综放沿空煤巷上覆岩层断裂位置及结构稳定性研究

发布时间：2018-04-14 22:30

本文选题：沿空煤巷 + 松动圈范围　；参考：《中国矿业大学(北京)》2017年博士论文

【摘要】：近年来我国煤矿建设趋于大型化、现代化,工作面交替布置时沿空掘巷技术频频被各大矿井采用,沿空煤巷围岩具有维护困难、采动影响敏感度高等严峻问题,而沿空煤巷上覆岩层断裂结构的形成规律和其对巷道围岩稳定性的影响是解决问题的本质。因此,研究沿空煤巷基本顶侧向断裂位置及结构稳定性对沿空煤巷围岩控制技术的拓展和确保煤矿安全生产均有重要意义。本文综合现场矿压显现调研、理论建模分析、实验室试验、数值模拟计算、现场钻孔窥视分析和矿压数据监测等方法,针对20321沿空煤巷覆岩结构断裂位置和围岩稳定性控制两个关键问题,分别对沿空煤巷围岩松动圈分布、基本顶侧向断裂位置计算分析、基本顶断裂位置影响因素、基本顶侧向断裂位置现场实测、岩体裂隙观测设备优化设计、基本顶断裂结构的稳定性、沿空煤巷围岩的稳定性和矿压显现规律、沿空煤巷新掘段不对称支护方案和已掘段补强支护方案以及工业性试验后的矿压数据监测等进行了系统研究,得到如下结论:(1)综合现场宏观矿压显现、岩层深部松动圈观测以及岩层岩性测定发现:2#煤层强度低,节理、裂隙发育,顶板泥岩孔隙率高,顶板细砂岩岩体相对比较完整,20321沿空煤巷破坏严重,尤其是煤柱帮侧,虽在煤柱帮增设一排短锚索,但效果并不明显,说明原有支护方案缺乏合理性,需作出针对性改进。(2)依据沿空煤巷围岩破坏特征,将影响沿空煤巷围岩稳定性的因素分为三大类:地质结构、工程结构和支护结构,分析了各因素的可操作性和关联性,指出沿空煤巷覆岩结构的稳定性和支护结构是其主控因素。(3)依据基本顶断裂位置与巷道位置相互关系的不同,将沿空煤巷基本顶侧向断裂结构分为实体煤上方断裂、巷道上方断裂、煤柱上方断裂和采空区侧断裂4种基本形式,当巷道和煤柱位于基本顶断裂位置下方时,巷道围岩受覆岩断裂结构运动影响最为剧烈。(4)基于弹性地基梁力学理论,建立了沿空煤巷基本顶侧向断裂结构模型,指出顶板断裂主要是由于弯矩过大顶板边缘拉应力超过岩石抗拉强度,其断裂属脆性断裂,基本顶在最大弯矩处发生脆性破断,通过获取基本顶弯矩分布特征来确定基本顶断裂位置x0,计算分析基本顶弯矩分布发现得出基本顶的断裂位于距采空区煤壁8.6m处,表达式如下:(5)基于基本顶断裂位置表达式,对影响基本顶断裂位置各参数进行定量分析发现:基本顶断裂位置受基本顶杨氏模量、地基系数、悬顶长度和煤层厚度对断裂位置的影响,其中悬顶长度影响最为明显。(6)合理设计现场观测方案,运用钻孔窥视技术观测到基本顶的断裂起点:于距采空区侧9.1m处开始断裂,并向采空区侧延伸,断裂范围4.4m-9.1m;通过现场钻孔窥视确定的基本顶断裂位置与理论计算结果基本吻合,验证了基于理论力学模型计算基本顶断裂位置的可行性。(7)针对现有顶板岩层裂隙观测设备的不足之处,利用高清冷光广角镜头的可视性和电磁波对岩体的穿透性设计出一种三维探测岩体裂隙结构的装置,并对配套连接杆进行升级改造,提高了岩体裂隙观测的准确性和可操作性,扩大了观测范围,将较好解决岩体裂隙观测工作中耗时、费力问题。