边角煤采场煤巷岩梁流变特性及支护优化研究

发布时间：2017-09-08 15:50

  本文关键词：边角煤采场煤巷岩梁流变特性及支护优化研究

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【摘要】：边角煤的回收是提高资源利用率,实现矿井可持续发展的重要内容,但边角煤赋存条件复杂,开采较为困难,应在矿区采掘规划中预先开采。本文通过对干河煤矿的地质调研分分析,得到了一些支护设计及施工的经验,对采场围岩进行了现场取样,分析了围岩整体性。通过电镜扫描,X射线衍射全矿和粘土分析,单轴,点荷载,三轴试验确定了采场煤岩体矿物成分,σc、C、φ、E等力学参数。为了更好的研究顶板岩梁的时间效应特性,根据获得的参数,配制了砂浆模型材料,搭建了实验平台,进行了无支护岩梁、多孔岩梁、预埋锚杆岩梁的单级和分级加载弯曲蠕变特性测试,得到了岩梁的弯曲蠕变规律。然后理论上分析了无支护和帮部支护条件下的顶板岩梁力学结构,得到了岩梁稳定厚度与各个参数的关系。最后利用FLAC3D软件分析了无支护、帮部支护、顶板支护和顶帮支护四种情况下的围岩及锚杆的力学响应,并分析了锚杆长度、数量、排距和锚索对围岩的影响,优化了支护参数,提出了合理的支护方案。1.围岩取样性及基础实验研究矿区围岩地质条件对巷道支护及采场稳定性的研究起着重要作用,是进行设计及开采的前提。由于矿区地质资料及围岩力学参数相对较少,且试验区的资料更少。故对采场围岩进行基础测试是必须的,所以要对围岩进行原岩取样,并统计顶板和底板的RQD值,对采场围岩整体性进行评价。采样使用内径75mm钻头,套筒长度为800mm,在一采区轨道巷和回风巷分别钻取煤层顶板和底板岩石。主要获得一下几点结论及经验。(1)旺采试验区顶底板围岩RQD值低于30%,裂隙、节理充分发育,整体性较差。(2)钻头质量、转速以及工人操作水平对钻孔取芯质量影响较大。(3)对于节理发育底板岩石的二次加工非常困难,易碎。围岩力学参数对于巷道稳定性具有重要的影响,而围岩微观结构及矿物成分又对围岩力学特性有着决定性影响,因此对于围岩特性的测试具有重要意义。本章选取现场获得的五块岩样,在石油大学重点实验室开展了电镜扫描微观结构分析,矿物成分X衍射分析实验,在矿大(北京)深部岩土重点实验室,使用T-P耦合试验机开展单轴压缩试验,点荷载试验,三轴压缩试验,以便获得原岩的基础参数,为巷道支护设计及稳定、后续的模型试验和数值模拟提供一定的参考。主要取得了以下结果：(1)电镜扫描分析可以看出,围岩样品致密,微裂隙极少,但泥质和炭质成分较多,粘土矿物大量分布,且充填于孔隙中。(2)砂质泥岩中矿物种类有石英、钾长石、菱铁矿和粘土矿物等,其中粘土矿物总量约为19%,石英含量超过63%,钾长石和菱铁矿含量超过9%。(3)粘土矿物主要成分为I/S混层和高岭土,两者相对总含量为粘土矿物的85%-93%。(4)根据单轴压缩和点荷载试验结果,顶板砂质泥岩平均单轴抗压强度分别为58.74MPa和55.5MPa,且数据离散性较大,顶板岩性不均,给支护设计造成一定困难。平均弹性模量26.5GPa,泊松比为0.16。(5)直接底为细粒砂岩,垂直层理方向,其平均抗压强度89.3MPa,底板在连采机作用下不会发生压缩性破坏,但其抗剪强度偏低。(6)通过三轴试验获得顶板砂质泥岩的内聚力C=16.2MPa,内摩擦角φ=42.6。。破坏应力61随着围压σ3的增加而线性增大,线性相关系数R=0.97。2.