请问：中等风化泥岩和强风化泥岩互层，可能吗？|岩土工程勘察 - Powered by phpwind
查看完整版本: [--
&Pages: ( 2 total )
请问：中等风化泥岩和强风化泥岩互层，可能吗？
最近看见一个勘察报告，中等风化泥岩和强风化泥岩互层，中等风化泥岩有强风化吗，并且互层，可能吗，请各位指教。
我现在做勘察的地区泥岩（棕红色，紫红色）很多，做的时候很难判定全风化层与强风化的分界，同样希望专家指点1 [s:45]
可能撒。。。有可能是破碎带！！！ [s:45]& [s:45]
不知基岩是浅埋的还是深埋的？在基岩浅埋区可能存在这种情况：泥岩是成层分布的，因原岩厚薄不匀或夹杂物和组成矿物的不同等原因，相同或相似的物理力学和气候条件下，可以使岩石的风化程度在外观上有差异，还是有可能形成“中等风化泥岩和强风化泥岩互层”的景观的。
1 楼要判定全风化层与强风化的分界的前提是钻探取芯率要有保证，且对芯样的扰动要小，这样才能较准确判别或做测试来判别。
有可能&这里有个山头就是这样的
强风化与中等风化互层有么？
虽然没见过还是觉得可能。
我们还不能对大自然说三道四，地下的东西，一切皆有可能！！！&&只是这种情况比较少见，如此而已。&&你有理由怀疑，但在没有证据之前，就应当暂且相信。
泥岩情况比较复杂，各种情况都是存在的！
泥岩情况比较复杂，各种情况都是存在的！
中等风化泥岩里可能含有砂，抗风化能力强，而强风化泥岩里泥质含量特高，抗风化能力弱。我个人估计是勘察的人员没描述清楚，或者为了省事，就这样眉毛胡子一把抓了！中等风化泥岩很可能是泥质粉砂岩！
通过钻探取芯划分岩石的风化程度，经常是一件比较头痛或拿不准的事情。&& & 《公路桥涵规范》主要是从野外特征的4各方面综合判断，即：1、结构构造破坏程度；2、岩体被节理裂隙（含风化裂隙）切割程度；3、矿物成分变化程度；4、岩石的敲击反应、岩石碎块强度及碎石的可钻性和可挖性。国标《岩土勘察规范》也基本上是从这4个方面划分的，只是没有《公路桥涵规范》具体，另外加上了波速比和风化系数。&& & 先说波速比和风化系数。所谓波速比即风化岩石与新鲜岩石压缩波速度之比；所谓风化系数即风化岩石与新鲜岩石饱和单轴抗压强度之比。在大多数的工作当中，很难测定这两个比值，尤其是在野外判定时。一是“新鲜岩石”怎么取样，而且本身也存在一个判定的问题；二是很多风化岩石难以取得代表性的样品，即算取得了也难以进行“饱和”抗压试验。三是“野外”判定时还要等“室内”试验结果，似也不太现实。所以，我认为以波速比和风化系数进行野外判定缺乏实际意义，最多只是验证一下。&&
& & & & 再说4个特征。&& & 结构构造的破坏程度& 岩体结构构造的破坏应该是由外营力引起的，即风化作用造成的。这对岩石风化程度的的划分很重要，关键是中（弱）风化与微风化、微风化与未风化经常很难有明显的区别。&& & 岩体被切割的程度& 可以是内营力引起的，也可以是外营力引起的。内营力造成的应当与风化作用无关，不会对岩石结构构造造成破坏，但是反应在岩体的野外特征和岩芯的完整程度上与风化作用造成的难以区别。在工程意义上，不管是那种原因造成的岩体破碎都对岩体的力学特性会产生影响，岩石碎块的强度肯定又会影响岩体的力学特性，同种岩石，因风化作用造成破碎后的力学特性与因构造作用造成的破碎的力学特性应该是不同的。如果把不同作用造成破碎的岩石划为同一个风化程度应该是不合适的。&& & 矿物成分变化程度& 有的岩石如泥质粉砂岩（白垩红层）在不同的风化程度，其矿物成分很难看出有多大的差别，但表层和深部的力学特性又相差较大。&& & 岩石的敲击反应、岩石碎块强度及碎石的可钻性和可挖性& 这与母岩又有很大的关系，不可一概而论，同风化程度的软质岩石与硬质岩石在岩石的敲击反应、岩石碎块强度及碎石的可钻性和可挖性肯定是有差别的，甚至差别很大。
在通过钻探岩芯编录时，最直观的也是最容看到的是岩芯的完整程度，影响岩芯的完整程度可以岩石天然状态，也可以是钻探工艺和工人的技术水平。在天然状态下，存在一层相对完整一层相对破碎的情况，自然反应在岩芯上是一层破碎一层完整；也存在因岩层单层厚度在深度上的变化造成岩芯完整程度的变化。从而使编录人员根据岩芯破碎程度编录出强风化与中风化交互的资料。&& & 这类问题很容易碰到。同一种岩石，在很完整的岩芯下面又出现很破碎的岩芯，怎么编录？
什么叫互层？概念呢？先看看规范在说吧！！！！！！
完全有可能的!因为我在野外钻探过程中见过这种情况
至于名字怎么定有待商榷，但那种情况可能有的。&还有就是规范讲，第三系的砂岩、泥岩等半成岩，处于岩石与土之间，划分风化带意义不大，不一定都要描述风化。
泥岩层中不可能有不同侧向风化及袋状风化的可能，所以不可能有强风化与中风化互层！
规范，泥岩可以不划分风化程度的&可能属于球状风化被钻孔揭穿&导致软硬夹层出现
同意11楼观点。。。。。。。。沉积岩中成分不同，抗风化程度的能力也不一样。我做过一个勘察报告，就是沉积岩中泥岩与砾岩局部互层。
风化的泥质粉砂岩和粉砂质泥岩真不好区别，是不是我经验太不足了了啊，呵呵
岩土工程勘查规范~附录A~表A.0.3,第5条&泥岩和半成岩，可不进行风化程度划分。
红层基岩的风化是比较复杂的，风化程度不好区分，估计你提的强风化可能是中风化泥岩，而你提到的中风化可能是中风化泥质粉砂岩，它们互层是可能存在的，同种岩石不可能强中互层
[s:45]& [s:45]& [s:45]& [s:45]& [s:45]& [s:45]& [s:45]& [s:45]& [s:45]& [s:45]& [s:45]& [s:45]& [s:45]& [s:45]& [s:45]& [s:45]& [s:45]
在特殊的沉积环境下，会形成这种互层的泥岩，比如泥岩与页岩互层，由于矿物成分的差异导致风化程度差异，是可能的，只是比较少见。有比如在花岗岩地区，上部已经是强风化了，但下面有可能存在软弱带、破碎带、变质带、侵入体等由于易于风化，反而呈现全风化的状态。
有的，我遇到过强风化里面有弱风化，差异风化这能这样解释
中风化里面夹有强风化泥岩这个也很正常&但这个用互层来形容可能不是很恰当吧&因为泥岩属于软质岩&风化程度本来就不好分&中风化带点破碎带也是有的。&用经验来划分吧
完全可能，矿物成分的差异，构造的影响都可能造成
好书& 谢谢分享 [s:45]& [s:66]
可能啊！不过这种地方建筑工程可能更要注意！强、中风化互层大多说明泥岩成分有差异，这方面更要详细了解，以供参考
不可能。地层层序是强－中－弱（微，未……）。&先看你的风化层界线在哪，特别是多个钻孔连出剖面，看你要提的数据是就高还是就低，否则是矛盾的。岩芯描述、编录是局部，全孔，多孔连线，平面交叉后再综合分析归入哪档？地质的东西，定性的多些，即人为因素大些？&一家之言，呵呵
引用第23楼hzlss于 16:41发表的& :&红层基岩的风化是比较复杂的，风化程度不好区分，估计你提的强风化可能是中风化泥岩，而你提到的中风化可能是中风化泥质粉砂岩，它们互层是可能存在的，同种岩石不可能强中互层&&楼主说的更像泥岩和砂质泥岩的相似，→泥质砂岩→砂岩的强度逐渐增高？嘿嘿
岩石的风化程度不是以岩石的坚硬程度划分的,对于泥岩其风化程度是不好划分的,规划特别指出:泥岩和半成岩可不进行风化程度划分.风化具有分带性,不可能出现不同风化程度的岩石互层.
因该是强度不同。
如何准确判断中风化泥岩和强风化泥岩呢？&勘察规范上面也没有说啊
风化界限的判定规范是没法确定的，只能根据特征来判别
若是薄层互层可都定为差的地层，一般来说主要是岩石泥质含量差别所致，泥质含量高的往往易定为强风化而砂含量高的岩石强度相对较高，易定为中等风化。一般工程来说，可以都划分为强风化地层
搞地质当然要有怀疑精神，但地质这个东西很复杂&不同的人得出的结果可能不一样&所以不能牵强判别
两种岩石如果抗风化程度不一样,是完全有可能是这种情况的!
