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文档简介
采场地压及其控制授课学时:
4学时本章的重点难点:1、采场地压的特点及影响采场地压的主要因素;2、充填体的力学效应;3、采场地压的控制方法;4、岩爆发生的条件。
第1页/共97页关键术语:采场地压、
变形地压、松动地压、膨胀地压、冲击地压、移动角、崩落角、充填体要求:1、掌握本课程重点难点内容;2、了解采场地压的一般规律。3、了解覆盖岩层的变形和破坏规律第2页/共97页
§7-1
概述围岩之间的相互作用力;围岩对支架的作用力。原岩对围岩的作用力;采场地压——指在开采过程中,原岩对采场或采空区围岩及矿柱所施加的荷载。地压现象——井巷开挖,应力重新分配使围岩和支架产生变形、移动、破坏等现象,如冒顶、片帮、底鼓、顶板下沉等。地压——泛指岩体中存在的力,包括:一、地压现象与地压第3页/共97页松动地压(散体压力)膨胀地压变形地压(弹塑性变形地压、流变地压)地压分类:冲击地压
地压分类第4页/共97页二、采场地压的特点1、暴露空间大2、复杂性3、多变性4、采场地压显现形式的多样性5、控制采场地压的难度大第5页/共97页
三、影响采场地压的因素影响采场地压的因素可概括为自然因素和开采技术因素两个方面。1、自然因素方面的主要有:(1)围岩的物理力学性质(2)开采深度(3)矿体的倾角与厚度:(4)构造(5)地下水第6页/共97页2、采矿生产技术方面的因素(1)开采顺序:(2)开采方法及控顶方法(3)回采速度(4)空区形态及空区形成时间第7页/共97页四、采场地压的研究内容
采场地压的研究的主要内容是采场(包括采空区)围岩的应力状态、变形、移动和破坏的规律。在此基础上,找到维护采场稳定的措施。采场地压的研究范围可归结为两个方面的问题,一方面是回采期间采场的稳定问题,另一方面是回采完毕采空区的处理问题。第8页/共97页1、回采期间采场的稳定
这里是指采场(包括采准巷道、硐室)的围岩在回采期间不发生危险变形,以保障回采的安全,维护回采作业的正常进行。其研究的范围包括下述一些问题:
(1)采场围岩应力分布的规律;
(2)岩体失稳的原因、条件和机理;
(3)确定采场中各种结构物(矿柱、支架)上地压的大小;研究矿柱的支护原理和设计方法;(4)确定合理的采准布置方案;(5)研究采场地压的控制措施,等等。
第9页/共97页2、采空区处理
空区处理的目的:控制由于空区引起的地压显现的强度。
空区处理的主要方法:目前处理空区的方法可归纳为“崩”“充”“撑”“封”四种。崩落:就是用爆破(或其他手段)的方法把空区上方的岩体崩落下来充塞空区。充填:用充填物(如碎石、尾砂、水砂、混凝土等),将空区充满。第10页/共97页支撑:利用矿柱或支架将空区撑起来,防止其发生危险变形。实践表明,此种方法的效果是很差的。
封闭:对于单独的孤立的小空区可采用封闭的方法,将它与其它采场的通道隔绝,防止该空区冒落时对其它采场发生气浪冲击。其中充填和崩落是两种主要的方法。2、采空区处理第11页/共97页§7-2采场地压及围岩活动的一般规律
采场顶板的暴露面一般都较巷道顶板大得多,且随着采面位置的不断向前推进,空区尺寸也会不断发生变化,故采场应力分布也具有自身的特性,变化大,且属空间问题。
第12页/共97页一、支承压力
