綜放沿空煤巷上覆巖層斷裂位置及結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性研究
本文選題:沿空煤巷 + 松動(dòng)圈范圍; 參考:《中國(guó)礦業(yè)大學(xué)(北京)》2017年博士論文
【摘要】:近年來(lái)我國(guó)煤礦建設(shè)趨于大型化、現(xiàn)代化,工作面交替布置時(shí)沿空掘巷技術(shù)頻頻被各大礦井采用,沿空煤巷圍巖具有維護(hù)困難、采動(dòng)影響敏感度高等嚴(yán)峻問(wèn)題,而沿空煤巷上覆巖層斷裂結(jié)構(gòu)的形成規(guī)律和其對(duì)巷道圍巖穩(wěn)定性的影響是解決問(wèn)題的本質(zhì)。因此,研究沿空煤巷基本頂側(cè)向斷裂位置及結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性對(duì)沿空煤巷圍巖控制技術(shù)的拓展和確保煤礦安全生產(chǎn)均有重要意義。本文綜合現(xiàn)場(chǎng)礦壓顯現(xiàn)調(diào)研、理論建模分析、實(shí)驗(yàn)室試驗(yàn)、數(shù)值模擬計(jì)算、現(xiàn)場(chǎng)鉆孔窺視分析和礦壓數(shù)據(jù)監(jiān)測(cè)等方法,針對(duì)20321沿空煤巷覆巖結(jié)構(gòu)斷裂位置和圍巖穩(wěn)定性控制兩個(gè)關(guān)鍵問(wèn)題,分別對(duì)沿空煤巷圍巖松動(dòng)圈分布、基本頂側(cè)向斷裂位置計(jì)算分析、基本頂斷裂位置影響因素、基本頂側(cè)向斷裂位置現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)、巖體裂隙觀測(cè)設(shè)備優(yōu)化設(shè)計(jì)、基本頂斷裂結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定性、沿空煤巷圍巖的穩(wěn)定性和礦壓顯現(xiàn)規(guī)律、沿空煤巷新掘段不對(duì)稱支護(hù)方案和已掘段補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)方案以及工業(yè)性試驗(yàn)后的礦壓數(shù)據(jù)監(jiān)測(cè)等進(jìn)行了系統(tǒng)研究,得到如下結(jié)論:(1)綜合現(xiàn)場(chǎng)宏觀礦壓顯現(xiàn)、巖層深部松動(dòng)圈觀測(cè)以及巖層巖性測(cè)定發(fā)現(xiàn):2#煤層強(qiáng)度低,節(jié)理、裂隙發(fā)育,頂板泥巖孔隙率高,頂板細(xì)砂巖巖體相對(duì)比較完整,20321沿空煤巷破壞嚴(yán)重,尤其是煤柱幫側(cè),雖在煤柱幫增設(shè)一排短錨索,但效果并不明顯,說(shuō)明原有支護(hù)方案缺乏合理性,需作出針對(duì)性改進(jìn)。(2)依據(jù)沿空煤巷圍巖破壞特征,將影響沿空煤巷圍巖穩(wěn)定性的因素分為三大類:地質(zhì)結(jié)構(gòu)、工程結(jié)構(gòu)和支護(hù)結(jié)構(gòu),分析了各因素的可操作性和關(guān)聯(lián)性,指出沿空煤巷覆巖結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定性和支護(hù)結(jié)構(gòu)是其主控因素。(3)依據(jù)基本頂斷裂位置與巷道位置相互關(guān)系的不同,將沿空煤巷基本頂側(cè)向斷裂結(jié)構(gòu)分為實(shí)體煤上方斷裂、巷道上方斷裂、煤柱上方斷裂和采空區(qū)側(cè)斷裂4種基本形式,當(dāng)巷道和煤柱位于基本頂斷裂位置下方時(shí),巷道圍巖受覆巖斷裂結(jié)構(gòu)運(yùn)動(dòng)影響最為劇烈。