过来听听声
中等风化泥岩和强风化泥岩互层，可能吗？
很好的讨论,长见识
比较复杂，很难说
对泥岩来讲，强风化与中等风化很难区分！！
勘察规范里说明泥岩及半成岩是不用进行风化程度划分的。
中等风化泥岩里可能含有砂，抗风化能力强，而强风化泥岩里泥质含量特高，抗风化能力弱。中等风化泥岩很可能是泥质粉砂岩！南方还有可能是含钙质成分高的，产生了溶蚀现象
首先,我觉得应该看是哪个地质时代的岩石,一般情况下,单纯的泥岩似乎很难单独存在,往往是和砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩等互层；其次，由于岩土工程勘察钻探深度比较浅，所以巨厚互层的地区，有可能在钻探过程中只看到单纯的泥岩；第三，由于泥岩、砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩互层的存在，有些地区就出现了泥岩为中风化状态，而砂岩、泥质粉砂由于风化裂隙的存在和地下水的作用，就会出现强风化状态，当存在这种现象时往往处于安全考虑，就低采用强风化，但中等风化泥岩和强风化泥岩互层的提法似乎没有在规范中出现，比如，在广西志留系地层中，由于岩层产状陡以及构造运动的作用，上述互层的地层就很容易见到这种现象，在勘察过程中，决定力学参数时，根据现场载荷经验可以在强风化与中风化之间内插；最后，当存在此种现象时，应慎重识别，是否存在构造破碎带或断层，不要简单定义其风化状态。对单纯的岩层，风化带划分可以参考《工程岩体分级标准GB50218》，采用定量和定性结合的划分方法。总之，划分风化带要根据勘察目的进行，才能比较符合实际。[
有，一定要搞清楚，否则会造成工程事故。我也见这样的工程，最后施工的时候，建设单位不得不每根桩进行钻探。钻探结果真是触目惊心。很多上面是中风化岩底部2-3m还存在泥化夹层。切记：泥岩地区勘察一定要小心。
&有空照片给你们看看。
应该不可能吧
查看完整版本: [--
Powered by
Time 0.060760 second(s),query:6 Gzip enabled矿山压力及其控制习题及解答 全面总结29-第6页
上亿文档资料，等你来发现
矿山压力及其控制习题及解答 全面总结29-6
式中?h0――实测所得的顶板下沉量；；?hi――要求控制的顶板下沉量；；K0――顶板下沉量为?h0时，老顶在直接顶控顶距；K0?；me――老顶岩梁的厚度；mE??E?LEKT?L；?E――老顶岩石的容重；；LE――老顶岩梁的跨距；；Ki――支架承担老顶岩梁重量的比例系数；；L――直接顶的控顶距；这种估算法只适用于支架阻力偏低，导致顶板下沉量过；3）按防止顶板
?h0――实测所得的顶板下沉量；?hi――要求控制的顶板下沉量；K0 ――顶板下沉量为?h0时，老顶在直接顶控顶距范围内的作用力，K0?me――老顶岩梁的厚度； mE??E?LE KT?L?E――老顶岩石的容重；LE ――老顶岩梁的跨距；Ki――支架承担老顶岩梁重量的比例系数；L――直接顶的控顶距。这种估算法只适用于支架阻力偏低，导致顶板下沉量过大的单体摩擦式支架工作面。一般来说，用目前所使用的支架来控制老顶的下沉量是难于实现的，实质上支架的支撑力只能控制直接顶和老顶发生离层那部分顶板下沉量。3）按防止顶板沿工作面煤壁切落来估算老顶对支架的载荷。根据老顶的裂隙体梁式平衡规律，老顶断裂岩块间产生滑落失稳时，老顶对工作面支架的作用力可按下式计算：P2?R0?Ttan?????式中
R0――老顶岩块间在煤壁前的剪力；T――老顶断裂岩块之间的水平推力；?――老顶断裂岩块之间的摩擦角；?――老顶断裂岩块的断裂角。对于一些坚硬顶板（Ⅱ、III级老顶）、经常发生老顶沿工作面切落或台阶下沉的顶板，采用这种方法来沽算老顶对支架的载荷比较合适。23．怎样进行支架选型？支架选型的基本原则是什么？答：支架选型是一个比较复杂的问题，它受很多因素的影响。首先根据顶板类型进行初步选型，然后，再根据其他条件进行综合分析对比，最后确定应选用的架型。支架选型包括以下几方面的内容：1）根据直接顶分类和老顶分级确定所选择支架的类型；2）根据煤层的采高和顶板的类型确定支架对顶板的支护强度，再确定支架对顶板的工作阻力以及支架的最大、最小结构高度；3）根据煤层瓦斯涌出量，核算支架类型。注意事项：1）液压支架工作阻力指支架顶梁上的支护强度。2）单体支往的支护密度应按表中的支护强度除以支柱实际支排力。3）表中的采高是指最大值，具体采高的工作阻力可用插入法确定。4）表内的支架选型只适用于缓斜煤层。5）当煤层采高大于2.5m时，应优先选用掩护式或支撑掩护式液压支架。6）当煤层倾角大于10°～12°时，应选用带防滑装置的支架，当倾角大15°～18°时，应选用带防倒装置的支架。24．什么是复合顶？它对回采工作面顶板管理有何影响？答：近年来在煤矿生产中，有些回采工作面常出现因直接顶产生水平运动，大面积推倒支架而发生大面积冒顶事故，给煤矿安全生产带来很大威胁。根据研究，这种顶板事故多出现在顶板具有下列特点的单体支架工作面中：1）煤层顶板由下软、上硬的不同岩性的岩层所组成。一般下部的直接顶为泥岩、炭质页岩、砂页岩等。上部硬岩层一般为细砂岩，中粒砂岩等不易冒落的岩层；2）下部软岩层和＿仁部硬岩层之间常夹有煤线或其它更软弱的岩层，使得上下岩层间的枯结力和摩擦力很小。3）下部软岩层的厚度一般大于0.5m ，而不大于2m ，即直接顶不宜太薄或太厚。 通常将具有这样特点的顶板叫做复合顶。复合顶在老顶分级中属于Ⅱ级顶板。复合顶只有在工作面支架阻力较小时，才可能大面积推倒支架造成冒顶事故。因为当支架的支撑力较小时，下部软岩层很容易和上部硬岩层发生离层。这时，直接顶和单体支架就形成一个与上部岩层失去联系的不稳定系统，如果条件具备就很有可能造成大面积推垮工作面的顶板事故，因此，在这种顶板条件下一定要加强顶板管理，进行顶板来压预报，严防大面积推垮工作面的顶板事故。25．对直接顶如何进行分类？有哪些分类指标？答：为了研究在不同条件下的矿山压力显现特点，通常将顶板进行分类。在研究直接顶时，根据直接顶的强度指标D和直接顶的初次垮落步距L。可将直接顶分为四大类，分类如下：Ⅰ（不稳定顶板）：D?30，L0?8mⅡ（中等稳定顶板）：D?31?70，L0?9?18mⅢ（稳定顶板）：D?71?120，L0?19?25mⅣ（坚硬顶板）：D?120，L0?25m或无直接顶，岩层厚度在2～5m以上，R1&6～8kN/cm。以上两种分类指标都反映了直接顶岩石的强度和节理、裂隙及层理发育程度的综合特征，也就是反映了直接顶的完整程度。直接顶的完整程度愈好，对维护好回采空间，充分发挥支架的支撑力愈有利；直接顶的完整性愈差，回采工作空间就愈难于维护。联邦德国用顶板冒落灵敏度E作为直接顶的分类指标，将直接顶分三类：Ⅰ类E≤10 %，Ⅱ类E=11～30 % ，Ⅲ类E＞30％。用这种分类法评价直接顶的破碎程度简便易行，在实际生产中也可以考虑应用。26．对老顶如何分级？用哪些分级指标？各级顶板的矿压特点是什么?答：老顶是影响工作面矿山压力大小的一个重要因素。根据现场实测可知，老顶的厚度及强度、老顶距煤层的距离、煤层的采高都直接影响着工作面来压的剧烈程度。对老顶的分级一般用老顶的初次来压步距L0和直接顶厚度与煤层采高的比值Km作为老顶的分级指标，将顶板分为四级:Ⅰ级： K m&3～5。老顶垮落时，对回采工作无大的影响。将这样的顶板称为无周期来压或周期来压不明显的顶板。Ⅱ级：0.3 & Km≤ 3～5， L0 = 25～50m 。老顶垮落时，对回采工作面有较大的影响。将这种顶板称作有明显周期来压的顶板。 2Ⅲ级：0.3&Km≤3～5，L0＞50m；Km≤0.3，L0＝25～50m。老顶垮落时，对工作面有较严重的影响。这种顶板称为周期来压强烈的顶板。Ⅳ级：Km≤0.3 , L0＞ 50m。老顶特别坚硬，煤层开采后顶板大面积悬露而不垮落，一旦垮落，形成暴风而造成事故。这种顶板称为老顶来压极强烈的顶板。老顶的分级指标Km实质上反映了老顶活动对工作面矿山压力的影响程度。Km值愈大，直接顶冒落后回采空间充填程度愈好，能够较好地支撑老顶岩块，使其易于形成平衡结构。反之会造成工作面顶板强烈来压，给工作面安全生产带来很大的危胁。同样，老顶初次来压步距L0反映了老顶岩层的厚度和强度。L0愈小，老顶岩层的强度愈小或厚度愈薄，其垮落时对工作面的影响也愈小。反之会给工作面带来较大的影响。 第六章 采场岩层移动与控制一、内容提要本章主要讲述采场上覆岩层移动的规律，其中有我国著名学者钱鸣高院士提出的关键层理论和由此得出的岩层离层区充填技术，并介绍了上覆岩层移动控制技术。另外，简单叙述了绿色开采的概念以及方法。1．岩层引起的移动损害及绿色开采煤层开采后，会引起采场及巷道的顶板下沉、跨落和来压等矿山压力显现；还会形成采动裂隙，引起煤岩体中的水与瓦斯的流动，可能引起透水事故和瓦斯集聚；最严重的是引起地表沉陷，导致生态环境的破坏。1）绿色开采的紧迫性：上述由于煤矿开采所造成一系列的环境问题，要求尽快形成煤矿绿色开采技术。2）基本概念：从广义资源的角度上来认识和对待煤、瓦斯、水等一切可以利用的各种资源。3）基本出发点：防止或尽可能减轻开采煤炭对环境和其他资源的不良影响。4）目标：取得最佳的经济效益和社会效益。5）绿色开采技术主要有：①水资源保护；②土地与建筑物保护；③瓦斯抽放；④煤层巷道支护与减少矸石排放技术；⑤地下气化技术。2．岩层控制的关键层理论在直接顶上方存在厚度不等、强度不同的多层岩层，将对采场上覆岩层局部或直到地表的全部岩层活动中起控制作用的岩层称为关键层。其中前者称为亚关键层，后者称为主关键层。