在原岩中形成采场后,上覆岩层的重力即转嫁于采场四壁的岩体中,使采场四壁特别是两侧岩体中的竖向应力升高,形成所谓支承压力。第13页/共97页采场周围应力分布第14页/共97页1、支承带应力集中系数KC
式中:kL——开采空间形状影响系数,长/宽=1,kL=0.7;长/宽>3,kL≈1;b——支承带宽度;
L——采场跨度。第15页/共97页2、支承压力带宽度b
式中:kl—跨度影响系数,L=3m,kl=1;L=30~40m,kl=0.5;kr—岩石性质影响系数,硬岩kr=0.8;中硬岩kr=1.5。支承压力带宽度b,视岩层性质及采空区跨度而异,大致有以下关系:第16页/共97页3、支承压力带随工作面的推进而不断向前移动采空区四周都存在支承压力区;前方岩体有较大的应力集中;刚充填的充填体中应力很小,远离开采的充填体被压实,其承受的压力逐渐增高,直至等于原岩应力。第17页/共97页4、相邻采场对支承压力的影响(a)b>b1+b2,无影响(b)b<b1+b2(c)b<b1+b2,且一侧开采空间位于另一侧的支承压力带内,则开采空间2的两侧都会受到开采空间1的影响,其两侧的支承压力都有不同程度的增大。第18页/共97页二、顶板岩层中的应力分布水平矿体开采第19页/共97页倾斜矿体开采二、顶板岩层中的应力分布第20页/共97页围岩中的应力与矿体倾角的关系
第21页/共97页1、按孔的应力集中理论分析采场地压
埋深大,岩层均匀连续并可视为弹性体时,采场应力分布可按弹性力学中,圆孔应力集中解分析。第22页/共97页2、顶板应力分布计算模型例如:用弹性力学方法研究在中房柱法顶板中应力分布假设:(1)岩石为均质各向同性弹性介质;(2)矿床走向长度较大,长度L与开采深度H之比大于1.5,即L/H>1.5;(3)矿柱间距相等;(4)将采场上部厚度为h的岩层视为顶板,且h≥l(l为矿房宽度之半);(5)作用于顶板上的荷载均匀分布。第23页/共97页3、顶板中应力区划分第24页/共97页1、拉应力区2、压应集中区3、卸压区:该区水平应力σx和垂直应力σy均较开采前低,处于卸压状态(免压拱或称卸压拱)。卸压区的岩体由于自重作用及弹性恢复,将向空区移动,使顶板岩层下沉,岩体冒落或产生沉间离层现象。4、压缩区:垂直应力σy比开采前降低,水平应力σx比开采前升高,是拱形承压带的拱桥,起着引导原岩垂直应力向空区两壁传递的作用。第25页/共97页4、应用梁理论分析上覆岩层的应力及其稳定性
当埋深浅,开采空间跨度较大(L>2H),上覆岩层整体性好,可当作弹性梁看待时,可采用材料力学中的梁理论进行分析。(1)D.F.科次用下式验算顶板中最大拉应力
式中:γ——上覆岩层重度;λ——原岩应力场侧压力系数;H——上覆岩层厚度;L——开采空间跨度。第26页/共97页
(2)层状岩体顶板应力分析
近水平岩层中开采矩形洞室后,随着顶板向空区下沉,岩层间将会产生离层现象。各层次生应力分布可近似采用梁理论。计算时,分别取各层的厚度hi作为梁的高度,γihi为梁的自重荷载。
分析可知:只要层厚小于该层悬露跨度的一半,就可能产生离层现象。第27页/共97页
(3)矩形开采空间长宽比对顶板应力影响式中:L——矩形板的宽度(采场跨度);h——板的厚度;p——单位面积上施加的荷载。K——应力计算系数,随l/L变化;l/L=1,1.5,2,3,∞K=0.280,0.487,0.610,0.713,0.750
对l/L≤2~3的开采空间,可近似采用矩形简支板分析,顶板最大拉应力可按下式估算:第28页/共97页三、覆盖岩层的变形和破坏1、空区覆盖岩层的变形和破坏规律