(8)运用UDEC软件进行数值建模,运算分析初期、中前期、中后期和终期4个阶段沿空煤巷覆岩结构的形成过程、运动形式;基于沿空煤巷覆岩结构运移规律,建立块体铰接力学模型,以关键岩块B为研究基础,系统分析掘巷阶段和回采阶段沿空煤巷基本顶断裂结构发生滑落失稳和转动失稳的力学条件。(9)根据沿空煤巷煤岩流变特征,建立了掘巷期间煤柱平面应变弹性力学模型,提出掘巷期煤柱位移场的表达式,运用里茨法求解出煤柱位移场微分方程:(10)基于线性摩尔-库伦准则,建立了煤柱平面应变弹塑性力学模型,根据煤岩体回采过程中的蠕变特性和破坏后的扩容理论建立煤柱煤体蠕变本构方程,并按应力边界条件求解该平面应变问题的近似解,从而得到煤柱的位移分布函数;模拟分析沿空煤巷岩层在不同深度、不同阶段和不同方向的运移规律,结果显示:在掘采两过程中,沿空煤巷顶板垂直位移要比水平位移突出,回采阶段顶板的水平位移和垂直位移是掘巷期间顶板位移量的2倍左右;掘采两阶段双向位移均呈不对称性,垂直位移呈明显的斜“一”字型规律,偏向煤柱侧顶板,并且回采阶段巷道顶板的不对称运移规律更为显著。(11)基于现场围岩松动圈观测结果和沿空煤巷掘采期间的矿压显现规律,针对20321沿空煤巷原有支护方案的不合理性,提出了20321试验段不对称支护控制方案和已掘段补强支护措施;指出煤柱帮和采空区侧顶板为沿空煤巷在回采阶段的控制重点,通过减小锚杆间排距、加大锚杆直径和长度、选用高强螺纹钢锚杆并配合使用槽钢桁架锚索组合梁结构,并设计合理的偏心距,以减弱煤柱侧帮及顶板对采动影响的敏感性,数值模拟初步验证方案的可行性。(12)在新支护方案现场工业性试验验证过程中对两帮及顶板锚杆进行轴力和锚固长度检测,检测结果表明:试验段锚杆轴力无异常现象,先掘区段补强锚杆有轴力异常现象,但锚杆均处于基本稳定状态;试验段段锚杆锚固长度比补强区域锚杆锚固长度大,实体煤帮的锚固长度最大,其次是顶板锚杆的锚固长度,最后为煤柱帮,这是因为煤柱帮煤体相对较破碎,不容易锚固,锚固长度均超过950mm,基本符合设计要求。(13)回采阶段对煤柱侧和实体煤侧煤体应力监测结果表明:随工作面的推进,煤柱内应力是一个由快到慢、逐渐上升的过程,煤柱内支承压力分布由平缓向陡峭转化,煤柱内3.5-4.5m区域为应力集中区,距工作面15m左右时达到应力峰值15.8 MPa,煤柱内应力普遍高于7.5MPa;实体煤侧距工作面0-15m为支承压力上升阶段,15m以后为下降阶段,并逐渐达到稳定状态,煤体深度6-9m范围内受采动影响较大,应力峰值为13.7MPa,小于煤柱内支承压力峰值,说明煤柱侧受采动影响程度较大,也证明了不对称支护方案的合理性。(14)沿空煤巷围岩位移监测结果表明:20321沿空煤巷掘巷稳定期为20天左右,掘巷前10天变形较大,20天后基本处于稳定状态,煤巷围岩在新支护方案下不对称性初显,但不明显;回采阶段围岩两帮和顶板的位移在掘巷阶段的位移基础上均有一定的增量,煤柱帮与实体煤帮变形量差值相对掘巷时的差量并无明显变化,不对称性稍有增加,说明新设计支护方案对沿空煤巷围岩不对称变形破坏起到了控制作用。
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【学位授予单位】：中国矿业大学(北京)
【学位级别】：博士
【学位授予年份】：2017
【分类号】：TD353;TD325

【参考文献】