的自由基。氯原子自由基和溴原子自由基就是破坏臭氧层的主要物质，它们对臭氧破坏的化学机理如下：
R-Cl→R·+ Cl·
Cl·+O3→Cl0·+ O2
C10·+O3→Cl·+ 2O2
溴原子自由基也是以同样的过程破坏臭氧。据估算，一个氯原子自由基在失活以前可以破坏掉104—105个臭氧分子，而由Halon释放的溴原子自由基对臭氧的破坏能力是氯原子的30—60倍。而且，氯原子自由基和溴原子自由基之间还存在协同作用，即二者同时存在时，破坏臭氧的能力要大于二者简单的加和。
古山矿综放工作面两巷围岩破坏分析 篇3
关键词：煤巷数值模拟破坏特征
1 综放工作面两巷围岩变形特性
放顶煤工作面两巷围岩所在的煤系地层，煤体中存在着许多原生裂隙，对于实体煤巷道而言，在受开挖和回采影响以前，煤体处于一个稳定的应力应变环境中，受掘进和回采工作面采动影响[1]，巷道表面煤体会在原生裂隙基础上产生一些新裂隙，特別是受采动影响，在超前支承压力作用下，巷道围岩会产生大量新的裂隙，巷道变形会相对比较严重。围岩变形对应力的反应比较敏感，加上煤体强度相对较低，其结果是围岩的变形有两个特点[2]：一是变形的程度相对较大；二是变形以围岩块体间的错动和扩容为主。
2 065-2综放工作面两巷工程地质条件
2.1 工作面地质条件 古山矿三井是该矿主要生产矿井，生产能力60万吨/年。可采煤层6-1、6-2，煤层厚度分别为12、24米，倾角平均为22度。煤层顶板为强度较低的白砂岩，底板为砂质泥岩，见煤层综合柱状图1。
2.2 支护方式 工作面两巷断面形状为梯形，净断面12平方米，支护方式为11#工字钢。受采动压力影响较大，巷道破坏严重，局部冒顶高达5米左右。已经严重影响到矿井的正常安全生产。初步分析其原因是：(①围岩强度低，其煤质较松软。②围岩在支护中起着重要作用，支护在很大程度上是发挥围岩的自承能力，而现有棚式支护，属于被动支护不能有效的控制围岩的变形。③经实测该矿井最大主应力为20MPa，应力水平比较高。
3 065-2综放工作面两巷围岩破坏的数值分析
本文采用有限差分软件FLAC，对古山矿梯形断面11#工字钢支护条件下的综放工作面回采巷道进行数值模拟计算，根据模拟结果分析总结出巷道破坏原因。模型依据巷道的实际地质条件建立，围岩参数均为实验和现场测试所得。
通过模拟，获得了巷道在该支护条件下的围岩应力图和巷道表面位移曲线，具体见图2～图7。
3.1 应力分布特征
图2为垂直应力分布云图，图3为水平应力分布云图，由图两图可知，由于巷道的开挖，形成一个空间，其原有应力状态被改变，由原来的三向应力状态变为两向应力状态，在巷道顶板中心处，垂直应力及水平应力均表现为零，说明在该处的围岩破坏形式为拉破坏。在距巷道顶板中心1.7处出现大范围高水平应力集中，而垂直应力相对较小，这说明在巷道顶板内部出现岩层的水平错动，即巷道顶板内部可能产生离层或发生剪切破坏。其后应力有所降低，至巷顶5m处，围岩基本不受巷道开挖的影响。巷道的四个角点有明显的应力集中，且应力集中应力集中系数达到2.5，这说明梯形断面巷道拐角处容易产生应力集中，应力集中值大于该处围岩的强度时，该处围岩就会产生屈服破坏，其破坏的主要形式为剪切破坏。
在巷道底板边缘处水平应力和垂直应力集中程度都比较小，但在底板深处出现大范围的高水平应力集中，并且垂直应力相对要小得多，同样，此现象说明巷道底板也是承受着较大的水平压应力。与顶板所不同的是该巷道沿煤层底板掘进，其底板岩层强度高于煤层，所能承受的强度比较大。
