摘 要
在不稳定覆岩下沿空掘巷时,巷道部分地段围岩不但受掘巷及本工作面回采影响,而且将承受临近工作面侧向基本顶运动带来的动压作用,控制难度显著提高.本文以恒昇煤矿 9102 综放工作面沿空运输巷道为工程背景,采用现场调研、理论分析、数值模拟和工程实践等手段,针对沿空动压巷道合理煤柱宽度及支护技术进行了系统研究.
首先,采用现场调研的方法,利用钻孔窥视仪及多点位移计观测 9102 综放沿空巷道围岩裂隙发育状况和变形特征,初步分析了巷道变形破坏原因及原有支护中存在的问题;然后建立沿空巷道覆岩结构模型,对关键块尺寸、断裂位置和煤柱宽度进行计算;采用 flac3D 数值模拟软件研究了留设不同宽度煤柱时巷道围岩在掘巷及回采期间应力分布规律及位移演化特征,为确定合理煤柱宽度提供参考;接着构建数值模型研究锚杆锚索耦合支护效应,运用直观分析法判别了 9102 综放沿空巷道围岩对锚杆锚索预紧力、锚索长度和间距四个支护参数的敏感程度,为巷道支护设计提供依据;最后确定护巷煤柱宽度并提出围岩控制对策,运用模拟及现场试验验证支护方案及煤柱留设的合理性.论文取得主要结论如下:
1)9102 综放沿空巷道围岩变形的主要原因在于采掘接替紧张,巷道在开挖过程中受相邻 9104 综放工作面采空区侧向厚硬基本顶破断、回转下沉扰动影响,围岩出现严重破裂且内部离层裂隙发育.
2)侧向基本顶关键块 B 在 9104 综放工作面推进方向的长度以及侧向煤体内的破断长度为 10.5m;断裂位置距采空区边缘 4.54m,煤柱合理宽度为 10m.
3)定义了压应力区耦合系数来评价每组试验的支护性能,通过回归分析得到了有效支护高度与压应力区耦合系数之间的关系,针对 9102 综放沿空巷道围岩进行支护时,应使压应力区耦合系数大于 1.4.9102 综放沿空巷道围岩中锚索间距对有效支护应力场高度影响最为显著,锚索预紧力和长度的影响在四因素中居中,锚杆预紧力的影响最小.
4)工业试验表明煤柱宽度留设合理,支护方案满足控制围岩变形的要求.
关键词:综放沿空掘巷,煤柱宽度,耦合支护,数值模拟,支护应力场
Abstract
When driving gob-side entry under unstable overburden, the surrounding rock ofsome sections of roadway is not only affected by the excavating and the mining of theface, but also will be subject to dynamic pressure caused by the lateral movement ofthe basic roof near the working face, and the difficulty of surrounding rock control hasbeen greatly improved. Based on the engineering background of the gob-sidetransportation entry of 9102 fully mechanized top-coal caving face in Hengshengcolliery, this paper uses the methods of on-site investigation, theoretical analysis,numerical simulation and engineering practice to systematically study the reasonablecoal pillar width and support technology of the gob-side entry subject to dynamicpressure.
Firstly, the fracture and deformation characteristics of surrounding rock of 9102entry were observed by borehole peeper and multi-point displacement meter throughfield investigation, and the causes of deformation and failure of roadway and theproblems existing in original support were preliminarily analyzed. Then, theoverburden structure model of gob-side roadway was established to calculate the sizeof key blocks, fracture location and pillar width. Flac3D numerical simulation softwarewas used to study the stress distribution and displacement evolution characteristics ofsurrounding rock of roadway during roadway excavation and mining with differentwidth coal pillars, which provided a reference for determining reasonable coal pillarwidth.Then the numerical models were constructed to study the coupling effect of boltsand cables combined support. The sensitivity of surrounding rock to four supportingparameters, i.e. pre-tightening force of bolts and cables, length and spacing of cables,was judged by visual analysis method, which provided a basis for roadway supportdesign. Finally, the width of the coal pillars of the roadway was determined and thesurrounding rock control measures were proposed. The simulation and field tests wereused to verify the rationality of the support scheme and coal pillar retention. The mainconclusions of the paper are as follows:
1) The main reason of surrounding rock deformation of gob-side entry in 9102fully mechanized top-coal caving is the shortage of mining and developmentreplacement. During the excavation process, the roadway is affected by the lateral thick and hard basic roof break and the rotary subsidence of the adjacent 9104 fullymechanized caving face. Therefore, the surrounding rock appeared severely brokenand the internal separation crack developed.