关键层理论的提出实现了矿山压力、岩层移动与地表沉陷、采动煤岩体中水与瓦斯流动研究的有机统一，为更全面、深入地解释采动岩体活动规律与采动损害现象奠定了基础，为煤矿绿色开采技术研究提供了新的理论平台。3．采场上覆岩层移动规律随着煤层的开采和老顶的断裂与垮落，上覆岩层的移动甚至可能达到地表。根据岩层的破坏程度，可将回采空间上覆岩层分为三个带：冒落带：岩层破断后，岩块呈不规则垮落，排列也极不整齐，其破碎岩块的碎胀系数较大，一般为Kp=1.3～1.5。裂隙带：在冒落带之上，岩层破断后排列整齐，破断岩块的碎胀系数较小，一般Kp&1.1。弯曲下沉带：在裂隙带之上直至地表，岩层不产生断裂，只产生弯曲下沉。 从研究动矿山压力显现出发，覆岩层移动的特点有：1）岩层产动曲线附合于负指数关系曲线，即：Sx?Sm1?e?asZ2）煤层上部岩层在工作面前方30～40m处就开始变形，在这个范围内称为煤壁支撑区，即为A区。其岩层的水平移动较为剧烈，而垂直移动很小。3）在采空区上方的岩层形成离层区，即为B区。在该区内，其上部岩层的移动速度小于下部岩层的移动速度。因此，造成下部岩层与上部岩层离层。4）在采空区冒落歼石上形成重新压实区，即为C区。在该区内，其上部岩层的移动速度大于下部岩层的移动速度。因而岩层的离层又被重新压实。4．采场上覆岩层移动控制技术 ?b?岩层移动控制技术可分为三类：留设煤柱控制岩层移动、充填法控制岩层移动和调整开采工艺控制岩层移动控制。对充填法控制岩层移动包括采空区充填和覆岩离层区充填技术。二、习题1．简述岩层移动引起的采动损害与煤岩绿色开采技术体系。答：形成矿山压力显现，引起采场和巷道顶板的下沉、跨落和来压，甚至引起冲击矿压等强烈的矿压显现，危及井下人员和设备的安全，需要采取适当的支护措施维护采场的生产安全。形成采动裂隙，引起周围煤体中的水与瓦斯的流动，导致井下瓦斯事故与突水事故，需对其进行控制合利用。如水体下或含水层下采煤，应控制采动导水裂隙不要贯通采场与含水层，避免突水事故。也可利用采动裂隙分布特征合理布置钻孔，高效抽放卸压瓦斯以及通过向离层区充填高压浆体来减少地表沉陷。岩层移动发到地表引起地表沉陷，导致农田、建筑设施的毁坏，当地表潜水位较高时，地表沉陷盆地内积大量积水，农田无法耕种，村庄被迫搬迁，引起一系列环境、经济和社会问题。2．简述岩层控制的关键层理论及其在岩层控制研究中的意义。答：在直接顶上方存在厚度不等、强度不同的多层岩层。其中一层至数层厚硬岩层在采场上覆岩层活动中起主要的控制作用，把采场上覆岩层局部或直至地表的全部岩层活动起控制作用的岩层称为关键层。关键层具有如下特征：①相对其他同类岩层单层厚度较厚的几何特征。②相对其他岩层较为坚硬的岩性特征。③关键层下沉时，其上覆岩层全部或局部岩层的下沉量同步协调。④关键层的破断将导致全部或局部上覆岩层的同步破断，引起较大范围内的岩层移动。⑤关键层破断前以办的形式作为全部岩层或局部岩层的承载主体，破断后则称为砌体梁结构，继续成为承载主体。关键层理论的提出实现了矿山压力、岩层移动与地表沉陷、采动煤岩体中水与瓦斯流动规律与采动损害现象奠定了基础，为绿色开采技术研究提供了理论平台。3．煤层开采后，上覆岩层的破坏方式。怎样按破坏方式分区？答：当煤层开采以后，由于直接顶下部形成较大的空间，直接顶破断后，岩块呈不规则跨落，排列极不整齐，其松散系数较大。一般将具有这种破坏方式的岩层称为冒落带，如图6－1中的Ⅰ区。冒落带以上的顶板岩层由于其下部自由空间较小，岩层断裂后，其向下移动时受到相互牵制，岩层只是断裂下沉而无翻转，通常将这个区域叫做裂隙带，如图6－1中的Ⅱ区域。再向上直至地表的岩层只有弯曲下沉而无断裂，这一带常称为弯曲下沉带，如图6－1中的Ⅲ区域。根据裂隙带内岩层的移动特点，沿工作面推进方向可将其分为以下几个区域：1）A区域，即煤壁支撑区。这个区域在煤壁前方30～40m的范围内。该区域内岩层有较明显的水平移动，而垂直移动甚小，有时岩层还可能出现上升现象。2．B区域，也称里层区。这个区域是在回采工作面推过以后的采空区上方。这个区域的岩层移动特点是：破断岩层的垂直位移急剧增大，其下部岩层的垂直移动速度大于上部岩层的垂直移动速度，因而下部岩层和上部岩层发生里层。3）C区域，称为重新压实区。这个区域内裂隙带的岩层重新受到已冒落矸石的支撑，垂直移动减缓，其下部岩层的垂直移动速度小于上部岩层，因而使岩层离层时出现的层间包含各类专业文献、幼儿教育、小学教育、文学作品欣赏、专业论文、高等教育、生活休闲娱乐、矿山压力及其控制习题及解答 全面总结29等内容。　泥岩属于软弱岩层吗_百度知道
泥岩属于软弱岩层吗
我有更好的答案
强度不高，可以算是。
其他类似问题
为您推荐：
泥岩的相关知识
等待您来回答
下载知道APP
随时随地咨询
出门在外也不愁岩层控制试题（开卷）1、论述岩层控制学的主要研究内容及对煤矿开采的重要性。 （15 分）答： 矿山压力与岩层控制是采矿工业的基础学科， 矿山压力与岩层控制以矿山岩石力学为基础， 与矿山工程、 采矿工艺理论和实践密切结合，是具有一定特色的岩层控制理论和工程实践体系 的基础理论学科与工程技术学科互相交叉相互渗透的独立的分支学科。 下述三个基本概念反映了矿山压力
与岩层控制课程的体系， 也涵盖了矿山压力与岩层控制 课程的主要内容。 地下岩体在受到开挖以前，原岩应力处于平衡状态。开掘巷道或进行回采工作时，破坏了 原始的应力平衡状态，引起岩体内部的应力重新分布，直至形成新的平衡状态。这种由于矿山 开采活动的影响， 在巷硐周围岩体中形成的和作用在巷硐支护物上的力定义为矿山压力，在相 关学科中也称为二次应力或工程扰动力。在矿山压力作用下，会引起各种力学现象，如岩体的 变形、破坏、塌落，支护物的变形、破坏、折损，以及在岩体中产生的动力现象，统称为矿山 压力显现。在大多数情况下，矿压显现会对采矿工程造成不同程度的危害。为使矿压显现不致 影响采矿工作正常进行和保障安全生产， 必须采取各种技术措施把矿山压力显现控制在一定范 围类。对于有利于采矿生产的矿山压力显现，也应当合理地利用。所有减轻、调节、改变和利 用矿山压力作用的各种方法，均叫做矿山压力控制。 矿山压力与岩层控制已成为我国采矿工业各历史阶段技术变革的重要保障， 主要表现在以 下几方面。 1. 生态环境保护的需要 矿床开采直接影响到地下水分布， 引发地表沉陷，带来矸石和瓦斯排放等与生态环境保护 密切相关的问题， 采场上覆岩层的移动是产生上述现象的根本原因。岩层控制理论为实现保水 采煤，完善条带开采和充填技术，进行矸石处理和有效抽放瓦斯奠定了理论基础。 2. 保证安全和正常生产的需要 井工开采中顶板岩层塌落、露天开采边坡失稳问题，一直是令人关注的重要问题。巷道的 维护状况直接影响到井下正常运输、 通风和行人。岩层控制理论和技术为大幅度降低顶板事故 做出了突出贡献。 边坡稳定性研究使边坡设计既能达到经济上可采纳的陡度，又足以维持安全 的缓度。巷道围岩控制理论和技术使合理支护各种巷道成为可能。13. 减少资源损失 在开采矿物过程中，为了保护巷道和管理采场顶板，常常留设各类矿柱。这些矿柱是造成 地下资源损失的主要根源。 通过对开采引起的围岩应力重新分布规律的研究，推广无煤柱护巷 和跨越巷道开采等技术措施， 不仅可以显著减少资源损失，还有利于消除因矿柱存在而引起的 灾害和对采矿工作的不利影响。 4. 改善开采条件 对采场、 巷道支架―围岩相互作用关系的深刻认识和围岩支护手段的进步促进了开采技术 的发展。 自移式液压支架的应用实现了采煤综合机械化。巷道可缩性金属支架和锚喷支护的应 用改变了刚性、 被动支护巷道的局面。 同时， 采场、 巷道围岩稳定性分类为合理选择支护形式、 支护参数提供了科学依据。 5. 提高经济效益 在分析研究采场各种类型直接顶、 老顶，巷道及矿山边坡各类围岩活动规律以及各种控制 技术的基础上， 较完整地提出从围岩结构稳定性分类、 稳定性识别、 矿压显现预测、 支护设计、 支护质量与顶板动态监测、信息反馈直至确定最佳设计的一整套理论、方法与技术。因此创造 了采矿工业的良好的社会效益和经济效益。2、论述采场矿压理论形成过程及矿压显现特征。 （15 分） 答：一、采场矿压理论形成过程由于采矿工程涉及到岩层内的原岩应力场以及岩体性质的复杂性， 因而一开始人们就对采 场的矿山压力现象提出了各种不同的解释，这种解释（即揭示矿山压力现象内在联系的推测或 科学的概括）即称为矿山压力假说。 最早的矿山压力假说当推“压力拱”假说与“悬臂梁假说” 。进入 20 世纪 50 年代，随着 长壁工作面开采技术的发展、 采场上覆岩层运动的观测以及支护技术的发展，对采场上覆岩层 运动时的结构形式有了新的认识， 此时提出的矿山压力假说当推 “铰接岩块” 假说以及岩体 “预 成裂隙”假说。 (1) 压力拱假说 压力拱假说是由德国人哈克和吉里策尔于 1928 年提出的。此假说认为，在回采工作面空 间上方，由于岩层自然平衡的结果而形成了一个“压力拱” 。前拱脚为工作面前方的煤体，后 拱脚为采空区已垮落的矸石或采空区的充填体，随工作面推进，前后拱脚也将向前移动。压力2拱切断了拱内外岩石应力的联系，承担了上部岩层的重量，并将其传递到拱脚 A、B，从而形 成支承压力区 S1、 2； 2 个拱脚之间形成了一个减压区 L， S 在 采场支架仅需承担压力拱 ACB 内 的岩石重量。图 1 压力拱假说模型压力拱假说对工作面前后的支承压力及回采工作空间处于减压范围做出了粗略的但却经 典的解释， 而对于此拱的特性、 岩层变形、 移动和破坏的发展过程以及支架与围岩的相互作用， 并没有做出任何分析。 (2) 悬臂梁假说 德国学者施托克于 1916 年提出了悬臂梁假说，后得到英国的弗里德、前苏联的格尔曼等 的支持。该假说认为，工作面和采空区上方的顶板可视为梁，它一端固定于岩体内，另一端则 处于悬伸状态。当顶板由几个岩层组成时，形成组合悬臂梁。当悬臂梁弯曲下沉以后，受到已 垮落岩石的支撑，当悬伸长度很大时，发生有规律的周期性折断，从而引起周期来压。 此假说可以解释工作面近煤壁处顶板下沉量小，支架载荷也小，而距煤壁越远则两者均大 的现象。同时也可以解释工作面前方出现的支承压力及工作面出现的周期来压现象。 根据上述观点，提出了各种计算方法，但由于并未查明开采后上覆岩层活动规律，因此仅 凭悬臂梁本身计算所得的顶板下沉量和支架载荷与实际所测得的数据相差甚远。 （3）铰接岩块假说 铰接岩块假说是由前苏联库兹涅佐夫于