对煤帮而言，从图中可以看出垂直应力在巷帮1～1.5处出现大范围应力集中，应力集中系数为2，而水平应力在此范围内其数值接近或为零，此现象表面巷帮主要受垂直压力而产生劈裂破坏，将其由直变曲，改变周边应力的量值和方向，特别是改变危险部位两帮中点处围岩的应力状态，其结果是造成巷道片帮或是棚腿折断等。
3.2 变形分析 变形是衡量支护效果和围岩稳定性的主要指标之一。前面的分析是的巷道围岩应力分布规律，而应力是围岩产生变形及位移的根本原因。因此，很有必要对变形特征进行研究，评价其支护性能的好坏。
巷道破坏主要是顶板沿Y轴方向发生冒顶、帮部沿X轴方向发生坍塌、底板在地应力下发生底鼓等几种形式，因此主要看这几个方向的位移。
由图4~7可以很清楚的看到，在采用梯形断面11#工字钢支护时巷道顶板的位移为110mm，底鼓量为45mm，其两帮收敛量为130mm，总体上看巷道断面在收敛，如果再承受采动影响，巷道的变形量会更加严重，以至于不能满足通风、行人和运输的要求，可见该支护不能很好的控制巷道变形。
4 结论与建议
综上分析可以得出：在现有的支护条件下，梯形断面巷道容易形成高应力集中，巷道形状是该巷道破坏的原因之一。此外，所采用的11#工字支护形式属于被动支护，不能很好的利用围岩的自撑能力，不从根本上抑制巷道变形收敛。因此，针对以上分析建议选择合理的巷道形状，采用对围岩控制能力较强的锚杆网索支护形式。
参考文献:
[1]钱鸣高，刘听成.矿山压力及其控制[M].煤炭工业出版社.1984.2.
围岩破坏机理 篇4
随巷道支护技术不断发展, 现代大型矿井基本实现了全煤巷道布置, 但是由于矿井产量不断提高, 为满足生产、通风、运输等需要, 巷道断面不断扩大, 支护难度相应增大, 因此研究大断面煤巷围岩破坏机理和控制技术是现代矿井实现高产高效生产的基础。
1 大断面煤巷围岩破坏机理
大断面煤巷由于布置在煤层中, 具有托顶煤和跨度大等特点, 因此破坏机理与传统巷道存在较大差异。大断面煤巷围岩破坏主要存在以下四种类型。
1.1 顶底板挠曲离层破坏
由于大断面煤巷顶底板为煤层, 层间力学参数特别是粘结力较小, 岩层受平行于层理方向力作用, 顶底板与两帮煤层易产生滑动, 并且顶底板岩层向巷道跨度中心线移动, 由于不同深度的岩层移动速度不同, 不同深度岩层发生不同程度挠曲, 当相邻岩层出现不同垂度, 在顶底板岩层中部发生离层现象, 从而易发生离层、破坏、失稳[1]。
1.2 剪切破坏
剪切破坏是大断面围岩常见破坏形式。对于矩形煤巷, 巷道肩角和底角处易出现应力集中现象, 并且随巷道断面增大, 应力集中程度更显著。掘巷后在应力重新分布过程中, 如果应力超过围岩抗剪强度, 即会出现剪破坏。由于巷道跨度较大, 上覆岩层自重大, 并且受到两帮处较高水平应力, 巷道肩角处剪应力较大, 最易顶板切落失稳。
1.3 拉伸断裂
由于大断面巷道跨度大、断面大, 在巷道顶板、底板及两帮中部易出现水平拉应力区, 如果拉应力大于围岩抗拉强度, 这些区域围岩就会被拉断。同时大断面煤巷浅部围岩均为煤岩, 抗拉强度小, 因此在大断面顶底板及两帮中部围岩极易出现拉破坏[2]。
1.4 塑性破坏
掘巷前围岩处于三向应力平衡状态, 巷道开挖改变围岩应力平衡状态, 巷道浅部出现一定范围破碎区, 深部为塑性区和原岩, 特别是煤帮塑性破坏范围较大导致对顶板支承减小, 相当于增大了巷道断面, 从而致使巷道顶板围岩塑性区破坏范围增大, 易出现巷道整体破坏失稳。
2 大断面煤巷控制技术
根据大断面煤巷围岩四种破坏失稳机理, 有针对性地提出对重点破坏区域的控制技术。
2.1 增大锚杆预紧力