由于空区岩体变形破坏的结构,在覆盖岩层中将形成三个不同的地带:(1)冒落带(2)裂隙带(3)弯曲带第29页/共97页(1)冒落带
紧靠矿体上方的覆盖岩层由于破碎而呈拱形冒落向上发展。冒落高度与矿体开采厚度、岩石碎胀性及可压实性、采动范围、岩体强度、空区有无充填等有关,一般为矿体厚度(W)的2~6倍。第30页/共97页(2)裂隙带
该带岩体变形较大,岩层沿层理开裂形成离层,在拉应力作用下产生垂直岩层的裂隙。若有水,则可从裂隙渗入,威胁空区。水体下开采必须使采动形成的裂隙带位于不透水层之下,即不破坏水系与矿体之间的不透水层方可进行回采。裂隙带的高度约为矿体厚度的9~28倍。水系不透水层裂隙带采空区第31页/共97页(3)弯曲带
整体移动带,仅出现下沉弯曲,不出现裂隙,保持了岩体原有的整体性。如果该带内有构造断裂存在,岩层可能沿构造断裂出现较大的移动,使井巷或建筑物受到破坏。弯曲带高度随岩性而异,一般当岩层脆而硬时,弯曲带高度约为裂隙带高度的3~5倍;岩体软而具有塑性时,约为裂隙带高度的数十倍。第32页/共97页(4)地表下沉盆地与下沉值
随着弯曲带的缓慢下沉,地表也逐渐下沉,位于空区中央上方的地表下沉值最大,空区周围上方地表下沉值渐次减小,从而形成一个下沉盆地。下沉盆地的形态,视开采面积与开采深度的相对大小不同而异。第33页/共97页
未充分采动当开采面积相对较小,采空区宽度(走向或倾向):L<(0.9~2.2)H(H为开采深度),盆地呈碗状;L<(0.9~2.2)H
盆地呈碗状;
充分采动:当开采面积相对较大,采空区宽度(走向或倾向):L>2.2H,盆地呈平底状。L>2.2H,盆地呈平底状第34页/共97页
下沉系数η:最大下沉值wmax与对应的矿体厚度M之比。采空区处理方法下沉系数η常用值崩落围岩0.6~0.80.7削壁带状干式充填0.6~0.80.7外运材料干式充填0.4~0.50.5水砂充填0.06~0.200.15水砂充填,带状部分开采0.020.02胶结充填0.02~0.050.02第35页/共97页不同倾角矿体的覆盖岩层冒落带和裂隙带高度
不同倾角矿体的覆盖岩层冒落带和裂隙带高度示意图
1、裂隙带;2、冒落带第36页/共97页2、地表塌陷及崩落角和移动角
矿体埋深较大,冒落带、裂隙带一般不会到地表,只在地表形成一个下沉盆地。若矿体埋藏浅,开采深度浅时,则会冒落到地表,形成塌陷坑。第37页/共97页(1)地表塌陷盆地第38页/共97页(2)崩落角和移动角
根据地表变形破坏程度,可将移动盆地划分为崩落区和变形区。
崩落区——地表开裂,发生剧烈变形和破坏。变形区——地表只发生变形并未受到严重破坏。
移动角——指用仪器测出的地表移动边界线至井下采空区下部边界线的连线与水平面所成的夹角。
崩落角——指地表开裂区的最边缘裂隙至井下采空区下部边界线的连线与水平面所成的夹角。第39页/共97页
一般上盘崩落角β0约小于下盘崩落角α050~100。矿体走向方向的崩落角常用δ表示,盲矿体上端的下盘崩落角常用γ表示。
对于岩性坚硬而脆的岩层,崩落角和移动角差别较小,只相差50~100。第40页/共97页第41页/共97页(3)影响崩落角的因素
岩体性质——坚硬,崩落角大(650~750或更大);软岩,崩落角小,表土约450。
结构面分布——若结构面产状与空区构成有利于滑动关系时,岩体可沿此面滑动。
采矿方法——深孔爆破比浅孔爆破对上覆岩层破坏震动大,崩落角小;重复采动,崩落角小;