岩梁及锚固体流变模型实验由于未能采集到采场原岩制作的岩梁,故采用模型试验对顶板岩梁弯曲蠕变破坏特性进行一定的研究。物理模型实验方便实施且可以对现场情况进行反演,可以对现场围岩变形提供一定的参考。根据砂浆材料规范及相似比,进行了多组配合比的试配,得到合适的配比值,制作了支护模拟材料,并利用白行制作的实验系统对无支护岩梁,预埋锚杆岩梁和多孔岩梁的破断试验、单级荷载弯曲蠕变试验和多级加载弯曲蠕变试验开展了相关研究。其研究成果如下：(1)比选获得了砂浆模型材料的配合比,即水泥、中砂和水的质量比为1：8：1.5,且选用人工级配砂的试验效果较好。(2)弯曲蠕变存在阈值,三种情况下的阂值分别为0.745,0.813和0.791,平均0.783,当荷载低于该阈值时岩梁处于弹性状态。随着支护的施加,蠕变阈值略有提高。(3)荷载水平达到0.878,0.875和0.948时,平均约0.900,此阶段裂隙产生,大于该值时蠕变处于加速阶段。(4)岩梁上表面和下表面均存在蠕变现象,都有蠕变的三个阶段特性。压缩区蠕变持续时间较长,规律性较好。(5)随着应力水平的提高,岩梁趋于稳定的时间越长,曲线由衰减型变为非衰减型。(6)无支护岩梁分级弯曲蠕变的破坏荷载平均值为1.39kN,低于岩梁瞬时破断荷载1.65kN,为瞬时荷载的84.2%。(7)当微裂隙产生时,岩梁拉应力转向深部,原先的受压区域变为受拉,在支护系统的作用下,可较长时间稳定增长,直到应力水平增加。(8)岩梁等脆性材料的加速蠕变时间较短,在无支护情况下,裂隙迅速发育贯通岩梁。(9)岩梁的完整性对其承载力影响较大,空隙率较大的岩梁,支护结构很难提供相应的支护反力,或消耗更多的支护材料。(10)增加岩梁的约束可以大幅度提高岩梁的承载力,但在现场实施比较困难。3.岩梁流变特性分析岩石室内蠕变试验是了解岩体流变特性的重要手段,测试数据是深入分析流变属性不可或缺的基础资料。为了揭示岩石在不同受力条件下表现出的流变属性分析其流变性态及发生条件,需要系统科学地分组、设计并对比分析不同的应力水平和不同约束条件下的结果,以求较全面地概括其流变规律,根据流变规律可以提出相应的控制机制。曲线拟合出的经验公式可较好的指导现场工作,具有一定的实用性。运用Origin拟合得到低应力水平、稳定蠕变和加速蠕变所对应的不同函数,低应力水平符合Boltzmann函数,稳定蠕变阶段满足BiDoseResp函数,加速蠕变阶段符合Logistic函数,其决定系数较高,具有一定的可靠性。并对比了试验曲线与经典蠕变方程的相似之处,尝试建立蠕变力学模型,但由于测试数据有限,未能进行理论上的参数辨识。4.煤巷支护理论分析在假设条件下,计算获得岩梁顶板上覆荷载,并对无支护,帮部支护和顶帮支护三种情况下的煤巷围岩破断情况进行了力学结构分析与计算,求解了岩梁剪力与弯矩,理论上对顶板岩梁稳定厚度进行了推导分析,利用锚拉支架理论进行了主巷和支巷锚杆支护参数的初步设计。主要结论有以下几点。(1)对于无支护顶板岩梁,其最大截面应力为3.OMPa,大于其直接岩层抗拉强度平均值2.45MPa,顶板发生拉伸破坏的概率极大。(2)对于帮部稳定的岩梁,其最大截面应力为1.1MPa,小于抗拉强度平均值2.45MPa,顶板岩梁理论上不会发生拉伸破坏。(3)对于帮部不稳定的情况,巷道顶板岩梁厚度与巷道跨度呈双曲线关系,对于干河煤矿,顶板锚杆长度约2.3m。(4)对于帮部稳定的情况,岩梁厚度也满足双曲关系,对于干河煤矿顶板锚杆可以取1.5-1.9m。5.