增加锚杆预紧力, 可减少甚至消除顶板及两帮中部拉应力区域, 同时降低肩角和底部剪切应力集中程度。高预紧力实现锚杆快速增阻, 有效减少围岩初期松动和变形, 保持巷道围岩整体完整性。同时, 高预紧力将顶板松动岩体和深部岩层挤压在一起, 改善锚固区岩层受力状态, 提高对锚固区外岩层的承载力, 从而保证大断面煤巷围岩稳定。
2.2 增加两帮支护强度
煤巷两帮煤体强度通常小于顶底板岩层强度, 是巷道围岩承载结构中的薄弱部分, 最易受到破坏从而失去支撑力[3]。巷道两帮变形对顶板稳定性有很大影响, 两帮的破坏区、塑性区煤体强度降低甚至失去对顶板的支撑, 进一步加大巷道跨度, 导致顶板岩层承载力降低并失稳。因此, 控制两帮煤体变形和破坏是保证大断面煤巷围岩稳定的一个必要手段。
2.3 优化肩角底角锚杆布置
肩角和底角锚杆角度如果过大, 形成的有效压应力区与中部锚杆形成的有效压应力区分离, 叠加区域较小或没有, 导致锚杆成为独立的支护单元, 严重影响锚杆支护整体作用。合理布置肩角锚杆角度, 能有效改善肩角围岩受力状态, 将肩角围岩建立强化承载结构, 形成向上的反力矩, 同时抵消水平应力对顶板的破坏作用, 合理布置底角锚杆能够有效控制大断面煤巷底鼓。
2.4 改善预应力锚索布置
当锚索预紧力较小时, 有效压应力区小, 锚索对围岩支护作用较小。而当锚索预紧力达到200 k N, 锚索尾部附近压力值较大 (0.5 MPa) , 在锚索中部也达到0.04 MPa。通常优化锚索布置, 使锚索之间有效压应力区重叠, 对锚索之间围岩主动支护作用明显, 能有效改善锚杆锚固区外弱面层离层, 从而保证大断面煤巷围岩稳定。
3 工程实例
3.1 工程地质条件
A矿主要巷道布置在9#煤层, 平均煤层厚度为4.6m, 埋深410 m, 倾角2°~4°, 普氏系数f=1.5, 煤层节理发育。直接顶为泥岩、砂质泥岩厚度为5.7 m, 老顶为细砂岩、厚度3.0 m;直接底为泥岩、厚度40m。巷道断面5 m×4 m, 沿煤层底板布置。
3.2 锚杆支护参数
根据以上大断面煤巷控制技术, 确定大断面煤巷锚杆支护参数如下:顶底板均采用Φ22 mm×L2 500mm左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆, 锚固方式为树脂全长锚固, 锚杆预紧力为250 N·m, 顶板支护采用7根锚杆, 两帮分别用4根锚杆支护, 肩角和底角锚杆均与水平或竖直方保持15°夹角, 锚杆间排距800 mm×800 mm;锚索采用五花型布置, 间排距2 000 mm×1 600 mm。
3.3 支护效果分析
采用上述参数支护实施后, 围岩变形如图1。
围岩变形受掘进影响期较短, 大约10 d, 在掘进影响期顶底板移近量为58 mm, 两帮相对移近量为115 mm;影响期后, 巷道顶底板和两帮相对移近速度为1.4 mm/d和3 mm/d, 且相对移近速度逐步变小。因此, 采用增大锚杆预紧力和锚索、肩角、底角加固措施, 能有效控制大断面煤巷道围岩初期变形, 保持围岩稳定, 维护效果好。
4 结语
大断面煤巷围岩破碎, 巷道初期变形量大, 增强两帮支护强度是控制大断面煤巷围岩稳定的关键, 提高煤帮承载能力、相对减小巷道跨度, 必然利于大断面煤巷顶板稳定。大断面煤巷易在顶板、两帮中部受拉破坏, 肩角、底角处易出现应力集中而受到剪破坏。因此通过优化肩角、底角锚杆布置, 锚索加固等措施, 对重点易破坏区域重点支护, 保持易破坏区域稳定, 从而保证大断面煤巷整体稳定。
参考文献
[1]朱昌星.综放工作面开切眼与停采线大断面巷道支护技术研究[D].泰安:山东科技大学, 2001.