2) The length of the key block B of the lateral basic roof in the advancingdirection of 9104 fully mechanized top coal caving face and the breaking length of thelateral coal mass are 10.5m; the breaking position is 4.54m away from the edge of thegoaf, and the reasonable width of the coal pillar is 10m.
3) The compressive stress zone coupling coefficient was defined to evaluate thesupport performance of each test. The relationship between the effective support heightand the coupling coefficient of compressive stress zone is obtained by regressionanalysis. When supporting the surrounding rock of 9102 entry, the coupling coefficientof compressive stress zone should be greater than 1.4. The spacing of cables insurrounding rock of gob-side roadway in 9102 fully mechanized top-coal caving hasthe most significant effect on the height of effective support stress field. The influenceof force and length of cables is in the middle of four factors, and the influence of forceof bolts is the smallest.
4) The industrial test shows that the width of coal pillar is reasonable and thesupport scheme meets the requirements of controlling the deformation of surroundingrock.
KeyWords:gob-side entry driving in fully mechanized caving ,width of coalpilla,coupling supporting,numerical simulation,support stress field
目 录
摘 要 ................................................................................................................... I
Abstract ................................................................................................................... III
1 绪论 .................................................................................................................... 1
1.1 研究背景及意义 ...................................................................................... 1
1.2 国内外研究现状 ...................................................................................... 2
1.2.1 综放沿空掘巷顶板岩层结构及稳定性研究................................. 2
1.2.2 综放沿空掘巷窄煤柱宽度研究..................................................... 3
1.2.3 沿空巷道围岩控制理论研究......................................................... 4
1.2.4 沿空巷道支护技术研究现状......................................................... 5
1.2.5 研究现状评述................................................................................. 5
1.3 研究内容 .................................................................................................. 6
1.3.1 主要研究内容................................................................................. 6
1.3.2 研究方法与技术路线..................................................................... 7
2 地质条件及矿压显现特征 ................................................................................ 9
2.1 地质条件 .................................................................................................. 9
2.1.1 矿井概况......................................................................................... 9
2.1.2 9102 工作面地质生产条件............................................................ 9
2.1.3 9102 运输巷开掘初期支护方案.................................................. 10
2.2 巷道矿压显现特征 ................................................................................ 12
2.3 变形原因分析 ........................................................................................ 13
2.4 存在的主要问题 .................................................................................... 14
2.5 本章小结 ................................................................................................ 14
3 沿空巷道覆岩结构及稳定性分析 .................................................................. 15
3.1 综放沿空掘巷围岩变形特征 ................................................................ 15
3.2 9102 沿空巷道覆岩结构模型 ............................................................... 15
3.2.1 关键块参数确定........................................................................... 16
3.2.2 煤柱宽度理论计算....................................................................... 19
3.3 本章小结 ................................................................................................. 20
4 合理煤柱宽度模拟研究 ................................................................................... 21
4.1 模型建立 ................................................................................................. 21
4.1.1 数值模型建立 ............................................................................... 21
4.1.2 边界条件 ....................................................................................... 21
4.1.3 岩石力学参数及本构模型 ........................................................... 22
4.2 数值模拟方案 ......................................................................................... 24
4.2.1 模拟内容 ....................................................................................... 24