煤巷支护数值模拟分析数值方法已广泛应用于各个科研领域,它可以按照原型进行建模分析,很好的还原现场条件,并且可以提供不同的应力及边界条件,进行各种不同设计的方案的对比分析,可以大量节省现场试验的费用,并且有较高的准确率。本章介绍了FLAC3D的基本原理,并根据原岩地质条件建立模型,分析了无支护,帮部支护,顶板支护和顶帮支护四种情况下的围岩力学响应,为支护设计提供了参考。并分析了不同服务时间的巷道力学响应情况并进行了支护参数的优化比选,提出合理的支护方案。主要研究成果有以下几点：(1)开挖后围岩应力首先集中在巷道的角部,巷道角部受力最大,应保证角锚杆的施工质量；帮部煤岩体软弱,变形较大,需要重点加强煤巷帮部支护。(2)单独进行帮部支护的效果比单独进行顶板支护对围岩的控制效果要好。(3)玻璃钢锚杆可以替代帮部螺纹钢锚杆,虽然其对围岩的控制效果略低于螺纹钢锚杆,但满足使用要求。(4)帮部锚杆数量和长度对煤巷围岩变形影响显著,帮锚杆长度存在最优值,超过该长度对围岩控制效果相对不再显著。(5)预应力锚索可以改善煤巷四周围岩的变形量,对帮部变形的控制效果更为显著。但锚索数量不易过多,过多锚索降低掘进速率。
【关键词】：煤巷 岩梁 弯曲蠕变 锚杆支护 数值模拟
【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】：2015
【分类号】：TD353
【目录】：

• 摘要4-8
• Abstract8-17
• 第一章 绪论17-31
• 1.1 课题背景及意义17-18
• 1.2 岩石流变特性国内外研究现状18-21
• 1.3 锚杆支护理论的研究现状21-25
• 1.4 锚杆支护技术国内外研究现状25-28
• 1.5 论文的研究内容及技术路线28-31
• 1.5.1 研究目标28
• 1.5.2 研究内容28-29
• 1.5.3 研究方法与技术路线29-31
• 第二章 工程概况及围岩取样31-39
• 2.1 试验区采矿地质条件31-33
• 2.1.1 工程概况31
• 2.1.2 试验区位置31-32
• 2.1.3 试验区煤层地质条件32-33
• 2.2 边角煤区域围岩取样33-38
• 2.2.1 钻孔参数及设备33-34
• 2.2.2 顶底板RQD分析34-38
• 2.3 本章小结38-39
• 第三章 采场围岩基础实验研究39-61
• 3.1 围岩微观结构分析39-46
• 3.1.1 试验设备及原理39-40
• 3.1.2 试验计划40-41
• 3.1.3 试验结果及分析41-46
• 3.2 围岩矿物分析46-49
• 3.2.1 X衍射设备及工作原理46-47
• 3.2.2 X衍射全矿分析结果47-48
• 3.2.3 X衍射粘土分析结果48-49
• 3.3 单轴压缩变形试验49-53
• 3.3.1 试验设备及原理49-50
• 3.3.2 试验结果及分析50-53
• 3.4 点荷载试验53-56
• 3.4.1 试验仪器及原理53-55
• 3.4.2 试验结果及分析55-56
• 3.5 三轴压缩强度试验56-60
• 3.5.1 试验设备及原理56-58
• 3.5.2 试验结果及分析58-60
• 3.6 本章小结60-61
• 第四章 岩梁及锚固体流变模型试验61-105
• 4.1 相似准则及相似比61-64
• 4.1.1 相似准则61-62
• 4.1.2 相似比计算62-64
• 4.2 模型材料及试配64-71
• 4.2.1 模型材料选用64-67
• 4.2.2 围岩模拟材料试配67-69
• 4.2.3 岩梁承载力试验69-71