[2]张农, 高明仕.煤巷高强预应力锚杆支护技术与应用[J].中国矿业大学学报, 2004 (5) :34-37.
围岩破坏机理 篇5
(1) 软岩巷道的变形呈现蠕变变形三阶段的规律, 并且具有明显的时间效应。
初期来压快、变形量大, 巷道自稳能力很差, 如果不加以控制很快就会发生岩块冒落, 直至造成巷道破坏。如果用钢性支架强行支护而不适应软岩的大变形特性, 则巷道也难以维护, 造成支架被压坏、巷道垮落。
(2) 软岩巷道多为环向受压, 且非对称。
巷道开挖后不仅顶板变形易于冒落, 底板也将产生强烈的底鼓。如果对巷道底鼓不加以控制, 则会出现严重的底鼓并导致两帮破坏, 顶板冒落。
(3) 软岩巷道变形一般随矿井深度加大而增大。
不同矿区、不同地质条件下都存在一个软化临界深度, 超过临界深度, 支护的难度明显增大, 且软岩巷道变形在不同的应力作用下, 具有明显的方向性。
(4)
软岩的失水和吸水均可造成软岩发生膨胀变形破坏和泥化破坏。
二、软岩工程变形力学机制
软岩工程变形、破坏和失稳的原因是多方面的, 但其根本原因是其具有复杂的变形力学机制。软岩的变形力学机制大致可归纳为三大类:即物化膨胀型、应力扩容型和结构变形型。
物化膨胀型的软岩变形机制与软岩本身分子结构的化学特性有关, 其又有三种类别:分子膨胀机制、胶体膨胀机制和毛细膨胀机制。
应力扩容型的软岩变形力学机制与力源有关, 其有四种类别:即构造应力机制、水的作用、自重应力和工程偏应力。
结构变形型的软岩变形机制则与硐室结构与岩体结构面的组合特性有关。同一岩层的巷道, 顺层的巷道破坏甚为严重, 穿层的巷道破坏比较轻微, 原因是变形受结构面的影响而呈现各向异性的特征。根据岩层层理或节理的形态不同, 其变形力学机制又可分为断层型、软弱夹层型、层理型、优势节理型、随机节理型等变形力学机制。
三、软岩巷道围岩与支架变形的主要影响因素
上述三类软岩变形的力学机制基本概括了软岩膨胀变形的主要动因, 由此可知影响巷道围岩与支架变形的主要因素为:
(1) 岩性因素:岩体本身的强度、结构、胶结程度及胶结物的性能, 膨胀性矿物的含量等, 这均是影响软岩巷道变形的内在因素。
(2) 工程应力的影响:它是造成围岩变形的外在因素。垂直应力、构造残余应力及工程环境和施工的扰动应力, 邻近巷道施工、采动影响等, 特别是多种应力的叠加情况影响更大。
(3) 水的影响:包括地下水及工程用水, 尤其是对膨胀岩, 水对其变形的影响极大, 水不仅造成粘土质岩的膨胀, 同时还大大地降低了岩石的强度。
(4) 时间因素:流变是软岩的特性之一, 巷道的变形与时间密切相关。
四、软岩巷道支护的技术方向
在软岩巷道支护方面, 由过去单一的支护形式逐步发展为各种多次支护、联合支护形式, 并形成了各种系列支护技术, 如锚喷、锚网喷、锚喷网架、锚喷网架注系列技术、钢架支护系列技术、钢筋混凝土支护系列技术、料石碹支护系列技术、注浆加固系列技术和预应力锚索支护系列技术。特别是近年来锚索技术的发展十分迅速, 已经成为深部矿井软岩巷道支护的重要技术, 其独特优点是能把深部围岩强度调动起来, 和浅部支护岩体共同作用, 控制巷道稳定性, 这将是21世纪我国软岩巷道支护的主流方向。
摘要：在煤矿掘进过程中经常遇到软岩, 给巷道的开掘和维护带来不便和经济损失, 也给现场工作带来难题。下面就软岩巷道围岩变形破坏特点及其影响围岩变形破坏因素进行分析。
围岩破坏机理 篇6
1 试验系统
研究所采用的WYQ1000-I型地下工程综合模拟试验系统,是由中国矿业大学建工学院设计研制的。该试验系统具有4个通道(1个备用通道),采用液压加载、稳压、6面油缸组合加载的方法,可以完成对三维岩体的载荷控制,有效克服以往平面应变加载模型中存在的问题。