空区处理方法——空区及时充填且密实,崩落角大;
开采深度及走向长度——在充分采动条件下,上盘崩落角常随开采深度的增大而变小。但当开采深度进一步增加时,崩落角将有所增大。第42页/共97页
在近地表开采,崩落废石充满空区,起到支承上盘控制岩移作用,崩落角大;采深增大,崩落废石不足以充满空区,上盘岩移向外扩展,使崩落角减小;但当开采深度进一步增加时,受走向两端岩体夹制作用增大,崩落角将有所增大。采深进一步加大,顶板崩落成拱形而出现悬顶现象。第43页/共97页
根据统计资料和实验室模拟实验结构分析表明:对于倾角小于600的走向长度为700~2500m的矿体,上盘岩体将发生定期崩落;
走向长度为270~700m的矿体,随开采深度增加,上盘岩体将发生悬顶(顶板崩落成拱形),地面形成的崩落区范围将固定不再向外扩展。走向长度小于230m矿体开采时,仅发生局部冒落。开采走向长度小的矿体(<270~350m),随开采深度增加到一极限值,上盘岩体将发生悬顶。当矿体倾角大于600时,不仅上盘岩体发生移动,下盘岩体也将发生移动。第44页/共97页3、地表移动与地表建筑物保护
地表下沉(W)——地表某点垂直位移分量。地表倾斜——地表下沉盆地沿某一方向的坡度,其平均值以两点间的下沉差除以两点间的水平距离,即地表水平移动(u)——地表某点的水平位移分量。第45页/共97页3、地表移动与地表建筑物保护
地表曲率——地表下沉盆地剖面线的弯曲程度,其平均值以相邻两线段倾斜差除以两段地表水平距离的平均值,即第46页/共97页3、地表移动与地表建筑物保护
地表水平变形(ε)——地表移动盆地内,两点间水平移动差与该两点距离的比值,即第47页/共97页3、地表移动与地表建筑物保护
临界变形值——无需维修就能保持建筑物正常使用所允许的地表最大变形值。安全开采深度——当开采深度超过某一临界值时,岩移将不波及地表,或地表最大下沉值<20mm时,建筑物将不会出现破坏,通常将此开采深度称为安全深度。第48页/共97页3、地表移动与地表建筑物保护
各级建筑物所允许的变形值保护级别建筑物类型倾斜(mm/m)
曲率(1X103/m)水平变形(mm/m)Ⅰ竖井、水库、5层以上楼房40.22Ⅱ通风井及风机房、空压机房、铁路60.44Ⅲ机修厂、辅助建筑物、架空索道80.66第49页/共97页3、滑坡及滚石
这是一种特殊的地表移动,一般发生在山坡陡,距空区近的地表。由于采动波及地表,常常造成陡坡失去平衡,出现滑坡及滚石。(1)滑坡形成:采动影响产生的破碎带,使山坡岩体抗剪强度降低,岩体可能沿弱面破坏,并在自重作用下沿滑移面整体下滑。
防治措施:削坡减载,消除隐患,或充填空区,或砌筑拦石坝等。第50页/共97页(2)滚石形成:采动造成地表塌陷及岩石崩落,使完整岩石破裂成块体,从而易沿陡坡滚下。防治措施:充填空区以控制地表岩移范围,避免地表岩体破坏;建筑物不设计在滚石威胁的范围内或迁出;控制回采顺序,使岩层移动朝着不损坏建筑物一侧发展,可使滚石落入预定空区;砌筑拦石坝,导向槽等。3、滑坡及滚石
第51页/共97页§7-3采场地压假说
一、卸压拱假说(适用于破碎岩体)拱形:拱高:
卸压拱上方岩体重力通过拱脚向两侧传递,在采空区两侧形成支承压力区,拱内岩体处于卸压状态。作用在采空区支护上的荷载只是卸压拱内岩体的重量,因而它只与拱形和拱内岩体重度有关,而与开采空间距地表的深度无关。第52页/共97页二、覆盖岩层总重假说