(4)基于彈性地基梁力學(xué)理論,建立了沿空煤巷基本頂側(cè)向斷裂結(jié)構(gòu)模型,指出頂板斷裂主要是由于彎矩過(guò)大頂板邊緣拉應(yīng)力超過(guò)巖石抗拉強(qiáng)度,其斷裂屬脆性斷裂,基本頂在最大彎矩處發(fā)生脆性破斷,通過(guò)獲取基本頂彎矩分布特征來(lái)確定基本頂斷裂位置x0,計(jì)算分析基本頂彎矩分布發(fā)現(xiàn)得出基本頂?shù)臄嗔盐挥诰嗖煽諈^(qū)煤壁8.6m處,表達(dá)式如下:(5)基于基本頂斷裂位置表達(dá)式,對(duì)影響基本頂斷裂位置各參數(shù)進(jìn)行定量分析發(fā)現(xiàn):基本頂斷裂位置受基本頂楊氏模量、地基系數(shù)、懸頂長(zhǎng)度和煤層厚度對(duì)斷裂位置的影響,其中懸頂長(zhǎng)度影響最為明顯。(6)合理設(shè)計(jì)現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè)方案,運(yùn)用鉆孔窺視技術(shù)觀測(cè)到基本頂?shù)臄嗔哑瘘c(diǎn):于距采空區(qū)側(cè)9.1m處開(kāi)始斷裂,并向采空區(qū)側(cè)延伸,斷裂范圍4.4m-9.1m;通過(guò)現(xiàn)場(chǎng)鉆孔窺視確定的基本頂斷裂位置與理論計(jì)算結(jié)果基本吻合,驗(yàn)證了基于理論力學(xué)模型計(jì)算基本頂斷裂位置的可行性。(7)針對(duì)現(xiàn)有頂板巖層裂隙觀測(cè)設(shè)備的不足之處,利用高清冷光廣角鏡頭的可視性和電磁波對(duì)巖體的穿透性設(shè)計(jì)出一種三維探測(cè)巖體裂隙結(jié)構(gòu)的裝置,并對(duì)配套連接桿進(jìn)行升級(jí)改造,提高了巖體裂隙觀測(cè)的準(zhǔn)確性和可操作性,擴(kuò)大了觀測(cè)范圍,將較好解決巖體裂隙觀測(cè)工作中耗時(shí)、費(fèi)力問(wèn)題。(8)運(yùn)用UDEC軟件進(jìn)行數(shù)值建模,運(yùn)算分析初期、中前期、中后期和終期4個(gè)階段沿空煤巷覆巖結(jié)構(gòu)的形成過(guò)程、運(yùn)動(dòng)形式;基于沿空煤巷覆巖結(jié)構(gòu)運(yùn)移規(guī)律,建立塊體鉸接力學(xué)模型,以關(guān)鍵巖塊B為研究基礎(chǔ),系統(tǒng)分析掘巷階段和回采階段沿空煤巷基本頂斷裂結(jié)構(gòu)發(fā)生滑落失穩(wěn)和轉(zhuǎn)動(dòng)失穩(wěn)的力學(xué)條件。(9)根據(jù)沿空煤巷煤巖流變特征,建立了掘巷期間煤柱平面應(yīng)變彈性力學(xué)模型,提出掘巷期煤柱位移場(chǎng)的表達(dá)式,運(yùn)用里茨法求解出煤柱位移場(chǎng)微分方程:(10)基于線性摩爾-庫(kù)倫準(zhǔn)則,建立了煤柱平面應(yīng)變彈塑性力學(xué)模型,根據(jù)煤巖體回采過(guò)程中的蠕變特性和破壞后的擴(kuò)容理論建立煤柱煤體蠕變本構(gòu)方程,并按應(yīng)力邊界條件求解該平面應(yīng)變問(wèn)題的近似解,從而得到煤柱的位移分布函數(shù);模擬分析沿空煤巷巖層在不同深度、不同階段和不同方向的運(yùn)移規(guī)律,結(jié)果顯示:在掘采兩過(guò)程中,沿空煤巷頂板垂直位移要比水平位移突出,回采階段頂板的水平位移和垂直位移是掘巷期間頂板位移量的2倍左右;掘采兩階段雙向位移均呈不對(duì)稱性,垂直位移呈明顯的斜“一”字型規(guī)律,偏向煤柱側(cè)頂板,并且回采階段巷道頂板的不對(duì)稱運(yùn)移規(guī)律更為顯著。