年提出。此假说认为，工作面上覆岩 层的破坏可分为垮落带和其上的规则移动带。垮落带分上下两部分，下部垮落时，岩块杂乱无 章；上部垮落时，则呈规则的排列，但与规则移动带的差别在于无水平方向有规律的水平挤压 力的联系。 规则移动带岩块间可以相互铰合而形成一条多环节的铰链，并规则地在采空区上方3下沉。 此假说对支架和围岩的相互作用关系做了较详细的分析， 正确阐明了工作面上覆岩层的分 带情况，并初步涉及到岩层内部的力学关系及其可能形成的“结构”。但此假说未能对铰接岩 块间的平衡条件做进一步的探讨。 (4) 预成裂隙假说 20 世纪 50 年代初，比利时的 A?拉巴斯提出了预成裂隙假说。该假说认为，由于开采的 影响，回采工作面上覆岩层的连续性遭到破坏，从而成为非连续体。由于开采后上覆岩层中存 在各种裂隙， 这些裂隙有可能是由于支承压力作用而形成的，从而使岩体发生很大的类似塑性 体的变形，因此可将其视作“假塑性体”。假说认为，在回采工作面周围存在着应力降低区、 应力升高区和采动影响区。随着工作面的推进，三个区域同时相应地向前移动。 预成裂隙假说的贡献在于它揭示了煤层及临近采场的部分岩层在支承压力作用下超前破 坏的可能性， 正确地指出了其破坏的原因，但不能正确地解释采场上覆岩层的周期性破坏和来 压规律。 (5) 砌体梁结构假说 该理论是由中国工程院院士钱鸣高教授创立的。 钱教授在总结铰接岩块假说及预成裂隙假 说的基础上， 以及在大量生产实践及对岩层内部移动进行现场观测的基础上于20世纪70年代末 80年代初提出了岩体结构的“砌体梁”力学模型，从而发展了上述假说。推出的块体结构模型 (见图 2)，可称之为点接触块体结构模型。图 2 “砌体梁”力学结构模型4该理论认为采场上覆岩层的岩体结构主要是由坚硬岩层组成， 各分组中的软岩层则可视为 坚硬岩层上的载荷，在水平推力作用下，断裂后且排列整齐的坚硬岩块可形成铰接关系，此结 构具有滑落和回转变形两种失稳形式。 此假说具体地给出了破断岩块的咬合方式及平衡条件， 同时还讨论了老顶破断时在岩体中 引起的扰动； 很好地解释了采场矿山压力显现规律，为采场矿山压力的控制及支护设计提供了 理论依据。 此假说结合现场观测和生产实践的验证已得到公认，对我国煤矿采场矿压理论研究 与指导生产实践都起到了重要作用。 钱鸣高院士、缪协兴教授通过上覆岩层整体结构模型分析，提出了“砌体梁”结构的关键 块理论，从而使顶板结构分析大大简化，方便工程应用。关键块理论认为２个岩块的稳定性决 定着砌体梁整体力学模型的稳定性，并给出了其“S-R”稳定条件，即滑落失稳(sliding) 和回 转变形失稳 (rotation) 条件。 “砌体梁”结构关键块的“S-R”稳定理论，开创了顶板定量化分析的新局面。 （6）传递岩梁假说 20世纪80年代，宋振骐院士提出了“传递岩梁”假说。此假说认为，由于断裂岩块间的相 互咬合，始终能向煤壁前方及采空区矸石上传递作用力，因此，岩梁运动时的作用力无需由支 架全部承担；支架承担岩梁作用力的大小，由对其运动的控制要求决定。此假说还认为，老顶 岩梁给支架的力，一般取决于支架对岩梁运动的抵抗程度，可能存在“给定变形”和“限定变 形”两种工作方式。 该假说基于老顶传递力的概念，但并没有对此结构的平衡条件做出推导与评论。 （7）岩层控制的关键层理论 20世纪90年代中期， 钱鸣高院士、 缪协兴教授、 许家林教授提出了岩层控制的关键层理论。 该理论认为在直接顶上方存在厚度不等、强度不同的多层岩层。实践表明，其中一层至数层厚 硬岩层在采场上覆岩层活动中起主要的控制作用。 将对采场上覆岩层局部或直至地表的全部岩 层活动起控制作用的岩层称为关键层。前者称为亚关键层，后者称为主关键层。也就是说，关 键层的断裂将导致全部或相当部分的上覆岩层产生整体运动。覆岩中的亚关键层可能不止一 层，而主关键层只有一层。老顶是对采场矿山压力显现产生影响的下位亚关键层。采场上覆岩 层中的关键层一般为相对厚而坚硬的岩层。采场上覆岩层中的关键层有如下特征： ① 几何特征，相对于其他同类岩层单层厚度较厚；5② 岩性特征，相对其他岩层较为坚硬，即弹性模量较大，强度较高； ③ 变形特征，关键层下沉变形时，其上覆全部或局部岩层的下沉量同步协调； ④破断特征， 关键层的破断将导致全部或局部上覆岩层的同步破断，引起较大范围内的岩 层移动； ⑤ 承载特征，关键层破断前以“板”（或简化为“梁”）的结构形式作为全部岩层或局 部岩层的承载主体，破断后则成为砌体梁结构，继续成为承载主体。 关键层理论的提出实现了矿山压力、岩层移动与地表沉陷、采动煤岩体中水与瓦斯流动研 究的有机统一，为更全面、深入地解释采动岩体活动规律与采动损害现象奠定了基础，为煤矿 绿色开采技术研究提供了新的理论平台。二、矿山压力的显现特征煤及岩层被采动后,应力将重新分布。 其中采动边界部位承受较高的应力作用,岩层的受力 状况发生了明显的改变。当该部位承受的压力值没有超出其允许的极限强度时,围岩处于稳定 状态;采动边界部位的煤(岩) 体所承受的压力超过其允许的强度时,围岩运动将明显表现出来, 即产生煤(岩)体的破坏、片帮、顶板下沉与底板鼓起等一系列矿压现象,支架受力和变形也将 明显表现出来。煤及岩层采动后,在矿山压力作用下表现出来的围岩运动与支架受力等现象, 称为矿山压力显现,主要有以下 2 种特征: (1) 围岩的明显运动形式:两帮运动、顶板运动、底板运动。例如顶板下沉、局部冒顶、 底板鼓起、煤壁片帮或工作面顶板沿煤壁切落（或称大面积冒顶）。反映围岩运动的动态信息 有顶底板与两帮的移近量和移近速度及顶板压力等。 (2) 支架受力:主要包括支架承受载荷的增减、支柱插入底板、支架变形(活柱下缩) 及支 架（柱）折损等现象。 1、直接顶的移动规律 采煤工作面顶板管理方法、支架设计和选型、日常顶板管理等问题,都与采煤工作面的直 接顶有关。 直接顶厚度(顶板冒落高度) 决定着裂隙带发展的高度,也决定着各岩层稳定期的长 短。 采煤工作面自开切眼开始推进后,直接顶岩层一般并不立即垮落。待推进一定距离后,直接 顶悬露面积超过其允许值,才会大面积垮落下来,称为直接顶的初次垮落(初次放顶)。 初次放顶 后,直接顶岩层随采煤工作面的推进而冒落。 在下沉推进过程中,直接顶是一种由采煤工作面支 架支撑的悬臂梁。 由于其结构特点,在推进方向上不能水平力的传递,因此,当其运动时,控制直6接顶的基本要求是支架应能承担其全部重量。 2、老顶的移动规律 老顶的运动对采煤工作面矿山压力显现有明显的影响。 (1)老顶的初次来压 当老顶悬露达到极限跨距时， 老顶断裂形成三铰拱式的平衡，同时发生已破断的岩块回转 失稳（变形失稳），有时可能伴随滑落失稳（顶板的台阶下沉），从而导致工作面顶板的急剧 下沉。此时，工作面支架呈现受力普遍加大的现象，即称为老顶的初次来压。将对工作面安全 造成严重威胁,顶板下沉量增加、支架载荷增大、煤壁片帮等。 （2）采场的周期来压 随着回采工作面的推进，在老顶初次来压以后，裂隙带岩层形成的结构将始终经历“稳定 ―失稳―再稳定”的变化，这种变化将呈现周而复始的过程。由于结构的失稳导致了工作面顶 板的来压，这种来压也将随着工作面的推进进而呈周期性出现。因此，由于裂隙带岩层周期性 失稳而引起的顶板来压现象称为工作面顶板的周期来压。 周期来压的主要矿压显现是:顶板下沉速度急剧增加、顶板下沉量变大；支柱所受载荷普 遍增大；有时还可能引起煤壁片帮、支柱折损、顶板发生台阶下沉等现象。如果支柱参数选择 不合适或者单体支柱稳定性较差，则可能导致局部冒顶，甚至顶板沿工作面切落等事故。3、论述巷道支护的主要方式及工作原理。 （15 分）答：一、棚子支护 棚子是作用在巷道围岩表面的一种支架，有三类：第一类是主要由梁和柱组成的支架，按 材料分为木棚子（木支架） 、金属棚子（金属支架） 、钢筋混凝土预制件棚子（钢筋混凝土支架） 等， 主要用于服务年限不长的采区巷道； 第二类是由混凝土浇筑或用块体砌筑而成的整体支架， 按材料和施工方法分为分为混凝土浇筑、钢筋混凝土浇筑、料石砌筑、砖砌筑、混凝土预制块 砌筑等多种形式，主要用于服务年限较长的开拓巷道，适宜于圆弧形（拱形或圆形）断面；第 三类是喷射混凝土支架，由喷射混凝土层组成，可用于各类巷道。 ⑴ 木支架 巷道支护中常用的木支架多为梯形断面， 主要由承受顶压的顶梁和支撑顶梁并承受侧压的 棚腿组成，另外还有用于固定支架的木楔和撑柱，及防止碎石掉落的背板。顶梁和棚腿应选用 相同直径的坑木，以保证整体承载能力。7木支架质量轻，加工和架设容易，有一定的强度，可根据需要做成具有一定刚性或较大可 缩性的支架，对地质条件的变化有较强的适应能力，当矿压突增时还能发出声响讯号。木支架 是在矿井开采中使用最早，最早期使用最多的一种支架。但由于木支架强度低，不防火，易腐 朽，加之保护森林资源使木材的供给受到限制以及价格提高，木支架使用日益减少。 