4.2.2 数值模拟过程 ............................................................................... 24
4.3 采空区侧向煤岩体应力分布 ................................................................. 24
4.4 掘巷时围岩应力及位移分布特征 ......................................................... 25
4.4.1 掘巷后侧向支承压力分布 ........................................................... 25
4.4.2 掘巷期间围岩垂直应力分布 ....................................................... 26
4.4.3 掘巷期间围岩水平应力分布 ....................................................... 27
4.4.4 掘巷期间围岩垂直位移分布 ....................................................... 29
4.4.5 掘巷期间围岩水平位移分布 ....................................................... 30
4.4.6 掘巷期间煤柱内应力及位移分布曲线 ....................................... 31
4.5 回采时围岩应力及位移分布特征 ......................................................... 32
4.5.1 回采期间煤柱垂直应力分布 ....................................................... 32
4.5.2 回采期间煤柱水平应力分布 ....................................................... 34
4.5.3 回采期间煤柱垂直位移分布 ....................................................... 35
4.5.4 回采期间煤柱水平位移分布 ....................................................... 36
4.5.5 回采期间煤柱内应力及位移分布曲线 ....................................... 38
4.6 煤柱宽度确定 ......................................................................................... 39
4.6.1 煤柱宽度设计原则 ....................................................................... 39
4.6.2 9102 沿空巷道煤柱宽度确定 ...................................................... 40
4.7 本章小结 ................................................................................................. 40
5 沿空巷道支护及控制对策 ............................................................................... 41
5.1 锚杆锚索耦合支护效应研究 ................................................................. 41
5.1.1 模型建立及模拟方案................................................................... 41
5.1.2 锚杆预紧力对支护应力场的影响............................................... 42
5.1.3 锚索预紧力对支护应力场的影响............................................... 45
5.1.4 锚索长度对支护应力场的影响................................................... 45
5.1.5 锚索间距对支护应力场的影响................................................... 46
5.2 支护参数敏感性分析 ............................................................................ 48
5.3 耦合性能评价 ........................................................................................ 50
5.4 支护对策 ................................................................................................ 51
5.4.1 支护设计原则............................................................................... 51
5.4.2 沿空巷道围岩控制对策............................................................... 52
5.5 围岩控制效果模拟 ................................................................................ 53
5.5.1 数值模型的建立........................................................................... 53
5.5.2 顶板围岩偏应力分布特征........................................................... 53
5.5.3 围岩位移分布特征....................................................................... 54
5.6 本章小结 ................................................................................................ 55
6 现场实践及矿压观测 ...................................................................................... 57
6.1 矿压观测内容及方案 ............................................................................ 57
6.2 观测结果分析 ........................................................................................ 58
6.2.1 表面位移分析............................................................................... 58
6.2.2 深部位移观测分析....................................................................... 63
6.2.3 锚杆锚索受力分析....................................................................... 65
6.3 本章小结 ................................................................................................ 66
7 结论 .................................................................................................................. 67
7.1 主要结论 ................................................................................................ 67
7.2 研究展望 ................................................................................................ 68
参考文献 ................................................................................................................ 69
致谢 ........................................................................................................................ 75
作者简介及读研期间主要科研成果 .................................................................... 77
1 绪论
1.1 研究背景及意义
我国自然资源部 2018 年发布的《中国矿产资源报告》中指出,我国煤炭产量已经连续 30 年位居世界第一,与此同时,我国也发展成为世界上第一大能源消费国,2017 年煤炭、天然气、石油消费在我国能源消费结构中占比分别为 60.4%、7.2%和 18.8%,水电、核电、风电等其他能源占比为 13.6%,如图 1 所示,虽然煤炭在能源消费结构中的占比较往年有所下降,但在未来很长一段时间内,煤炭在我国能源生产和消费结构中的主体位置不会改变.因此,实现煤炭资源安全高效开采对促进能源工业高效健康可持续发展和增强我国能源产业在国际竞争中的优势有着十分关键意义[1-2].