2 模型开挖与测试
2.1 模型初始应力条件加载
试验以泥岩围岩的全煤巷道为基础,以水平产状的岩层节理为围岩的裂隙分布形式,巷道的埋深为变量,在800 m埋深巷道的基础上,每次增加200 m埋深的荷载增量,依次模拟埋深800 m、1 000 m、1 200 m、1 400 m、1 600 m的巷道;将计算出的顶部荷载和侧压分成均等6级,逐步加载。为保证试件受力均匀,每次加载后稳定0.5 h,直至试验初始设计值达到0.476 MPa,相当于800 m埋深时,垂直压力应达到20 MPa,最大水平主应力为22 MPa,对应初始设计值应为0.524 Pa(水平主应力与垂直主应力的相关系数在深部地应力为1.1左右),最小水平主应力为8.6 Pa(0.204 MPa)。加到此预定荷载后稳定各加载板油压,保持荷载不变。与此同时,在每次施加各级荷载过程中注意观察模型变形和油缸活塞位移情况,并记录下每个加载面的加载压力。
根据试验系统及加压系统的技术指标,可知各荷载板设计载荷所对应的油压读数,如表1所示。
上下板为0.476/12.35×23.8=0.92 MPa; 前后板为0.204/12.35×26.7=0.44 MPa; 左右板为0.524/12.35×23.8=1.01 MPa。
2.2 开挖与加载
在模型上下、左右、前后利用液压缸分别控制加围压至设计荷载后,稳定一段时间,拆除模型的后荷载板中间的挡板,在其中心位置机械钻孔开洞以模拟巷道开挖。
具体开挖步骤为:模拟开采从模型前荷载板开始,向后荷载板推进,每4 h开挖30 cm(相当于实际每天推进9 m),直至整个巷道模型开挖完成。开挖后,根据试验安排,分别模拟无支护与气囊支护条件下的巷道受力变形破坏情况。
1)无支护状态,巷道开挖完成后,不进行任何支护阻力的设计,在初始地应力下保持其稳定24 h(实际相当于5 d);然后模拟不同埋深巷道载荷,使垂直方向的荷载每隔1.5 h增加0.25倍,分别模拟荷载集中系数K=1.25～2,与此同时做好巷道各阶段的变形观测以及变形破坏情况的记录。
2)气囊支护状态。整个过程与无支护状态相似,不同处有两点:一是巷道开挖完成后立即装上预先加工好的气囊,施加p=10 KPa的支护阻力(相当于实际0.4 MPa);二是与巷道垂直的水平方向荷载每隔1.5 h增加0.25倍,分别模拟侧压系数K=1.25～2.50情况下巷道围岩的变形破坏发展情况。
2.3 试验数据分析
2.3.1 应变分析
1)无支护条件下。 图1为模型铺设完成直至模型最终破坏的全过程应力变化曲线,图1中应变砖的埋设位置分别距开挖自由面3 cm。
从图1可以看出,无支护巷道在加载过程以及巷道变形破坏期间,最大最小主应力的变化趋势基本一致:①加载的初期,随着模型的压实其变化逐渐趋于一致。②巷道开挖初始阶段,由于巷道开挖打破了原有三向应力平衡状态,卸荷后随即发生内应力释放和回弹,引发巷道各部位应力调整和变形,其中底板应力下降约0.3 MPa,帮部约0.4 MPa,顶板约0.6 MPa;由此可见顶板围岩体卸荷所引起的应力差值最大,应力调整阶段所引起的顶板变形破坏会更为强烈。③应力调整阶段,底板与两帮的应力集中程度较低,由于得不到有效约束,应力持续减小,继续加载,底板由2 MPa下降为1 MPa,帮部由3 MPa降至1.5 MPa,下降幅度均达50%;而顶板的应力集中程度最高,巷道顶板首先产生破坏,随后拱顶上方出现较大的变形乃至破坏,这一过程中,顶板的应力变化则有两峰值点、一低谷段,经历了“集中—卸荷—再集中—再卸荷”的过程,说明顶板在冒落过程中会自动寻找新的压力平衡拱各图中17～18对应的时间段,应力会由0.8 MPa上升至0.9 MPa,但这种平衡较为短暂,随即伴随着外围承载结构的破坏和压力的传递,最后破坏区不断向深部扩展,巷道失稳破坏。