目前，木支架主要用于地压小、断面小、服务年限短的采区巷道，或用于维修巷道和在巷 道掘进时作临时支护。 ⑵ 巷道金属支架 巷道开掘后， 巷道空间上方围岩的重量将有巷道支架与巷道周围岩体共同承担，巷道支架 与围岩体组成一个共同的承载体系。 从总的规律来看，巷道上覆岩体的重量由巷道支架承担的 仅占 1%～2%，其余的完全由巷道周围岩体承受。研究表明，巷道支架的工作特征与一般地面 工程结构有着根本性区别，支架受载的大小不仅取决于本身的力学特性（承载能力、刚度和结 构特征） ，而且与其支护对象――围岩本身的力学性质和结构有着密切关系，也就是“支架― 围岩”相互作用关系。通常所说的“支架―围岩”系统主要是指支架与其直接相邻的围岩体得 相互作用，即“直接顶板―支架―直接底板（两帮） ”系统。在这个系统中，直接底板、直接 顶板和两帮的岩性，支架的力学特性，支架安设的时间、质量，开采情况等因素都影响巷道的 维护状况。因此，把“支架―围岩”看作是一个相互作用和共同承载的力学体系，正确调节和 处理“支架―围岩”关系，是支架支护巷道的理论基础。 现有的各种巷道支架，在“支架―围岩”力学平衡系统中，只能承担极其有限的一小部分 载荷， 支架在围岩内部应力平衡关系中所起的作用是微小的，更不能企图依靠支架去改变上覆 岩层的运动状态。 然而支架的这个微小的支撑力又是极其重要和必不可少的， 支架的工作阻力， 尤其是初撑力在一定程度上能相当有效地抑制直接顶板离层， 控制围岩塑性区的在发展和围岩 的持续变形，保持围岩的稳定。因此，巷道支架系统必须具有适当的强度和一定的可缩性，才 能有效抑制和适应围岩的变形。 金属支架是由型钢加工制成的一类支架，有刚性金属支架和可缩性金属支架两类。 刚性金属支架用钢轨或矿用工字钢，可缩性金属支架用 U 型钢。由于井下围岩条件复杂、 矿山压力显现不均匀以及支架受采动影响等原因，井下金属支架的材料要满足抗拉、抗压、抗 剪强度，防锈、防腐能力要求，支架型钢断面的形状要合理，同时采准巷道金属支架还要能够 适应支架架设、回拆较为频繁的特点。矿用工字钢能够适应井下复杂多变的载荷状况，稳定性8好；U 型钢具有的良好断面形状和几何参数，使型钢搭接后易于收缩，只要支架设计合理、 连接正确，用 U 型钢制成的支架就能够获得较好的支护力学性能。我国和其他主要产煤国家 都普遍使用 U 型钢，但是各国对 U 型钢的认识不一，所以各国的 U 型钢断面、几何参数及 材质各有不同。 刚性支架按照外形可分为拱形金属支架、 拱顶金属支架、 封闭型金属支架和梯形金属支架， 前面三种支架能适应巷道自然冒落拱的形状，承载能力强且不易变形和损坏。刚性金属支架没 有可缩性，具有较大的承载能力但是不能适应巷道围岩变形。随着矿山压力增大，支架顶梁会 陷入顶板，棚腿深入底板，架后破碎岩石压缩，支架的载荷不会随着围岩变形而急剧增大。由 于支架本身没有可缩性，刚性金属支架只能在围岩比较稳定，变形较小，矿山压力不太大的巷 道使用，否则将造成支架严重变形和破坏，巷道变形严重和断面急剧缩小，甚至不能使用。同 时，由于底部未封闭的刚性金属支架没有抵抗底板变形的能力，所以对于地压大、两帮移近量 大、底板松软易发生底鼓的巷道，宜采用封闭型刚性金属支架。 支架在具有可缩性的同时还要具有足够的工作阻力， 这样才能既适应围岩体的变形又能在 一定程度上减缓围岩体的变形，充分发挥支架的承载作用，保持巷道围岩稳定。支架的可缩性 要靠装置连接件来达到， 而连接件在保证支架具有一定的工作阻力方面也有重要作用，因此连 接件的力学性能极其重要。 可缩性金属支架的连接件一般有螺栓连接件和楔形连接件，井下常 见的是螺栓连接件。可缩性金属支架由若干节构成，通过连接件连接。巷道掘进以后，围岩体 变形挤压支架，支架承受载荷产生内力，其中对支架力学性能影响最大的是轴力（压力）和弯 矩。轴力推动支架节间的滑动，弯矩阻止其滑动。弯矩和连接件提供的支架节与节间的预紧力 形成了支架节与节之间的摩擦阻力。当轴向推力小于摩擦阻力时，支架不可缩；当轴向推力大 于摩擦阻力时，支架节与节之间产生相对滑动，支架缩短。断面减小，承受的外载减小，使得 轴向推力小于摩擦阻力， 支架节与节之间相对稳定， 支架不再缩短， 与外载处于相对平衡状态， 保持巷道围岩体稳定。随着支架的缩短，使得支架节与节之间的摩擦阻力增大，需要较大的轴 向推力才能使支架节与节之间产生相对滑动，出现了井下支架实际工作阻力的增阻现象。 可缩性金属支架用 U 型钢制成，我国可缩性金属支架所用的 U 型钢有 U18 同型、U25、 U29、U36 四种，故可缩性金属支架也叫 U 型棚。可缩性金属支架可分为梯形可缩性金属支 架、拱形可缩性金属支架和环形（封闭形）可缩性金属支架三种。梯形可缩性金属支架不破坏 顶板，能保持顶板的完整性，当顶板比较稳定，围岩体变形量较小时，可以考虑使用；拱形支9架具有较好的受力状况，承载能力大，能够适应围岩体的较大变形，应用较为广泛；环形（封 闭形） 支架只有当围岩体变形强烈或者巷道易发生底鼓时才使用。虽然可缩性金属支架具有可 缩性， 但其可靠性在现有的技术条件下并不能得到很好的保证，井下经常出现可缩性金属支架 不可缩导致支架变形损坏的现象。 支架可缩性的不可靠主要是由于加工的不精细和支架架设时 型钢之间搭接的不合理等造成。 ⑶ 钢筋混凝土预制件支架 钢筋混凝土预制件支架 （简称钢筋混凝土支架）是由预制的钢筋混凝土梁和柱组成的一种 刚性支架，分普通型和预应力型两种，多用于梯形断面。这种支架充分利用了混凝土和钢筋的 受力特性，使混凝土在构件中承受压力，钢筋承受拉力，不但提高了结构的承载能力，而且节 约了材料。 ⑷ 浇（砌）筑的整体支架 浇（砌）筑的整体支架的主要形式是直墙拱顶式。当侧压大时，直墙可改为弧线；如底鼓 严重，则应砌筑反拱；在垂直巷道中宜采用圆形。 浇（砌）筑的整体支架(浇筑的钢筋混凝土支架除外)具有较好的抗压性能，而抗拉和抗剪 能力较弱， 将其做成圆弧结构可充分发挥其承压性能，避免在结构中出现较大的拉应力和剪应 力。 国内外巷道棚式支护发展的特点： 由木支架向金属支架发展，由刚性支架向可缩性支架发 展；重视巷旁充填和壁后充填，完善拉杆、背板，提高支护质量；由刚性梯形支架向拱形可缩 性支架发展，同时研制与应用非对称形可缩性支架。 二、巷道锚杆支护 锚杆支护促使围岩由载荷体转化为承载体。尽管锚杆在不同地质条件下作用机理有所不 同，但都是在巷道周边围岩内部对围岩加固，形成围岩承载体，有利于围岩的稳定。 悬吊理论：由路易斯?帕内科（Louis A.Panek）等于 1952 年发表。该理论认为锚杆支护 的作用就是将巷道顶板软弱的岩层悬吊在上部稳固的岩层上，增强较软弱岩层的稳定性。在预 加张紧力的作用下， 每根锚杆承担其周围一定范围内岩层的重量，锚杆的锚固力应大于其悬吊 的岩体重力，如图 1.1。对于巷道浅部围岩松软破碎，顶板出现松动破碎区，锚杆的悬吊作用 是将这部分易冒落岩体锚固在深部未松动的岩层上。10坚硬岩层 松软岩层软弱顶板坚硬岩层自然平衡拱松软岩层 坚硬岩层（a）坚硬顶板锚杆（b）软弱顶板锚杆 图 1.1 锚杆支护悬吊作用组合梁理论：假设沉积岩类岩石的空间分布是层状结构，每层岩石都有一定的抗压强度、 抗拉强度和抗剪强度，但是互相间缺少粘结力或粘结力很弱。基于这一假设，按材料力学理论 可知， 无锚杆时巷道顶板岩石为层叠梁结构， 在受到其上部围岩的应力作用后， 各层单独变形， 层与层之间容易产生滑移，从而导致离层；而顶板采用锚杆支护时，锚杆穿过各层状岩层形成 组合梁，共同抵御围岩应力，故变形较小，从而起到支护作用，如图 1.2。图 1.2 层状顶板锚杆组合梁组合拱（压缩拱）理论：组合拱理论认为在拱形巷道围岩的破裂区中安装预应力锚杆，从 杆体两端起形成的压应力区，如果锚杆间距足够小，各个锚杆形成的压应力圆锥体相互交错， 这样使巷道周围的岩层形成一种均匀的压缩带（拱） ，承受破坏区上部破碎岩石的载荷。压缩 拱内岩石径向、切向均受压，处于三向应力状态，围岩强度得到提高，支承能力相应增大，如 图 1.3。11（a）锚杆组合拱（压缩拱）原理（b）最大水平应力原理图 1.3 锚杆组合拱原理和最大水平应力原理最大水平应力理论：由澳大利亚学者 W.J.Gale 提出。该理论认为，矿井岩层的水平应力 通常大于铅直应力， 巷道顶底板的稳定性主要受水平应力的影响。围岩层状特征比较突出的回 采巷道开挖后引起应力重新分布，铅直应力向两帮转移，水平应力想顶底板转移。铅直应力的 影响主要显现于两帮，导致两帮的破坏；水平应力的影响主要显现于顶底板岩层（图 1.3b） 。 锚杆的作用是沿锚杆轴向约束岩层膨胀和垂直锚杆轴向方向约束岩层剪切错动。 围岩强度强化理论：由侯朝炯、勾攀峰教授提出，主要成果：①系统布置锚杆可以提高岩 体的弹性模量 E、内聚力 C，而内摩擦角 φ 提高的幅度不大；②锚杆锚固区域围岩具有正交异 性，在锚杆沿着试件的轴向围岩的弹性模量 E 随着锚杆密度的增加而增大，围岩强度的提高 主要是内摩擦角 φ 增加，而内聚力 C 几乎没有变化；③合理的锚杆支护可以有效地改变围岩 的应力状态和应力―应变特性，而不同弹性模量的带锚岩体所表现出来的锚固效果是不同的； ④锚杆的锚固效果与锚杆密度、长度、型式、锚杆材料的抗剪强度和刚度有关，并从不同角度 提出了最佳的锚杆布置方案；⑤锚固的变形破坏符合 Mohr-Coulomb 准则；⑥锚杆支护在力学 上等价于对孔硐周围岩体施加一定量的径向约束力。 三、联合支护 当围岩条件和矿压复杂时， 单纯的锚杆支护无法满足支护要求，从而形成了以锚杆支护为 主体，内外结合的联合支护方式。