从上世纪 50 年代开始,国内外对沿空留巷和沿空掘巷技术进行试验研究[3-7],由于当时支护技术的限制以及多方面原因,无煤柱护巷技术并未在我国煤矿中大范围使用,上世纪 90 年代,锚杆支护技术得到迅速发展和成熟,其施工简单、支护性能可靠、支护成本较低,因此在我国很多煤矿中逐渐推广使用,锚杆支护技术的进步也促进了沿空掘巷技术的发展和推广.沿空巷道往往在临近工作面采空区覆岩运动稳定后进行开挖,此时可以将巷道布置在侧向支承应力降低区域,采用较小的护巷煤柱和合理的支护对策可以保证巷道围岩及煤柱的稳定性,并且沿空掘巷与沿空留巷相比,围岩所处的应力环境相对稳定,巷道易于维护[8-12].在综采放顶煤工作面同时采用沿空掘巷和锚网索支护技术,不仅可以实现安全高效生产,而且能够提高采区回采率,延长矿井的服务年限[13].
在某些矿井生产中,由于采掘接替紧张,为了缩短作面的接续时间,会在上区段工作面回采结束即留煤柱开掘沿空巷道,此时邻近工作面采空区岩层活动并未停止,在不稳定覆岩下沿空掘巷与传统沿空掘巷相比,巷道不仅受掘巷以及本工作面回采工作的影响,而且在邻近工作面基本顶破断、回转、下沉运动的作用下,围岩往往会产生剧烈变形,这种大变形通常具有明显的非对称性,巷道围岩靠近煤柱帮一侧变形很大,靠近实体煤帮一侧较小,此类巷道在支护时若采用传统的均称支护方式,将很难满足围岩控制的需要,而煤矿回采巷道支护参数的选择和设计基本根据经验或工程类比来进行,导致支护结构与围岩不能形成有效的承载结构.
针对综放沿空动压巷道围岩变形剧烈、支护困难等问题,本文以恒昇煤矿9102 综放工作面运输巷为工程背景,通过工程地质调查、相关理论分析、数值模拟及现场监测相结合的方法,研究沿空动压巷道围岩应力分布及变形破坏特征,对其破坏机理进行探讨,优化并确定合理煤柱尺寸,提出更为合理有效的支护方案.研究成果具有一定的工程应用价值.
1.2 国内外研究现状
1.2.1 综放沿空掘巷顶板岩层结构及稳定性研究
人们很早就尝试对采场种种矿山压力现象进行解释,到 20 世纪 50 年代,国外学者针对采场岩层结构已经提出"压力拱假说"、"悬梁假说"、"铰接岩块假说"和"预成裂隙假说"[14-17],这些假说可以很好的解释一些矿山压力现象,虽然每种假说都具有一定的局限性,但使人们对矿山压力和岩层控制的认识更加科学.
20 世纪 70 年代末我国学者钱鸣高对采场覆岩移动进行长期的观测和分析,在前人研究的基础上建立了"砌体梁"力学模型,并对该结构的受力状态和形态曲线进行了求解[18-22],该理论认为坚硬岩层可以看作采场覆岩结构中的主要承载层,而将软弱岩层视为其上的载荷,当工作面回采时,随着采出空间的不断加大,采场上方的坚硬岩层在极限跨距下产生破断形成整齐排列的坚硬岩块,在合适的水平挤压力条件下这些破断坚硬岩块可互相铰接形成平衡结构.80 年代初我国学者宋振骐提出"传递岩梁"结构模型[23-24],该理论认为在工作面回采后,其上覆未冒落岩层处于"假塑性"状态,岩层中的断裂岩块之间在稳定或运动时期在推进方向上都会保持着力的传递,并按照相邻岩层下沉时的最大曲率和挠度判断其运动是否一致,若运动一致,可将两岩层划为一个整体,称为"传递岩梁".