2)有支护条件下。图2为模型铺设完成直至模型最终破坏的全过程应力变化曲线,图2中各部位应变砖的埋设位置分别距开挖自由面3 cm。
从图2中可以看出,巷道在加载过程以及巷道开挖后的变形破坏期间,最大最小主应力的变化趋势是基本一致的:①加载的初期,与无支护巷道变化规律相同,随着模型的压实变化趋于一致。②巷道开挖阶段,巷道各部位围岩的应力都存在与之相对应的卸荷区(各图中13～18所对应的时间段);其中底板下降约为0.2 MPa,帮部约为0.6 MPa,顶板约为0.3 MPa,与无支护状态下的模拟试验相比可知,最大应力差值发生在最大主应力方向,该方向应是巷道维护的重点。③应力调整阶段,当支护施加后,围岩体应力在重新调整中,巷道周边岩体应力升高,应力环境产生了较为明显的转变,其中底和两帮表现最为明显,底板应力由1.7 MPa提升到1.9 MPa,帮部应力由2.1 MPa提升到2.5 MPa,顶板也由卸载后的0.8 MPa提升到1.0 MPa;0.01 MPa的支护力提升了0.4 MPa的围岩应力,说明巷道围岩开挖卸荷后,支护对岩体能提供一定的支护抗力,使破碎区围岩保持三向受压,寻求到一个新的平衡状态(18～20所对应的时间段)而不至于持续向深部发展;当碎胀作用力超过支护阻力时(20～22所对应的时间段),支护体系让压新的破坏区域随之产生,但浅部围岩在支护力作用下没有发生失稳冒落,而向深部围岩发展的破坏区域很快在新的区域寻求到平衡点,因此可以看出支护对围岩二次稳定结构的形成起着至关重要的作用。
2.3.2 位移及破坏特征分析
模型在不同支护条件下的图像采集效果如图3所示。
3 结 论
通过对有支护和无支护两种情况下巷道围岩应力及位移的分析可知,施加一定阻力的柔性支护能使围岩体处于良好的工作状态,使两种承载结构都能充分发挥作用,支护作用机理主要有以下4点:
1)延缓和减少围岩中裂纹的产生、扩展与贯通,防止已破碎围岩塌落。
2)加快围岩承载结构的形成和稳定。由于支护力的存在使围岩更大程度的表现出三向受压状态下的强度特征,此种情况有利于围岩承载状态的形成。
3)增强了松动区域岩石强度。无支护情况下会导致围岩强度的持续下降而最终诱发冒顶、片帮等现象,支护力的存在使得破碎区围岩能维持一定的残余应力,有效控制了破碎区以及塑性区半径,使更大范围的围岩得以处于弹性变形状态,加快了松动圈的产生和稳定过程,这对保持巷道的稳定更为有利。
4)有利于围岩二次稳定形成,具体来说,就是要加固和维护好浅层围岩的张拉破坏区域,充分发挥和利用应力集中压缩区域的承载能力,加速围岩二次稳定过程的形成。
综上所述,与巷道无支护情况下相对比可以看出,破碎围岩体由于得到气囊支护的有效约束,围岩表面张拉破碎区的残余强度虽然较低,但在径向约束条件下,一定的支护阻力阻止了碎胀变形的持续发展,支护阻力通过控制破碎区范围实现对围岩变形的控制作用,改善了围岩内部的受力环境和分布特征,从而不致诱使巷道围岩的变形失稳。
摘要：随着我国浅部资源的逐渐减少和枯竭,矿物资源地下开采的深度越来越大,深埋高应力巷道的围岩变形、破坏规律的研究显得更加重要。采用WYQ1000-I型地下工程综合模拟试验系统,通过三维物理试验模拟巷道的真实开挖、变形和破坏过程,研究有、无支护体系形态下的围岩变形,针对围岩应力以及位移变形破坏特征进行深入分析,得出深埋高应力巷道围岩变形破坏及支护作用机理。
关键词：深埋高应力,三维物理模拟,变形机理
参考文献
[1]靖洪文.深部巷道大松动圈位移分析及应用[M].徐州:中国矿业大学出版社,2001.