联合支护是以两种以上支护方式（或支护材料）有机结合形 成的一种支护结构， 在充分利用各单一支护的优势和特点的基础上能显著提高结构的整体承载 和抗变形能力，从而对控制复杂围岩和矿压具有显著的效果。联合支护方式很多，最常用、最 简单的是锚喷支护，另外还有锚网支护、锚网喷支护、锚网梁支护、锚杆桁架支护等。一般围 岩条件和矿压越复杂，联合支护结构也越复杂。12(1) 锚喷支护 锚杆支护和喷射混凝土支护相结合即为锚喷联合支护（简称锚喷支护） 。在锚喷支护中， 锚杆的作用在于从整体上加固或承载围岩； 喷射混凝土的作用则在于封闭围岩表面防止围岩风 化剥落，以及与围岩紧密结合对锚杆间的未加固区域起支护作用。光弹模拟试验表明，锚杆支 护时锚杆之间的围岩表面附近会产生拉应力，可能导致松软岩石的局部破坏和掉块，而局部小 岩块的坠落又可能导致围岩整体松动和破坏， 从而削弱锚杆的承载能力和影响围岩结构的整体 稳定性。锚喷支护两种支护方式互为补充，其整体结构具有更强的支护能力和广泛的适用性， 可用于较松软、裂隙较发育、易风化的岩层，在矿井使用非常普遍。 （2）锚网支护 锚网支护是用锚杆和铁丝网（钢筋网、塑料网等）固定在岩壁上所形成的一种联合支护方 式。 网的主要作用是维护锚杆间的围岩以防止小块松散岩块掉落，另外由锚杆固定和拉紧的网 将相邻锚杆联接起来，可增强支护结构的整体性。锚网支护所使用的铁丝网一般由 ? 3～4mm 的镀锌铁丝编织而成，有经纬网和菱形网两种，菱形网具有强度高、连接方便等优点，因此目 前应用较多。钢筋网是由钢筋焊接而成的大网格（尺寸为 150mm×150mm）金属网，其强度 和刚度都比较大，增强支护结构整体性的效果更加显著，适用于大变形、高应力巷道支护。塑 料网也可用于锚网支护，具有成本低、轻便、抗腐蚀等特点。但其强度和刚度较低。 （3）锚网喷支护 在锚网支护的基础上增加喷射混凝土层即为锚网喷支护。在这种结构中，网被喷射混凝土 包裹在其中形成类似钢筋混凝土层， 大大提高了喷层的抗拉性能和网的刚性，支护结构整体具 有更强的承载能力和抗变形能力， 能有效地支护松散破碎的软弱岩层。 所使用的网多为钢筋网， 钢筋直径一般为 6～12mm，网格边长为 200～400mm。 （4）锚网梁支护 在锚网支护的基础上增加梁形成锚网梁支护。梁通常采用钢带或直径较大的钢筋加工而 成，压在网的外面，一般沿巷道横向安设。梁有长梁和短梁之分，一个长梁可以贯穿 3 根以上 锚杆并由所贯穿的锚杆固定和支撑， 短梁由相邻两个锚杆固定和支撑，梁的作用一方面是支撑 网， 从而对锚杆间围岩产生更高的承载能力；另一方面是将断面内一排锚杆联接成一个联系更 加紧密、刚性更大的整体。这种结构比锚网支护具有更强的支护能力，可适用于更复杂和更困 难的围岩条件。13（5）锚网梁喷支护 在锚网梁结构的基础上增加了喷射混凝土层即为锚网梁喷支护。 这是在矿井巷道支护中使 用的最复杂、支护能力最强的一种结构。这种结构施工复杂、速度慢，材料消耗大，成本高， 一般仅用在断面较大、围岩松软破碎、矿压大、变形大的巷道中。 （6）锚杆桁架支护 锚杆桁架结构主要由锚杆、拉杆、拉紧器和垫块组成。水平拉杆的预紧作用能增大沿巷道 轴向裂隙的摩擦力，提高围岩的完整性，有利于在围岩中形成更稳固的结构。这种支护方式特 别适用于围岩变形大的松软巷道。 （7）锚注联合支护 锚注支护就是针对节理、裂隙发育，断层破碎带等围岩松散、破碎情况，利用锚杆注浆技 术，改变围岩结构，提高其粘结力、内摩擦角和围岩整体性，使巷道支护能充分发挥作用的一 种支护方法。 锚杆支护的锚固力在很大程度上取决于岩体的力学性能，软岩巷道可锚性差是造 成锚杆锚固力低和失效的重要原因。利用锚杆兼做注浆管，实现锚注一体化，是软岩巷道支护 的一个新途径。 注浆加固为锚杆提供可靠的着力基础， 使锚杆对松软围岩的锚固作用得以发挥， 进一步提高岩体强度。 但是注浆只能在围岩的一定深处进行，需要与锚喷支护共同维持巷道周 边围岩的稳定，因此，采取锚杆与注浆相结合的方法，使锚杆和注浆的作用在各自适用的范围 内得到充分发挥，提高对软岩的支护效果。 锚注支护完全能够解决(极)软岩开拓巷道难维护的问题；但经受不住采动影响，故不宜用 于解决(极)软岩回采巷道难维护的问题。 (8)高强锚杆、预应力锚索加固 由于软岩巷道围岩开掘后围岩来压快、变形大，普通锚杆锚固力低且无法提供较大的初撑 力阻止围岩变形， 采用预应力高强锚杆可以很好地解决这个问题。在锚杆安装时施加一定的预 应力，这样就可以提供较大的初撑力，及时减小巷道围岩的变形速度，同时高强锚杆又可以提 供较大的锚固力，提高锚固体的自承能力。 对于极软岩巷道， 在进行锚网喷支护后虽然对巷道顶板起到了加固作用、改善并保持了顶 板的整体性，但是当围岩松动圈的范围大于锚固体的厚度时，锚固体将失去着力点，此时极易 发生锚固体以上离层及出现巷道顶板整体下沉或垮落的显现。在这种情况下，只需较小密度的 预应力锚索，就可以将锚固体悬吊于稳定坚硬的上部岩体上，避免巷道垮落。144、论述矿压观测的主要内容和仪器设备。 （15 分）答：国内外经验表明，观测工作面矿压显现的指标有两类：一类是控顶区围岩变形量和支架承 载变形特征； 另一类是控顶区围岩破坏特征。 前者有顶底板移近量、 支架载荷量和支柱 （活柱） 下缩量，一般称为“三量” 。后者有煤壁处切顶台阶数目与高度、煤壁片帮深度、端面顶板破 碎度等，是对围岩破坏的统计观测，一般称为“统计观测” 。 除了上述常规矿压观测外，还有用于某些研究领域的专项矿压观测。如孔庄观测，主要目 的之一是为了研究长壁开采裂隙带岩层运动规律，从而认识裂隙带下位岩层形成结构的特征， 深化了矿山压力的“砌体梁”理论。再如以液压支架优化设计为目的的观测，需要专门观察支 架在不同开采阶段受力的状况和分布， 要在支架的主要结构件上安设测试仪表，应用最多的是 安装测力销，在顶梁和掩护梁上铺设压力枕。 一、 “三量”及其测试方法 （1）顶底板移近量 该量是指煤炭采出后，同一测点随开采在控顶区范围顶底板移近值。对单体支柱工作面， 是在开挖后即设置测站，量测顶底板距离 s0，随工作面推进直到测站最后一排支架处，量测顶 底板的距离 sm，顶底板移近量 s= s0-sm。对综采面是指到液压支架尾端的顶底板移近值。 我国曾经应用最广泛的顶底板移近量量测方法， 是选定位置后在顶板和底板相对应位置楔 入木楔，用专用测杆量测。近年已有多种量测仪表可供选用。 顶底板移近速度是指单位时间内顶底板移近量，是反映围岩活动剧烈程度的一项重要指 标，对于研究影响矿压显现的相关因素有重要作用。 观测顶底板移近量和移近速度使用的仪器有 DDJ―2.5 型测杆、KY―82 顶板动态仪、C ―Ⅱ型自计仪。 （2）支架载荷 支架载荷是指实测的支架所承受的载荷，包括实测的初撑力和当时支架载荷。 液压支架一般采用圆图压力自计仪观测，可实现 24h 连续自动记录支柱内压力；单体液压 支柱除可采用圆图压力自计仪观测外， 也可采用各类测压压力表，由观测工人按照规定的时间 读表。 单体金属摩擦支柱或木支柱采用各类压力计（盒）观测。各个生产矿压观测的仪表厂都有 很多种产品可供选用。从长远发展看，应采用自动测试且可自动处理信息的仪表较好，因为人15工读数有一时间过程，不容易反映同一时刻的测值。 （3）活柱下缩量 该量是指支架架设后在控顶区范围内活柱下缩的值。按照支架的工作特性曲线，一定的下 缩量对应于一定的载荷。 活柱下缩量是反映矿压显现的一个重要的参照指标，特别是它与顶底板移近量得比值，是 反映支护质量的一个重要指标。 一般现在支柱的活柱上刻上标记，每次用钢尺量测其与地柱上 端的间距，间距的变化量即是活柱下缩量。也可安装自计仪自动记录。 除了上述常规矿压观测外，还有用于某些研究领域的专项矿压观测。如孔庄观测，主要目 的之一是为了研究长壁开采裂隙带岩层运动规律，从而认识裂隙带下位岩层形成结构的特征， 深化了矿山压力的“砌体梁”理论。再如以液压支架优化设计为目的的观测，需要专门观察支 架在不同开采阶段受力的状况和分布， 要在支架的主要结构件上安设测试仪表，应用最多的是 安装测力销，在顶梁和掩护梁上铺设压力枕。 二、顶板状况统计观测 (1) 断面顶板破碎 这是指在工作面前方无支护空间悬露顶板中，发生冒落占整个悬露顶板的比例。 (2) 台阶数目和高度 台阶是指在工作面前方无支护空间由于顶板切落形成的顶板错落， 顶板错落的垂直距离称 为台阶高度。 (3) 片帮深度 片帮是指在矿山压力作用下煤从煤壁处片落的现象， 片帮深度是从原煤壁线到片帮最深处 的水平距离。 顶板状况统计观测所使用的工具很简单， 一般使用钢卷尺或木直尺。 在采高较大的工作面， 可使用自制钳形尺。5、结合某个工程实际进行支架选型设计。 （20 分）答：一、工程概况 刘庄煤矿井田东西走向长16.0km，南北倾斜宽3.5～8.0km，面积约90km2。井田地处淮河 冲积平原，地形平坦，地面高程一般在+24.00～+26.00m左右。井田所在地区属过渡带气候，16季节性明显。年均降雨926.33mm，最大1723.5mm，雨期多集中在6、7、8三个月。井田主要 含煤地层为二叠系，埋深一般为400～500m。其中13-1煤层为主要可采煤层，全区稳定可采， 平均厚度为4.14m。东一采区为首采区，位于井田的东北部，开采13-1煤层。该煤层不易自燃， 无瓦斯危害，无地热危害。 首采区东一采区倾斜宽度 850m～950m， ，采区走向长度 m，平均煤厚 4.24m， 倾角 14° ～18° ,平均倾角 15°。该采区所采 13-1 煤层结构较为简单，伪顶为厚度 0.20～0.67m 的炭质泥岩， 直接顶为平均厚度 7.27m 的泥岩或炭质泥岩， 老顶为平均厚度 13.48m 的厚层状 砂质泥岩或厚层细砂岩、粉砂岩，底板为平均厚度 2m 的泥岩和砂质泥岩。 