我国学者针对沿空巷道覆岩结构特征也进行了大量研究,朱德仁[25]认为综放沿空巷道的矿压显现特征和采场工作面端部形成的三角形悬板结构的运动特征有着密不可分关系.何廷峻[26]根据 MARCUS 板简化计算法,把沿空留巷时三角形悬顶看成由若干伪倾斜条梁组成的板,对其进行了力学分析和计算,成功预测了港口一矿 221 工作面沿空留巷悬顶的断裂时间和位置.侯朝炯[27]将综放沿空巷道围岩划分为大结构(顶煤、直接顶、老顶、上覆载荷岩层)和小结构(支护结构以及支护结构与围岩组成的锚固体),并对大结构、小结构的力学特点以及稳定性进行分析,指明"小结构"的稳定主要取决于"大结构"的稳定.柏建彪[28]建立了沿空巷道围岩大结构中弧形三角块力学模型,详细分析了关键块在掘巷前的触矸情况、受力特点以及工作面回采对其的影响,并针对沿空巷道各个时期围岩变形特点提出控制技术.宋振骐等[29]认为当回采过后,工作面老顶断裂引起侧向支承压力重新分布,在老顶的断裂线两侧形成"内应力场"和"外应力场",在沿空巷道掘进时,可以待老顶触矸后将巷道布置在"内应力场"中,减小巷道变形量和维护工作量.王红胜[30]构建沿空巷道煤柱帮在基本顶四种断裂结构形式下的力学模型,并分析了基本顶断裂回转动载效应对煤柱帮稳定性的影响.
1.2.2 综放沿空掘巷窄煤柱宽度研究
沿空掘巷时,除了确定合理的掘巷时间和掘巷位置,还要选择合理的护巷煤柱宽度,若煤柱尺寸选择合理,可以大大减小支护难度和返修工作量.国内外许多学者做了大量煤柱宽度对巷道围岩稳定性影响的研究[31-33].
美、德在留设长壁采煤工作面区段煤柱时,十分注重支承压力、煤柱宽度、采动影响等因素综合作用对煤柱稳定性的影响[34-37];1972 年,英国学者威尔逊[38]在煤柱加载试验的基础上提出煤柱两区约束理论,该理论认为煤柱上方支承压力分布呈指数形式变化,将煤柱应力峰值所在位置到煤柱边缘区域称为"屈服区",在屈服区以内的煤体受到塑性区煤体约束三向受力,变形较小,构成"弹性核区".
陈炎光、陆士良等学者分析了一侧采动和两侧采动、采动稳定及不稳定、煤层开采厚度、煤柱和围岩的力学性质等多种因素对护巷煤柱宽度的影响[39].刘贵[40]提出我国目前普遍应用的威尔逊计算理论公式存在因简化带来的问题,煤柱塑性区宽度不仅与采深、煤厚有关,而且也同采出率有关.王永、朱川曲等[41]提出煤柱稳定核区的概念,并认为在稳定核区两侧为塑形区,塑形区的宽度运用卡斯特纳公式来进行计算,为了保障煤柱的稳定性和锚杆支护的可靠性,煤柱中部的稳定核区必须大于煤柱宽度的一半.刘增辉等利用室内物理模拟研究综采放顶煤面推进至煤巷过程中巷道围岩破坏及变形特征,从而确定榆泉矿 10#厚煤层煤柱尺寸[42].赵国贞构建特厚煤层综放开采相似模拟试验研究,发现基本顶的断裂位置主要受煤柱宽度的影响,且煤柱宽度、煤层厚度和不放煤段长度三个因素中,煤柱宽度对煤柱应力峰值的影响程度最为明显[43].