本假说认为:水平或倾斜矿体中,开采空间内矿柱或人工支撑物所承受的荷载是其上方直达地表的岩柱的重力。设矿房1宽度为a,矿柱2宽度为b,矿房长度为L,则矿柱2承受的荷载为P:第53页/共97页三、外伸悬臂梁及缓慢下沉假说(长壁采矿法)
直接顶:层状岩体撤除支架以后能及时冒落的顶板岩层,称为直接顶。老顶:直接顶上方不易冒落的岩层称为老顶第54页/共97页
外伸悬臂梁假说认为:用长壁法开采,采场初次放顶后,直接顶可视为悬臂梁。其一端与采场前方岩体连接,另一端呈悬臂状态。悬臂梁主要靠自身与固定端岩体的连接力来维持其稳定。采场支架的作用在于阻止悬伸岩层出现离层和松脱,控制裂缝发展,阻止在回采期间冒落。第55页/共97页
为了安全,防治悬伸顶板意外冒落,减小悬臂梁长度,减缓支架压力,工作面推进一定距离后,拆出若干排支架,使直接顶板悬伸部分崩落。每次崩落的距离称为“放顶距”。一般放顶距可取1.5~7m。
老顶岩层的压力,一部分传给前方形成支承压力,一部分传至采后崩落岩体上,形成后支承力。随时间推移,老顶逐渐下沉,断裂,引起新的地压活动,使采场地压增大。以后每隔一段时间,工作面每推进一段距离,老顶岩层出现一次断裂,这种因老顶周期性断裂引起的采场周期性地压活动称为“周期来压”或“二次地压”,由直接顶板施加于支架上的压力称为“初始地压”。直接顶板越薄越易冒落,老顶越坚固,则周期地压越明显剧烈。第56页/共97页
缓慢下沉假说认为:开采厚度不大的水平或缓倾斜矿体,如顶板为塑性岩层,则工作空间上部岩体不发生折断而整体缓慢下沉。采场支架主要承受顶板下沉的变形压力。第57页/共97页四、滑动棱体假说
适用于急倾斜厚大矿体。该假说认为:开采空间结构所承受的荷载(房间矿柱荷载)是其所支承的顶板滑动棱体的下滑力。第58页/共97页设:Q为滑动棱体ABCD沿走向单位长度的重力;
R上为上部松散楔体DCE的作用力的合力;
R下为滑动面AB下部岩体的支承反力与摩擦阻力的合力;p为房间矿柱对每单位长度滑动棱体的反力。平衡条件下,由力三角形可得:式中φ为岩体的内摩擦角。第59页/共97页
滑动棱体对矿柱的作用力与p等值反向,则矿柱受滑动棱体荷载作用产生的平均应力为σav:式中:a,b—分别为矿房和矿柱的宽度;L—滑动棱体厚度。要保证矿柱稳定,则:σc
为矿柱许用抗压强度。第60页/共97页§7-4开采空间极限跨度及矿柱、充填体的受力分析
一、开采空间极限跨度
1、极限跨度Lmax:在保持稳定的前提下,开采空间允许的最大跨度称为极限跨度。
2、影响极限跨度的因素:岩性、开采深度、上覆岩层重量、暴露面倾角、暴露时间以及开采空间尺寸等。岩性软弱,Lmax小;采深越大,覆盖岩层作用在暴露面上的压力越大,暴露面倾角越平缓,暴露面时间越长,则Lmax越小。采空区长度与跨度相接近时,Lmax较大;增大采空区长度,则Lmax较小。第61页/共97页
实践表明:当开采空间长度B较大(大于跨度L
3倍以上,即B/L>3),顶板暴露面的稳定性取决于其跨度;开采长度不大(B/L<3的矩形采场),其稳定性视暴露面积(A=LB)而定.第62页/共97页3、求极限跨度Lmax
(1)按梁理论导出的顶板拉应力与跨度的关系:
式中:γ——上覆岩层重度;λ——原岩应力场侧压力系数;H——开采深度;[σt]——顶板岩层许用抗拉强度。
将σt换成[σt]则可推出Lmax.对浅埋矿体(采深H<跨度L)且上覆岩体为整体时,由上式得出Lmax:第63页/共97页