二、液压支架选型 （1）架型的确定 液压支架是综采工作面对顶板进行支护管理的重要设备。 本着支架要能顶得住， 移得走， 并满足工作面采高、倾角及通风等要求的原则，按照我国现行“缓倾斜煤层工作面顶板分类方 案”及“缓倾斜煤层工作面底板分类方案” ，经过对本矿井 13-1 煤层首采块段钻孔资料及顶、 底板岩石物理力学参数的统计分析， 并参考邻近生产矿井 13-1 煤层矿压观测资料， 本矿井 13-1 煤层首采块段直接顶属 1～2 类，老顶为Ⅱ～Ⅲ级，底板以Ⅲ类为主。根据不同类（级）的顶 底板所适应的架型， 结合国内外大采高液压支架的实践经验和发展趋势， 设计推荐本矿井 13-1 煤层首采块段一次采全高工作面采用国产高强度二柱支撑掩护式支架。 采用综采支架选型结果 见表 4-1-7。 （2）围岩条件对支架结构的要求 由表 4-1-7 可知，13-1 煤层顶板属中等稳定偏下类顶板；底板抗压强度较低，且该煤层 煤质较软。因此，要求支架必须能够实现快速移架、追机作业、及时支护，邻架之间要有完善 的封顶能力；底座对底板的比压要小，分布要合理；同时要有较强的控制煤壁片帮的能力。 （3）支架高度的确定 液压支架高度必须适应工作面推进方向上煤层厚度的变化。H m ax ? Mm ax? S1,H m in ? Mm in? S2 ? a式中H m ax， H m in 为支架的最大和最小高度，m； M m a x ， M m in 为煤层的最大和最小开采S2厚度，m； S 1 为在最大采高时，支架高度留有的富余量，一般取 0.1～0.3m；为在最小才采高时，顶板可能的下沉量，一般取 0.3～0.4 a 为立柱的卸载高度，一般取 50～100 mm。17首采块段东一（13-1）采区煤层厚度 2.32～4.41m（含夹矸） ，经实测，采煤高度为 2.40～ 4.30 m，结合煤层及顶、底板条件，本设计推荐一次采全高支架高度为 2.0～4.5m。 （4）支护强度估算 P=8m?r× 9.8× -3× 10 cosα 式中：P――支护强度，MPa； m――最大采高，东一采区取 m=4.3m； r――岩石容重，r=2.7 t/m3； α ――煤层倾角，东一采区取α =15°； P 东一=8× 4.3× 2.7× 9.8× -3× 10 cos15° =0.879MPa 一次采全高支架有效支护面积按 7.5m2 考虑，支架计算工作阻力为 6593kN。 （5）初撑力 初撑力是液压支架的一个重要参数，我国液压支架的初撑力一般为额定阻力的 60％～ 80％，提高支架的初撑力可以减少直接顶的离层，增加顶板稳定性，可以提高支架对巷道顶板 的支撑能力，减少工作面顶板破碎度及煤壁片帮，可压实顶梁上和底座下的浮矸，提高支撑系 统的刚度，可以充分利用支架额定支撑能力，减少顶底板的相对移近量。实测表明，随着初撑 力与额定丁作阻力比值的增加， 实测支架平时工作阻力按指数曲线增长，其回归方程及曲线方 程如下：B Pt ? A e ??式中，Pt 为支架平均工作阻力，A,B 为常数，但随地质技术条件而变化， ? 为系数。 设 P0 为支架的初撑力，PH 为支架的额定阻力，研究表明，随着支架 P0 值也增加，但当 P0/ PH / PH比值的增加，Pt值达到 60％～80％以后， Pt 曲线斜率逐渐减少，因此，为了使支架发挥较高的支撑水平，又考虑到立柱安全阀开启压力会出现低于额定开启压力 10％的工况，故P0 / PH取 70％～90％合适， 对于刘庄煤矿地质条件而言， 工作面上方顶板属于中等稳定偏下类/ PH 为 78%～85%合适，即：04.05顶板，因此宜选 P0kN。（6）液压支架选型 根据以上计算结果， 并结合国内外大采高高产高效工作面对支架支撑能力的要求，设计推18荐东一（13-1）采区煤层采用国产高强度二柱掩护式液压支架，架型暂定为 ZY/4.5。 该支架主要技术参数为： 支撑高度：2.0～4.5m 中心距：1.5m 初撑力：5583kN 工作阻力：7000kN 支护强度：0.93MP 底板比压：1.8MP 适应倾角：≤20° 操作方式：手动控制19东 一（13-1）采 区 液 压 支 架 选 型 表 4-1-7（1） 钻 孔 号 项 目 厚度（含夹矸，m） 13-1 煤 层 夹矸岩性及厚度(m) 采高 m(m) 采高范围/平均采高(m) 煤层倾角（度） 节理裂隙影响系数 C1 分层厚度影响系数 C2 直 岩性 厚度 M(m) 接 吸水饱和状态抗压强度σ (MPa) 顶 强度指数 D=σ C1C2 直接顶初次跨落步距(m) 直接顶类别（类） 老 老顶来压强度 N=M/m 老顶初次来压步距(m) 顶 老顶级别（级） Ⅱ Ⅱ 1 1.35 1 1.09 9.29 1.1 9.29 1.1 9.29 1.1 0～15.3 1 0.31 26.5～40.0 Ⅲ Ⅱ Ⅲ Ⅱ 1 0.96 2 0.48 2 1.90 9.29 1.1 24.89 3.0 24.89 3.0 顶煤、泥岩、薄煤 5.68(5.79) 泥 岩 泥 4.30 4.41 4.28 炭质页岩 0.28 4.28 4.28 2.4～4.3/3.35 14°～18° 0.32 0.38 岩 泥 岩 砂质泥岩 1.10 砂页岩互层 6.35 4.28 4.17 炭质页岩 0.14 4.17 2.32 炭质页岩 0.22 2.40 3.35 3.35121162十二 65二十 321161174.681.344.0020东 一（13-1）采 区 液 压 支 架 选 型 表 4-1-7（2） 钻 孔 号 项 目 顶板级类（级、类） 岩 底 板 性 121 Ⅱ1 泥岩 16.0 12.0 Ⅲa 掩护 掩护或支掩 162 Ⅱ1 炭质泥岩 (0.25) 砂质泥岩 16.0 12.0 Ⅲa 掩护 掩护或支掩 二十 65 Ⅲ1 鲕状泥岩 16.0 12.0 Ⅲa 支掩 掩护或支掩 二十 32 Ⅱ1 砂质泥岩 45.2 33.9 Ⅳ 掩护 架型不限 116 Ⅲ2 砂质泥岩 45.2 33.9 Ⅳ 支掩 架型不限 117 Ⅱ2 含炭质泥岩 16.0 12.0 Ⅲa 掩护 架型不限单轴抗压强度(MPa) 容许单轴抗压强度(MPa) 底板类型（类） 适合顶板架型 适合底板架型 适合采区架型二柱掩护式216、结合某个工程实际进行巷道支护设计。 （20分） 答：1. 引言华蓥山煤业李子垭煤矿南二井位于四川省邻水县境内，主采煤层 K 煤层，煤层倾角 43° ~83° ，平均倾角约 45° 左右，回采巷道断面采用异形（五边形） ，沿顶板并破底板掘进。巷 道支护采用“金属支架+锚杆（索）+金属网+钢筋梯子板”联合支护，但是由于巷道围岩条件 复杂， 施工人员对于支护方式的认识和熟练程度以及支护参数和施工工艺等方面原因，致使巷 道支护效果不理想，顶板风化脱落，巷道收敛量较多，断面成形较差，帮角处托板陷入顶板进 而使锚杆支护失效。为保证巷道稳定性，在巷道顶板下沉量较多、巷道收敛量较大段采用二次 “锚杆+金属梁”加强支护，从而使生产成本和支护工程量增加。 2.巷道支护的复杂地质条件和围岩破坏 李子垭南二井 3102 采区回采巷道所处地层为晚二叠系上统龙潭组煤系地层，煤岩柱状图 见图 1，巷道围岩主要由泥岩底板、煤层和巨厚薄层状复合顶板组成，顶板为黑灰色泥岩、砂 质泥岩、 泥岩粉砂岩互层 （局部为细砂岩） 总厚度 8~12m。 ， 围岩硬度较小， 硬度系数 f=1.9~2.1， 岩石硬度较低，可用手从掘进工作面取下岩石并轻易折断，层理、节理和裂隙发育，易氧化剥 落呈破碎状，遇水极易发生水解、泥化、软化和膨胀。破岩成巷时，坡顶软煤部位大范围漏冒 抽顶，3102 南风巷(南)掘进面冒空范围达 4m 之多，绞顶难度均较大、工作量多，巷道成形困 难，掘进施工进度缓慢。 锚杆支护施工过程中，锚杆孔与顶板不垂直，以致于托板安装后螺栓孔对锚杆形成剪切作 用， 围岩移动后致使锚杆拉断， 从而造成大量的锚杆支护失效， 增加了生产成本和支护工作量。 由于接触面积小、比压大，顶板位移后大量板托、钢筋梯子梁陷入顶板，对顶板破坏严重，加 剧了巷道变形。由于锚杆支护效果不理想，破碎顶板岩块掉落形成网兜，缩小了巷道面积，甚 至影响正常运输。 巷道顶板层理发育（厚度约 1cm） 、厚度大（近 8~12m） ，且多为黑灰色泥岩、砂质泥岩、 泥岩粉砂岩互层（局部为细砂岩） ，顶板岩层内部易发生离层，形成假顶，这种潜在的顶板危 岩一旦冒落，将造成严重的顶板事故，给以后安全回采造成严重的安全隐患。 3.巷道破坏机理分析 (1) 巷道围岩岩性为泥岩，且松散、破碎，节理、层理和裂隙发育，易风化、水解、膨胀 和软化，岩体和岩块强度均很低(&25MPa)，属于典型的低强度软岩，或称膨胀性软岩。 (2) 巷道掘进采用钻眼爆破法破岩和支护施工工艺不合理。原方案采用破顶掘进，破坏顶 板完整性，增加了支护难度；巷道掘进时多次的放炮震动加剧了软岩顶板的破坏；支护施工中 锚杆孔与顶板不能保持垂直，致使大量锚杆托板不能贴紧顶板岩层面，无法施加预紧力，不能 及时、主动支护巷道围岩从而造成大量锚杆失效，甚至切断。因而，必须改进支护施工工艺。 (3) 锚杆支护参数和支护施工工艺不合理。必须针对巷道围岩松散、破碎、强度低，易风 化的特性采取相应的支护措施，如超前锚杆支护，超前注浆，临时支护、初喷支护、锚注支护、 联合支护和二次支护等。22地(组 )层 代 号单位 岩性柱状累计岩性描述1:200龙P2深灰色石灰岩，上部夹一层灰黑色泥岩，富含L215.05腕足类动物化石。