1.2.3 沿空巷道围岩控制理论研究
国外学者在围岩控制方面的理论成果:19 世纪末到 20 世纪初时地下工程埋深普遍较浅,因此瑞典学者海姆、英国学者朗金和前苏联学者金尼克等人认为作用在支护结构的压力等于其上覆岩体平均容重与赋存深度的乘积,这中理论在当时看来是正确的.随着地下工程深度的不断增加,人们在大量观测及实践中逐渐认识到上覆岩体的重量并不会完全作用在支护结构上,前苏联学者普罗托季亚科诺夫和奥地利学者太沙基都将岩石看做为松散均质的介质体,认为巷道开挖后在其上方一定范围内的岩体会发生潜在破坏而冒落,而在其上方的岩层处于自平衡状态,支护结构对潜在破坏范围内的围岩起支护作用,支护结构受到的荷载等于冒落范围内岩石的重量.两种理论的不同点在于太沙基认为冒落区域形状为矩形,而普罗托季亚科诺夫认为冒落区域呈现抛物线形.1964 年,奥地利学者 V 拉布希维兹总结前人在隧道施工及支护实践方面的经验,提出了一整套地下工程设计、施工、支护和监测的方法,即新奥法[44-45].在大量现场观测及数值模拟分析的基础上,澳大利亚学者于 20 世纪 90 年代提出了最大水平应力理论,该理论认为将巷道轴线与最大水平主应力方向保持平行有利于巷道顶底板围岩的稳定.
我国学者在围岩控制方面的理论成果:于学馥等人提出巷道轴变论[46-47],该理论阐明了巷道围岩坍落到自行稳定的演化过程,同时认为巷道围岩稳定性与地应力以及巷道尺寸有着密切的关联.针对软岩巷道难以支护问题,一些学者提出联合支护理论[48-51],即采用两种或两种以上支护形式来支护软岩巷道,如锚喷和架棚联合支护、锚喷和砌碹联合支护、锚喷和混凝土弧板联合等,该理论认为单纯采用某一种支护和一次支护时,往往难以控制软岩巷道围岩变形,应当采用先柔后刚的二次支护.董方庭等人对数十个矿区上万米巷道围岩的破裂带进行声学测量,并结合实验室相似模拟提出"松动圈支护理论"[52],该理论依据松动圈范围将围岩分为三大类并提出每种松动圈应采取的支护形式,从而限制围岩松动圈形成过程中碎胀力造成的有害变形.方祖烈认为深部软岩巷道围岩中产生的第一张拉和压缩域在形成整体结构后有利于围岩稳定,通过支护第一张拉域,使其在浅部形成次承载区,压缩域作为主承载区,两者相互协调且不可分割[53].何满潮等人认为软岩巷道支护时应该注意两个方面的耦合,一是强调支护时间的耦合,巷道最佳支护时间就是可以最大限度地发挥塑性区承载能力而又不出现松动破坏时所对应的时间.二是强调软岩巷道关键部位的耦合,即围岩与支护体刚度、强度、以及变形之间的耦合[54-55].康红普基于巷道围岩应力分布规律合理划分了巷道主要承载圈并分析了承载圈的特征及影响因素,巷道承载圈离巷道周边的距离越小,越有利于巷道维护[56-57].这些理论推动了我国在围岩控制理论方面的发展.
1.2.4 沿空巷道支护技术研究现状
根据巷道地质与生产条件,围岩控制技术主要有以下四种方法,一是通过将支护结构等深入巷道围岩内部来提高围岩力学参数和承载能力的方法,如锚杆支护、锚索支护和注浆加固等;二是通过各种手段使巷道周围高应力减小或转移的方法,如各种人工卸压法以及卸压开采、在应力降低区布置巷道等;三是支护力仅作用在巷道围岩表面的支护方法,如砌碹、型钢支架、喷射混凝土等;四是将上述两种或多种巷道围岩控制方法联合使用[58-59].