(11)基于現(xiàn)場(chǎng)圍巖松動(dòng)圈觀測(cè)結(jié)果和沿空煤巷掘采期間的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律,針對(duì)20321沿空煤巷原有支護(hù)方案的不合理性,提出了20321試驗(yàn)段不對(duì)稱支護(hù)控制方案和已掘段補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)措施;指出煤柱幫和采空區(qū)側(cè)頂板為沿空煤巷在回采階段的控制重點(diǎn),通過(guò)減小錨桿間排距、加大錨桿直徑和長(zhǎng)度、選用高強(qiáng)螺紋鋼錨桿并配合使用槽鋼桁架錨索組合梁結(jié)構(gòu),并設(shè)計(jì)合理的偏心距,以減弱煤柱側(cè)幫及頂板對(duì)采動(dòng)影響的敏感性,數(shù)值模擬初步驗(yàn)證方案的可行性。(12)在新支護(hù)方案現(xiàn)場(chǎng)工業(yè)性試驗(yàn)驗(yàn)證過(guò)程中對(duì)兩幫及頂板錨桿進(jìn)行軸力和錨固長(zhǎng)度檢測(cè),檢測(cè)結(jié)果表明:試驗(yàn)段錨桿軸力無(wú)異,F(xiàn)象,先掘區(qū)段補(bǔ)強(qiáng)錨桿有軸力異,F(xiàn)象,但錨桿均處于基本穩(wěn)定狀態(tài);試驗(yàn)段段錨桿錨固長(zhǎng)度比補(bǔ)強(qiáng)區(qū)域錨桿錨固長(zhǎng)度大,實(shí)體煤幫的錨固長(zhǎng)度最大,其次是頂板錨桿的錨固長(zhǎng)度,最后為煤柱幫,這是因?yàn)槊褐鶐兔后w相對(duì)較破碎,不容易錨固,錨固長(zhǎng)度均超過(guò)950mm,基本符合設(shè)計(jì)要求。(13)回采階段對(duì)煤柱側(cè)和實(shí)體煤側(cè)煤體應(yīng)力監(jiān)測(cè)結(jié)果表明:隨工作面的推進(jìn),煤柱內(nèi)應(yīng)力是一個(gè)由快到慢、逐漸上升的過(guò)程,煤柱內(nèi)支承壓力分布由平緩向陡峭轉(zhuǎn)化,煤柱內(nèi)3.5-4.5m區(qū)域?yàn)閼?yīng)力集中區(qū),距工作面15m左右時(shí)達(dá)到應(yīng)力峰值15.8 MPa,煤柱內(nèi)應(yīng)力普遍高于7.5MPa;實(shí)體煤側(cè)距工作面0-15m為支承壓力上升階段,15m以后為下降階段,并逐漸達(dá)到穩(wěn)定狀態(tài),煤體深度6-9m范圍內(nèi)受采動(dòng)影響較大,應(yīng)力峰值為13.7MPa,小于煤柱內(nèi)支承壓力峰值,說(shuō)明煤柱側(cè)受采動(dòng)影響程度較大,也證明了不對(duì)稱支護(hù)方案的合理性。(14)沿空煤巷圍巖位移監(jiān)測(cè)結(jié)果表明:20321沿空煤巷掘巷穩(wěn)定期為20天左右,掘巷前10天變形較大,20天后基本處于穩(wěn)定狀態(tài),煤巷圍巖在新支護(hù)方案下不對(duì)稱性初顯,但不明顯;回采階段圍巖兩幫和頂板的位移在掘巷階段的位移基礎(chǔ)上均有一定的增量,煤柱幫與實(shí)體煤幫變形量差值相對(duì)掘巷時(shí)的差量并無(wú)明顯變化,不對(duì)稱性稍有增加,說(shuō)明新設(shè)計(jì)支護(hù)方案對(duì)沿空煤巷圍巖不對(duì)稱變形破壞起到了控制作用。
[Abstract]:......
【學(xué)位授予單位】:中國(guó)礦業(yè)大學(xué)(北京)
【學(xué)位級(jí)別】:博士
【學(xué)位授予年份】:2017
【分類號(hào)】:TD353;TD325
【參考文獻(xiàn)】
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,本文編號(hào):1751287
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