褐 灰 色 粉 砂 岩 ， 厚 1.0米 ； Κ 煤 层 ， 厚 0.19米 ， 灰 黑 色 泥 岩 ， 厚 3.32米 。 4.55 深 灰 色 石 灰 岩 ， 厚 0.31米 ； 灰 黑 色 泥 岩 ， 厚 2.21米 ； 灰 色 石 岩 （ 俗 称 小 铁 板 ） ， 厚 0.74米 。 3.26潭P2L1灰黑色泥岩，砂质泥岩、泥岩粉砂岩互层，局 部为细砂岩。含黄铁矿结核及植物化石。具清 6.69 晰 的 水 平 层 理 及 微 波 壮 层 理 。 此 类 顶 板 属 1-2类 顶板，较难管理。Κ 煤 层 ， 其 结 构 ： 0.72（ 0.36） 0.60（ 0.04） 2.33 0.56米 。黑 色 泥 岩 ， 厚 0.63米 ， 褐 灰 色 泥 岩 ， 厚 0.74米 ， 4.19 浅 灰 色 细 至 中 粒 砂 岩 ， 厚 2.82米 。黑 灰 色 泥 岩 ， 厚 0.86米 ， 上 部 为 灰 白 色 粘 土 岩 ，组2.78灰 白 色 粘 土 岩 ， 厚 0.41米 ， 深 灰 色 泥 岩 ， 厚 1.51 米。深 灰 色 石 灰 岩 ， 厚 1.11米 ； 绿 灰 色 铝 质 泥 岩 ， 厚 2.10米 紫 红 色 铁 质 泥 岩 ， 厚 2.02米 ， 绿 灰 色 铝 质 6.33 泥 岩 ， 厚 0.45米 ； 黄 铁 矿 层 ， 厚 0.65米 。图 1 煤岩综合柱状 Fig.1 Geologic column of coal seam and rock stratum4.大倾角软顶软煤回采巷道支护特点 (1) 大倾角软顶软煤回采巷道围岩变形和破坏特征存在其特殊性，主要表现为巷道围岩变 形和破坏在同一断面内有明显的非对称或不均衡特性，通常是靠顶板(帮)侧的围岩变形较大。 因此，局部的冒顶大多出现在该侧的“帮―顶”范围内。这种现象的内在原因是围岩一方面受到 了较大的非对称荷载作用，另一方面是支护体特性与围岩位移特征不相适应。 (2) 当煤(岩)层倾角较大(&70° )且分层厚度较小(&20cm)时， 煤(岩)层类似于上下两端受约束 和垂直压力的纵向板系压弯失稳结构，因此巷道一侧的顶(帮)的水平位移较大，易发生鼓帮， 致使岩层和支护体折断破坏。巷道经受多次反复的扰动影响，其峰值应力远远大于原岩应力。 (3) 由于薄分层破碎顶板易风化脱落、遇水软化，因此软岩巷道开挖后要避免环境因素影 响，应及时密闭围岩，尽量保持围岩的原始特性，可以采取喷射混凝土提高围岩的粘结力和强 度，同时封闭了围岩，防止因为水和风化作用造成的破坏和剥落，保证巷道围岩安全。 (4) 大倾角软顶软煤回采巷道四周来压，包括顶压、侧压、还有底压，往往出现一定量的 底鼓，因此不仅要加强顶板和两帮的支护，还要加强对巷道底板的支护，防止底鼓。 (5) 大倾角软顶软煤回采巷自承能力低，大部分上覆岩层的压力由巷道围岩承担，只有松 动范围内岩体压力由支护体系承担。因而，必须改善巷道围岩的赋存环境和承载能力，可以通 过岩体注浆加固或锚喷支护等来实现。对于多次修复的巷道，围岩松动范围极大，承载能力极 低，尤其要提高围岩岩体强度，提高围岩自身承载能力。 因而，在进行大倾角软顶软煤回采巷支护方案设计时，应综合考虑倾角、软顶软煤这两方 面的特点，保证支护方案的可行性和有效性。 5.巷道支护方案与支护参数确定 针对李子垭南二井大倾角软顶软煤回采巷道围岩的工程地质条件、支护现状和破坏情况， 研究决定采用超前管棚支护坡顶部位软煤、注水泥砂浆加固煤体的方案；巷道掘进成形后采用 “锚杆（索）+大托板+金属网+W 型钢带“联合支护，最后喷射混凝土支护。 该支护方案的支护结构如图 2 所示，具体支护参数和掘进工艺如下：232 12900370 °660410 00802502420°20°20°250010°250025005009750图 2 巷道支护体系结构图1-顶板锚杆；2-锚索；3-金属网；4-W 型钢带；5-混凝土喷层；6-帮部锚杆Fig.2 Graph structure of supporting system(a)锚 杆 托 板 (a)锚杆托板 (b)锚索托板2000图 3 锚杆托板与锚索托板规格（1）超前管棚注浆支护：超前管棚选用 ? 20mm× 2000mm 的 PVC 管，两根对接使用。通 过预先打钻孔插入煤体，间距 200mm，仰角 15° ，通过 PVC 管向松软煤体内部注入水泥砂浆 加固软煤；调整 PVC 管间距和仰角，并在 PVC 管外挂放铁丝可改善混凝土加固效果。 （2）锚杆（索） ：顶板采用 ? 20mm× 2500mm 树脂锚杆，间排距为 800mm× 800mm，端头 锚固，每根锚杆使用一根长度为 600mm 的树脂锚固剂锚固。断层及顶板破碎段锚杆间排距调 整为 800mm× 800mm，锚杆安装时应该施加较大的预紧力，两帮采用 ? 20mm× 2000mm 的树脂 锚杆，排距为 800mm，间距为 1000mm，端头锚固，每根锚杆使用一根长度为 600mm 的树脂 锚固剂锚固；为了增加组合拱承载结构的稳定性，利用锚索将其传递到深部稳定岩层，使深部 稳定岩层共同承载，锚索使用 ? 20mm 的钢绞线锚索，长度 7300mm，每断面顶板位置布置一 根，锚索间距 3000mm，端头锚固，沿着巷道轴线方向布置，每根锚索使用两根长度为 600mm 的树脂锚固剂锚固。 （3）大托板、金属网和 W 型钢带：采用 BHT-A 型托板，为减小托板对顶板的压剪作用， 扩 大 托 板 尺 寸 ， 锚 杆 托 板 规 格 为 200mm× 200mm× 15mm ， 锚 索 托 板 规 格 为 300mm× 300mm× 20mm，如图 3 所示；顶板及两帮铺设菱形网，由 ? 3mm 镀锌铁丝编制而成， 规格 2000mm× 1700mm， 网孔尺寸为 100mm× 100mm； 矿用 W 型钢带 （宽度 220mm， 厚度 3mm） 是锚杆支护系统的关键构建， 可以将单根锚杆起来连接组成一个整体承载结构，提高锚杆支护 的整体的效果。 （4）喷射混凝土：喷混凝土的厚度达到 50mm~100mm 为宜。 该支护方案具体施工工艺如下： 超前管棚注浆支护→爆破掘进→打顶板锚杆孔→挂金属网→装 W 型钢带→安装顶板锚杆 →打帮部锚杆孔→挂帮部网→安装帮部锚杆→打锚索孔→安装锚索→喷射混凝土支护。24（ 锚 索 托 板 也 可 以 用 两 个 厚 度 为 8mm的 托 板 叠 加 构 成 ）95 05 62000500锚索托板(b)6.大倾角软顶软煤回采巷道支护的数值模拟分析 采用三维有限差分数值计算软件 FLAC3D 对巷道支护进行数值模拟分析，检验了李子垭南 二井的大倾角软顶软煤回采巷道设计支护方案的合理性和可靠性。 6.1 数值模型的建立 此 次 数值 模 拟作 为 空间 问 题处 理 ，物 理 模型 定 位弹 塑 性模 型 ，塑 性 屈服 准 则选 用 Mohr-Coulomb 准则；为了消除边界效应，所建模型具有足够大的尺寸，模拟范围取开挖巷道 跨距的 10 倍，开挖巷道处于模型中心；模型岩层划分与巷道实际所处层位岩层柱状一致；根 据实际经验与采矿理论， 上部边界施加上部岩层等效载荷，模型底部边界设为固定约束限制垂 直移动，在模型前后和左右侧面边界设为水平约束限制水平位移；在模型上边界加载，水平应 力根据分析问题的具体要求通过改变测压系数的方向进行施加； 岩层力学参数通过位移反分析 法求的；采用阶段分析方法。模拟原岩应力，开挖巷道，然后进行“锚杆（索）+金属网+W 型 钢带”支护，最后喷射混凝土支护。 6.2 数值计算结果分析 通过数值模拟计算， 得到李子垭南二井大倾角软顶软煤回采巷道支护后的破坏变形态和力 学特性。 支护后巷道围岩的破坏变形图，如图 4（a）所示。采用设计的支护方案后，大倾角软岩 巷道的最终顶板下沉量为 14cm，两帮移近量为 3.2cm，底鼓量为 2.2cm，变形值均在安全范围 内，达到了支护要求。（a）（b） （c） （d） 图 4 巷道支护数值模拟形态图 （a）围岩破坏变形（b）围岩最大主应力（c）围岩剪应力（d）巷道围岩垂直应力Fig.4 supporting characteristic of numerical simulation 图 4(b)、(c)、(d)显示巷道围岩最大主应力分布均匀，在巷道顶角处形成小范围的最大主 应力集中区，最大主应力值 0.075~0.225GPa；巷道帮角剪应力集中达到有效控制，剪应力主要 分布在巷道顶帮；巷道垂直应力均匀分布在巷道两帮和顶帮，最大垂直应力 0.125~0.198GPa。 7. 结论 通过研究，可得到以下结论： （1）根据数值模拟，坡顶软煤部位易沿层理垮落，且有沿着层理倾向向深部围岩发展的趋 势，应当作为支护的重点；采用“管棚+注浆”的支护方式基本解决了坡顶软煤部位的抽顶冒 落问题， 根据现场观测， 3102 南机巷软煤抽顶现象基本消失， 局部松软煤体冒空高度小于 20cm。 （2）采用“锚杆（索）+大托板+W 型钢带+喷浆”支护复合顶板，可以充分发挥围岩的自 承能力，提高围岩强度；大托板和 W 型钢带杜绝了锚杆托板、钢筋梯子板陷入顶板的现象， 喷浆密闭了围岩减小了顶板的收敛变形，增加围岩稳定性。 （3）采用“锚杆（索）+大托板+W 型钢带+喷浆”的支护方式，减少了巷道维修工作量， 加快了掘进速度，取得了良好的技术经济效果，为采面安全高效生产创造了有利条件。25
岩层控制试题―汇集和整理大量word文档,专业文献,应用文书,考试资料,教学教材,办公文档,教程攻略,文档搜索下载下载,拥有海量中文文档库,关注高价值的实用信息,我们一直在努力,争取提供更多下载资源。