而针对受动压作用时的沿空巷道支护技术,许多学者进行了大量研究[60-62],张农等[63]针对三河尖煤矿迎采面强烈动压沿空巷道采用预拉力锚带网支护方案,该方案首先采用高性能预拉力锚带网在顶板形成预应力结构梁,然后滞后 1~2班采用小孔径预拉力锚索加强支护,最后,距巷道掘进头 15~20m 采用高预拉力钢绞线桁架系统加强支护.吴拥政,张镇[64-65]等认为受动压影响的巷道,在支护时应该按照一次支护原则及高预应力支护原则设计支护方案,注重支护结构预紧力在围岩内的有效扩散,从而阻止围岩裂隙和裂纹的发育以及结构面的离层与滑动,保持围岩的完整,达到主动支护的目的.远朝霞[66]认为在软岩动压巷道中单纯使用锚杆支护时,由于巷道围岩岩体强度较低及松动范围较大等因素,锚杆和围岩难以形成稳定的组合拱,可以采用注浆加固与锚杆联合支护的方法来提高有效承载范围,减小巷道变形.张源等[67]采用矿用钻孔窥视仪对鲍店煤矿 103 下 03工作面沿空巷道顶板围岩进行观测,发现在不稳定覆岩下掘巷时侧向基本顶回转断裂会导致顶板岩层横向裂隙及纵向裂隙发育,从而造成巷道围岩大变形,并提出控制关键块的回转和滑移可以减小围岩大变形.
1.2.5 研究现状评述
众多专家学者针对综放沿空巷道煤柱宽度及围岩控制等方面进行了大量研究,获得许多成果.但以往主要依据经验法来设计综放沿空巷道支护参数,支护结构作用于具体巷道及围岩条件时,各个支护参数之间的相互协调性能依然需要进一步的研究.
1.3 研究内容
1.3.1 主要研究内容
1)实地调研恒昇煤矿 9102 综放工作面的地质生产条件、顶底板岩性、采掘关系和采动影响等,并对 9102 综放沿空运输巷道围岩表面破坏、内部裂隙及离层发育等矿压显现情况进行观测,简要分析巷道变形原因、煤柱留设和现有支护中存在的问题;
2)建立 9102 综放沿空巷道顶板岩层结构模型,对沿空掘巷基本顶破断结构及其稳定性进行分析,进而确定基本顶关键块体主要参数及合理的掘巷位置;
3)研究 9104 工作面回采后采空区边缘煤体应力分布规律,留设不同宽度煤柱,分析在掘巷和工作面回采过程中 9102 综放沿空巷道围岩应力场分布规律与位移演化特征,根据煤柱宽度设计原则并结合理论计算结果,确定沿空巷道煤柱尺寸;
4)研究不同锚杆锚索支护参数对巷道围岩中支护应力场分布特征的影响规律,探究锚杆锚索联合支护时的耦合性能,在此基础上提出巷道围岩控制对策,模拟分析采用原有支护与改进支护后巷道围岩的偏应力分布及变形特征;
5)基于以上分析,优化煤柱宽度及支护参数后开展工业性试验研究,监测分析巷道掘进以及工作面回采期间巷道围岩变形大小和速度、顶板离层、锚杆锚索受力等,对支护方案及煤柱宽度留设的合理性进行验证.
…………由于本文篇幅较长,部分内容省略,详细全文见文末附件
7 结论
7.1 主要结论
本文以恒昇煤矿 9102 综放工作面沿空运输巷道为工程背景,运用理论分析、数值模拟和现场试验等手段针对巷道护巷煤柱宽度及沿空巷道围岩控制对策进行研究,主要结论如下:
1)通过现场调研和观测 9102 综放沿空巷道围岩变形、离层和裂隙发育等特征,揭示了 9102 综放沿空巷道围岩变形的主要原因在于采掘接替紧张,巷道在开挖过程中受相邻 9104 工作面采空区侧向厚硬基本顶破断、回转下沉扰动影响,围岩出现严重破裂且内部离层裂隙发育.
2)简要分析了 9102 综放沿空巷道在四个典型阶段的变形特征,建立巷道覆岩结构模型,求得侧向基本顶关键块 B 在 9104 工作面推进方向的长度以及基本顶在侧向煤体内的破断长度为 10.5m;分析了 9102 综放沿空巷道侧向基本顶断裂位置处于煤柱上方、巷道上方、采空区侧、实体煤侧四种情况时巷道围岩控制的难易程度,并计算出9104综放工作面侧向基本顶的断裂位置距采空区边缘4.54m,煤柱理论宽度为 10m.