某些模型得出的经验公式与上式具有相似性。如
经验表明:多裂隙的极限跨度约为无裂隙的0.6~0.7倍。
式中:k=|H-100|为考虑到拉应力集中系数随深度不同所作的修正系数。上式也适用于深埋矿体。3、求极限跨度Lmax第64页/共97页二、矿柱受力分析
1、缓倾斜矿体矿柱稳定性分析(1)矿柱类型缓倾斜矿体采用空场法开采时,矿柱有两种类型:宽大的连续条带式矿柱;不连续的圆形或矩形截面矿柱。(2)选择矿柱形状及尺寸的原则从维护稳定性考虑,矿柱间距应小于采场的极限跨度,矿柱本身的断面尺寸应满足强度要求。矿柱形状及尺寸选择既要能维护采场稳定,又要使矿石回采率最高。第65页/共97页
矿柱设计不合理,会影响整个采场的稳定。若尺寸过小,一旦被压垮,会引起连锁反应。例如,4号矿柱被压垮,其承载力转移给相邻的3、5号矿柱,导致3、5矿柱破坏;3、5矿柱破坏后,2、6矿柱额外承担了3、5矿柱担负的荷载,则也可能产生破坏。第66页/共97页(3)矿柱应力分析
矿柱应力的影响因素:原岩应力、开采深度、采空区形状、矿体倾角、相邻采场开采情况等。第67页/共97页矿房宽度a及个数n对矿柱应力分布等影响
矿房宽度a越大,矿柱应力集中系数kc越大,矿房个数n增加,矿柱应力集中系数略为增大。b为矿柱宽度。矿房宽度a对矿柱应力分布影响矿房个数n对矿柱应力分布影响第68页/共97页矿柱内部应力分布横向压应力横向拉应力轴向应力横向拉应力横向拉应力第69页/共97页(4)矿柱平均应力σav与矿柱围岩变形特性的关系A、矿柱平均应力
为简便起见,矿柱平均应力常按覆岩总重与面积存载理论计算。式中:Q——矿柱所受荷载;
Ap、Am——矿柱横截面积,矿房开采面积;
γ,
h——上覆岩体重度和开采深度。第70页/共97页矿石回采率:则:
即建立了矿柱平均应力与原岩应力和回采率的关系。可见,采深h越大,σv越大,σav越大;矿柱留得越多,即回采率η越低,矿柱受的应力σav越小。令:则矿柱平均应力:第71页/共97页B、矿柱平均应力σav与矿柱围岩变形特性的关系
按上式计算出的σav可以认为是上限,实际应力需视围岩和矿柱变形协调关系而定。若矿柱刚度小,易压缩,则所承受的荷载就小;若围岩与矿柱的变形速度不一,围岩下沉较快而矿柱压缩变形相对较慢,则矿柱所承受的荷载增大,反之,矿柱可能卸载。第72页/共97页(5)矿柱破坏机理及破坏形式
矿柱破坏机理与岩石单轴压缩实验类似。常见的破坏形式有三种:(a)贯通性剪切破坏;(b)剪切剥离破坏;(c)横向膨胀及纵向劈裂。
矿柱在外荷载作用下达到其极限值时虽出现破裂,但其发展结果有两种趋势:破坏不再发展,矿柱保持稳定,利用残余强度支承地压;破坏继续发展,直至丧失稳定,残余强度不足以支承地压。第73页/共97页(6)矿柱设计与验算
矿柱强度条件:
注意:Rc是根据矿柱标准试件的单向抗压强度σc并考虑下列影响因素推断得出:式中:σav——矿柱平均应力;
Rc——矿柱抗压强度;[σc]——矿柱许用应力;
n——安全系数,支承矿柱n=2~3;盘区矿柱n=3~5。第74页/共97页B、承载时间对强度的影响:由于流变效应使强度降低,故应取长期强度作为矿柱强度;C、尺寸对强度的影响:矿柱尺寸大,含裂隙等原因,强度降低。设计时安全系数应大于1;D、弱面的影响;E、爆破作业的影响。式中:σc——矿柱标准试件的单向抗压强度;
Rc——矿柱抗压强度;B——矿柱宽度;