• 4.3 物理模型实验系统71-80
• 4.3.1 支承装置72-73
• 4.3.2 加载装置73-75
• 4.3.3 监测装置75-80
• 4.4 无支护岩梁破断及弯曲蠕变实验80-91
• 4.4.1 无支护岩梁破断实验80-82
• 4.4.2 无支护岩梁单级荷载弯曲蠕变实验82-85
• 4.4.3 无支护岩梁多级加载弯曲蠕变试验85-91
• 4.5 预埋锚杆岩梁破断及弯曲蠕变试验91-98
• 4.5.1 预埋锚杆岩梁制作及破断试验91-92
• 4.5.2 预埋锚杆岩梁单级荷载弯曲蠕变试验92-94
• 4.5.3 预埋锚杆岩梁分级加载弯曲蠕变试验94-98
• 4.6 多孔岩梁的破断及弯曲蠕变试验98-103
• 4.6.1 多孔岩梁制作及破断试验98-100
• 4.6.2 多孔岩梁分级加载弯曲蠕变试验100-103
• 4.7 本章小结103-105
• 第五章 岩梁流变特性分析105-119
• 5.1 引言105-106
• 5.2 岩石的流变模型106-109
• 5.3 弯曲蠕变试验数据分析109-117
• 5.3.1 分级加载蠕变特性曲线109-111
• 5.3.2 弯曲蠕变特性参数分析111-116
• 5.3.3 帮部应力分析116-117
• 5.4 本章小结117-119
• 第六章 煤巷支护理论分析119-139
• 6.1 顶板荷载及基本假设119-121
• 6.1.1 岩梁荷载119-120
• 6.1.2 基本假设120-121
• 6.2 顶板力学结构分析模型121-129
• 6.2.1 无支护煤巷顶板岩梁力学模型121-124
• 6.2.2 帮部支护煤巷顶板岩梁力学模型124-127
• 6.2.3 顶帮支护煤巷顶板岩梁力学模型127-129
• 6.3 采场主巷支护设计129-135
• 6.3.1 支护参数理论计算129-132
• 6.3.2 锚杆长度及直径的验算132-133
• 6.3.3 锚杆间排距的校对133
• 6.3.4 锚索间距的校对133-134
• 6.3.5 主巷支护设计示意图134-135
• 6.4 支巷支护参数设计135-136
• 6.5 本章小结136-139
• 第七章 煤巷支护数值模拟分析139-169
• 7.1 常用数值方法简介及FLAC原理139-141
• 7.2 摩尔库伦模型下的围岩力学分析141-159
• 7.2.1 无支护条件下巷道变形及应力分析141-146
• 7.2.2 帮部支护条件下巷道变形及应力分析146-151
• 7.2.3 顶板支护条件下巷道变形及应力分析151-155
• 7.2.4 顶板帮部支护下巷道变形及应力分析155-159
• 7.3 蠕变模型下煤巷支护参数优化分析159-166
• 7.3.1 FLAC3D蠕变模型159-161
• 7.3.2 不同支护参数的围岩变形分析161-166
• 7.4 最终支护设计166-167
• 7.4.1 主巷支护设计166-167
• 7.4.2 支巷支护设计167
• 7.5 本章小结167-169
• 第八章 结论与展望169-173
• 8.1 主要研究成果169-171
• 8.2 创新点171
• 8.3 不足与展望171-173
• 参考文献173-181
• 致谢181-183
• 作者简介183-184

【参考文献】

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