[2]孙晓明,何满潮.深部开采软岩巷道耦合支护数值模拟研究[J].中国矿业大学学报,2005,(2):166-169.
[3]孔德森.深部巷道围岩在复合应力场中的稳定性数值模拟分析[J].山东科技大学学报,2001,21(1):68-70.
[4]朱德仁,王金华,康红普,等.巷道煤帮稳定性相似材料模拟试验研究[J].煤炭学报,1998,23(1):42-47.
[5]胡耀青,赵阳升,杨栋,等.带压开采顶板破坏规律的三维相似模拟研究[J].岩石力学与工程学报,2003,22(8):1239-1243.
[6]李世平,吴振业,贺永年,等.岩石力学简明教程[M].北京:煤炭工业出版社,1996.
围岩破坏机理 篇7
省内某矿井, 其主副井的确立有其开采的5#-6#煤层露头对应井上位置设置, 从3上-3#煤间进入含煤地层, 经由3#煤后达到2#的底板。主副斜井坡度在均为23°~25°之间, 层位位于砂岩层, 结构稳定, 其层位地质构造主要由三种不同粒级的砂岩组成, 其厚约2.78~155m, 平均44.2m。据地质探查显示, 3#煤顶板孔隙率较小, 其含水率较高, 软化系数低, 抗压强度低, 不坚固, 为抗冒落能力较弱的顶板。据力学实验显示3#煤底板细砂岩最大单轴抗压强度为0.27 MPa, 为较软弱类底板, 该层岩层综合柱状图见图1。
该矿是新建设的大型现代化矿井, 设计产量超五百万吨, 是高产高效矿井。由于煤层赋存条件差, 巷道围岩多为粗砂岩, 岩性松软, 强度低, 且顶板存在富含水层, 目前巷道均已遭到严重破坏, 巷道两帮内挤、顶板下沉、底板隆起。特别严重的是主井出现严重失修。由于巷道的变形破坏, 严重地制约了矿井的正常生产, 给矿井的开采、运输、通风、行人及安全造成了极大的影响, 并且需投入大量的人力、物力进行维护、加固。因此, 解决巷道的支护问题具有非常重要的现实意义。
2 巷道变形机理与支护分析
本矿井拥有两条斜井, 支护方式均采用锚杆、锚网以及喷浆等联合支护, 随着施工的进行, 顶板均有下沉、开裂等现象并伴有底鼓, 有些巷道出现冒顶。其主要特征为:部分锚杆拉出、拉断, 支护失效;巷道两帮收敛严重;底鼓造成的巷道高度降低;脱层、掉包伴有渗水;在巷道交叉区域脱层现象严重。
回采巷道采用锚网支护, 施工过程中均出现不同程度的顶板下沉、裂缝、脱层掉包及底臌等现象, 局部出现冒顶。表现有:顶板喷层受挤压变形、个别锚杆被拉断支护失效;两帮收敛;底板臌起导致轨道变形, 巷道高度降低;水沟开裂、变形;巷道交岔点处应力集中容易发生掉包、脱层现象;底臌和掉包同时出现。
在当前的应力场条件下, 在局部区域, 巷道掘进出现底臌、顶板下沉、淋水现象, 巷道变形明显。根据岩层柱状图显示:各可采煤层顶底板岩性、厚度变化较大, 顶顶底板以砂岩及粉砂岩为主, 泥岩主要作为伪顶、伪底存在, 特征表现为:岩石易风化、较松散;结构面简单, 为互层状;顶底板岩层强度较弱。
在这样的顶底板岩性下, 巷道较难支护。
3 不稳定围岩控制技术
就现有条件, 施工实际中一般采用“锚、网、喷”联合支护、可缩性金属支架、全封闭金属支架, 以及锚喷支护加砌喧等。根据众多深部开采矿井的经验, 上述几种支护方式均未很好的解决巷道稳定问题。本文提出, 针对上述顶底板条件, 采用网壳支架、高强树脂锚杆、注浆锚杆锚注配合底板钢筋混凝土反底拱联合支护的方法。
3.1 破碎带支护。