3)探究了 9104 工作面回采及沿空巷道开掘对采空区侧向边缘煤岩体应力分布的影响规律,分析了在掘巷及回采期间采用不同宽度煤柱时巷道围岩应力分布规律及位移演化特征,确定了煤壁边缘 6m 范围内不适宜布置巷道,在遵循煤柱设计基本原则的基础上,结合理论计算及数值模拟结果,确定了 9102 综放沿空巷道护巷煤柱最优宽度为 10m.
4)运用 FLAC3D模拟了锚杆锚索在 9102 综放沿空巷道顶板围岩内支护应力场分布情况,掌握了锚杆锚索预紧力、锚索长度和间距对支护应力场分布的影响规律,定义了压应力区耦合系数来评价每组试验的支护性能,通过回归分析得到了有效支护高度与压应力区耦合系数之间的关系,针对 9102 综放沿空巷道围岩进行支护时,应使压应力区耦合系数大于 1.4.
5)通过直观分析得出 9102 综放沿空巷道围岩中锚索间距对有效支护应力场高度影响最为显著,锚索预紧力和长度的影响在四因素中居中,锚杆预紧力的影响最小,并依据地质条件和矿压显现,提出围岩控制对策,模拟对比巷道采用原有支护方案及改进支护方案时围岩的偏应力分布规律及位移特征,初步验证了支护对策的合理性.
6)9102 综放沿空巷道留设 10m 煤柱,采用改进的支护对策后,对巷道表面变形、深部离层以及锚杆锚索受力进行了观测分析,观测结果表明煤柱宽度留设合理,支护方案可以有效控制围岩变形.
7.2 研究展望
本文针对恒昇煤矿 9102 综放工作面沿空动压巷道煤柱合理宽度及支护对策进行了一些研究,但仍然存在许多不足和缺陷,如采用数值软件研究锚杆锚索联合支护时未能考虑地应力的影响,模拟参数较少,缺乏室内试验研究,模拟得到的结果可能与实际存在一定差异;针对巷道侧向基本顶断裂位置的确定,采用理论计算,未能在现场实测中确定其真实断裂位置.因此,针对上述问题,在今后还需进行更加深入、细致的研究工作.
致谢
自进入安徽理工大学,至硕士学习生涯即将结束,求学七载,人生七年,时光漫长却自觉短暂,在论文完成之际,回首在安徽理工大学的求学之路,有心酸和汗水,也有快乐和收获.
经师易得,人师难求.有幸成为孟祥瑞教授和赵光明教授的学生,在三年的硕士学习生涯中,两位老师不仅在科研上给予了我莫大的帮助,让我树立了远大的学术目标,而且老师在生活中更是平易近人、朴实无华,让我懂得了许多为人处世之道.在此,谨向我的导师孟祥瑞教授和赵光明教授表示诚擎的谢意!
在撰写硕士论文的过程中,赵光明教授倾注了大量的心血和汗水,无论是在论文的选题构思和资料的收集方面,还是在论文的研究方法以及成文定稿方面,都得到了赵光明教授悉心细致的教诲和无私的帮助,特别是他广博的学识、深厚的学术素养、严谨的治学精神和一丝不苟的工作作风使我终生受益,在此表示真诚地感谢和深深的谢意!同时感谢恒昇煤矿的领导和技术工作人员给予的大量宝贵现场资料和实测数据!
本论文的顺利完成,与各位老师、同学的关心与帮助同样是分不开的.在此感谢课题老师李英明教授、高召宁教授、刘增辉教授、孙建副教授、董春亮副教授和考四明等老师的关怀和指导!
感谢课题组师兄弟以及班级所有同学在论文写作及生活中给予的关心与帮助!
感谢我的父母及家人养育之恩,是你们的默默支持和殷切鼓励才让我顺利完成学业!
最后,衷心感谢各位评审专家百忙之中评审本文,感谢你们对本文提出的宝贵意见!
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