h——矿柱高度。A、几何形状及高宽比对强度的影响:第75页/共97页2、急倾斜或倾斜厚矿体矿柱计算
按滑动棱体假说进行矿柱稳定性计算。第76页/共97页
滑动棱体对矿柱的作用力与p等值反向,则矿柱受滑动棱体荷载作用产生的平均应力为σav:式中:a,b—分别为矿房和矿柱的宽度;L—滑动棱体厚度。要保证矿柱稳定,则:σc
为矿柱许用抗压强度。第77页/共97页三、充填体的力学效应1、松散充填体:水砂、碎石、尾砂、炉碴等力学特点:松散、粘结力非常小,颗粒间的连结主要靠摩擦力和微弱的粘结力(毛细管表面的张力和松散料中含有的胶结物质所构成),强度低,但被压实后,能起一定的支承作用,能有效限制围岩移动和地表下沉。第78页/共97页2、胶结充填体胶结充填体:在散料(水砂、碎石、尾砂、炉碴等)中加入胶结剂或低标号水泥形成胶结物,来充填空区。力学特点:具有一定的粘结力,其强度较松散充填体高,力学性能更好,能更有效限制围岩移动和地表下沉,维护围岩稳定。可用胶结充填体作为人工顶底柱和间柱,以提高矿石回收率。胶结充填体的抗压强度为2~6MPa,弹性模量为98~980MPa,与围岩相比仍很低,所以,它对围岩的限制和地压的控制作用仍有限。第79页/共97页3、充填体对地压的控制作用充填材料性质对采场应力分布的影响:第80页/共97页(1)改善围岩和矿柱的应力状态,提高围岩和矿柱的自支承能力。
根据莫尔-库伦理论,在三向应力状态下,矿柱强度σ1c为:(2)限制围岩崩落及裂隙扩展,控制地表下沉。
式中σa为充填体施加于矿柱的侧压力,与充填材料的力学性质有关;σc为矿柱单向抗压强度。第81页/共97页4、充填体的承压作用原岩应力状态回采矿房形成人工矿柱矿柱开采,人工矿柱受力第82页/共97页§7-5采场地压的控制方法
一、改善围岩的应力状态
1、合理确定采场断面形状及矿房、矿柱尺寸例如,在自重应力场中用空场法开采,留倾斜矿柱比水平矿柱更合理。第83页/共97页2、确定合理的矿块开采顺序
利用矿房矿柱间隔回采的方法,能大大减轻地压。矿房矿柱尺寸选取得当,可形成免压拱,在免压拱下回采则较为安全。第84页/共97页3、确定合理的矿体开采顺序
(1)在地质构造复杂地段先回采高应力矿块。(2)自断层下盘后退式回采。矿体被断层错断后,断层下盘矿体的回采顺序不同时,地压显现也不同。
后退式回采应力降低区前进式回采应力集中区第85页/共97页4、合理布置采场
回采空间长轴方向应尽可能与矿体最大主应力方向一致。
沿最大主应力方向掘进
垂直最大主应力方向掘进第86页/共97页二、支承与加固围岩
回采不稳固矿体时,常用人工方法支护工作面,防止冒落。例如架设支架,锚杆、锚索和喷射混凝土等。三、充填
利用充填体处理空区,改善围岩和矿柱受力状态,增强围岩稳定性及矿柱强度,以阻止围岩冒落,缓解地压显现,减小地表下沉。四、崩落崩落岩体处理空区,可缓解或消除因空区存在而引起的地压显现,降低或消除采场附近岩体中和支承压力。第87页/共97页§7-6冲击地压(岩爆)及其控制
一、概述
1、冲击地压(岩爆):在深井开采或在构造应力很高的地区开采时,采空区周围岩体(处于极限应力状态)突然发生爆发式破坏现象,犹如炸药爆炸,岩体弹射、震动,大量岩块抛出,并伴有巨大声响和气浪,这种地压现象称为冲击地压。冲击地压是岩体发生脆性破坏的一种动力现象。第88页/共
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