当巷道使用周期长、或维护不及时的情况下, 会导致大面积岩层破碎, 围岩变形严重, 应采取支与护相结合的方式, 对全断面进行支护, 支护体需有一定伸缩度, 因此选用采用网壳支架进行柔性支护。其结构与单件结构见图2, 3。其骨架由建筑钢筋冷弯焊接形成, 可依据巷道实际情况设定。主筋与其它部位采用焊接形式连接, 其余部位采用螺栓连接, 分段加工, 整体组装。格栅断面高度的设计一般由承担载荷与混凝土喷射厚度确定。
3.2 注浆锚杆支护。
底鼓是巷道变形的早期征兆。在多种应力综合作用下, 巷道围岩多出现松动圈, 特别是位于的粗砂岩中的巷道, 围岩破坏半径大、常受水害影响而达到稳定较困难。此类巷道维护时, 采用锚杆注浆联合支护技术对围岩破碎区进行加固, 能有效提高岩层的残余强度, 增强围岩整体性, 有效防止围岩变形, 则加固后的巷道形成稳定的结构承载层。根据巷道破坏情况, 在网壳支架架设完毕, 预埋注浆管, 且注浆管制作成花管, 注浆管数量、固定方式、长度等根据现场情况再确定。
3.3 锚杆与锚索联合支护。
网壳支架可在一定范围内对破碎围岩起到支护作用, 但其强度不能达到一次成巷的要求, 需要采取措施将巷道围岩形成组合拱, 这就需要采用锚杆与锚索联合支护的形式。组合拱按五类围岩岩性考虑, 锚杆控制角一般为45°, 组合拱厚度1.55m, 锚杆间距取0.75m, 锚杆长度为2.3m。与此同时, 为加强支护, 再加锚索, 每5m加2根。网壳支架加喷射砼, 厚度200mm;螺纹钢锚杆, φ22×2500mm, 每断面9根均布, 排距800mm;注浆锚杆φ22×20800mm, 每断面4根, 排距1600mm;反底拱砼, C50厚300mm。巷道整体支护见图4所示。
4 结论
根据以往经验, 软岩巷道与不稳定巷道支护一直是支护中的重点和难点。特别是亲水性岩层, 由于水的软化作用, 巷道支护难, 极易造成巷道围岩压力增大, 使得巷道围岩发生变形破坏相当严重。究其原因, 主要由于金属支架支护方式属被动支护, 即使承载能力很大, 但与深部巷道围压相比仍明显不足, 且由于长期暴露导致的风化, 遇含水层导致的岩性弱化, 都会削弱岩体整体强度;因岩体强度较弱, 即使采取锚喷支护, 由于岩体整体性差, 而不能有效控制围岩松动, 不能形成有效的支护, 最终导致支护结构整体破坏。
针对以上问题, 本文提出采取逐层联合支护方式, 即主动支护、提高围岩强度、对于不同类型巷道采取针对性的支护方式补强支护, 从而有效的控制围岩, 达到围岩稳定, 更好为生产服务的目的。
摘要：针对某矿围岩岩性松软、强度低、吸水软化等特征, 巷道掘进出现底臌、顶板下沉、淋水的现象, 巷道变形明显的关键问题, 本文对不稳定围岩变形机理和支护技术难点进行分析基础上, 根据现场实际, 提出巷道分三个层次支护即采用网壳支架、高强树脂锚杆、注浆锚杆锚注配合底板钢筋混凝土反底拱联合支护。通过现场工业试验, 取得较好的经济技术效果。
关键词：不稳定围岩,变形机理,控制技术
参考文献
[1]王怀新.深井主要巷道支护方式的研究与应用[J].煤矿安全, 2003, 34 (8) .
[2]王元仁.深井困难条件下的巷道支护技术[J].煤炭科学技术, 2003, 31 (2) .
[3]石伟, 孙德林.深井软岩巷道围岩二次支护新技术[J].矿山压力与顶板管理, 2003, 20 (1) .