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在煤矿深部开采过程中,矿压显现明显,为确保准备巷道可以安全的进行施工,就需要留设大煤柱来减小矿压影响,但这不仅造成了煤炭资源的浪费,并且会导致一系列的动力灾害事故.故而,深入研究小煤柱沿空掘巷开采技术对于深部矿井安全高效的开采具有十分重要的理论及现实意义.
论文采用的方法有:理论分析、现场实测、数值计算分析、物理相似材料模拟实验等,对小煤柱沿空掘巷稳定性分析及控制技术进行了系统研究,得出以下主要结论:
(1)根据沿空掘巷围岩的"大、小结构"特征,依据沿空掘巷三角块力学模型,计算出了弧形三角块的位置、几何等主要参数,确定了沿空掘巷上覆岩层的五种断裂结构形式和沿空掘巷小煤柱巷道围岩变形破坏特征,揭示了沿空巷道顶底板失稳、小煤柱失稳、铰接岩板半拱小结构失稳机理.
(2)根据数值模拟结果、现场实测确定了工作面来压步距、采场顶板结构演化过程及工作面矿压显现特征.并结合围岩支承压力分布内外应力场理论,进行了沿空巷道煤体侧向支承压力内外应力场分区,根据理论计算和现场监测确定工作面支承压力"内应力场"范围为9.5~11m.提出了内应力场范围内掘进的小煤柱护巷技术,设计沿空巷道煤柱留设宽度6m,巷道煤柱一侧完全在内应力场范围内,实体煤一侧在内应力场边缘部位,沿空巷道采用梯形断面,锚网索梯子梁联合支护.
(3)通过数值模拟的方式,研究了工作面工程扰动对小煤柱及巷道围岩稳定性的影响,分析了掘进与回采期间沿空巷道各处的应力与变形特征.发现在沿空巷道掘进期间巷道整体稳定性较好,锚索、锚杆能够满足受力要求,沿空巷道处于低水平应力区,顶板下沉量最大为11.4cm,小煤柱帮部位移7.5cm,实体煤帮位移6.8cm,底鼓4.5cm,两帮垂直应力大于顶底板垂直应力.发现在130205工作面回采期间,超前煤壁0~4m为塑性区、低应力区,4~10m为塑性区、高应力区,10~14m为应力峰值区,14~50m为应力高值区、缓降区,煤壁深度0~1.5m为拉伸和剪切塑性区,易发生煤壁片帮.
(4)根据数值模拟结果,将130205工作面沿空巷道划分为第一潜在危险区、第二潜在危险区、第三潜在危险区、第四潜在危险区和普通区域等五个区域,并在不同的潜在危险区(0-300m范围、300-750范围)、其他区域分别结合理论分析与数值模拟结果的方法,确定各自补强加固支护方案的支护参数来设计三种煤柱补强加固方案.实施后,现场监测表明达到了预期效果,保证了回采工作的正常进行.
本文的研究结果保证矿井的持续开采,取得了满意的技术经济效果,也为相似条件下沿空巷道的设计、加固支护及围岩控制提供一定的参考价值.
论文采用的方法有:理论分析、现场实测、数值计算分析、物理相似材料模拟实验等,对小煤柱沿空掘巷稳定性分析及控制技术进行了系统研究,得出以下主要结论:
(1)根据沿空掘巷围岩的"大、小结构"特征,依据沿空掘巷三角块力学模型,计算出了弧形三角块的位置、几何等主要参数,确定了沿空掘巷上覆岩层的五种断裂结构形式和沿空掘巷小煤柱巷道围岩变形破坏特征,揭示了沿空巷道顶底板失稳、小煤柱失稳、铰接岩板半拱小结构失稳机理.
(2)根据数值模拟结果、现场实测确定了工作面来压步距、采场顶板结构演化过程及工作面矿压显现特征.并结合围岩支承压力分布内外应力场理论,进行了沿空巷道煤体侧向支承压力内外应力场分区,根据理论计算和现场监测确定工作面支承压力"内应力场"范围为9.5~11m.提出了内应力场范围内掘进的小煤柱护巷技术,设计沿空巷道煤柱留设宽度6m,巷道煤柱一侧完全在内应力场范围内,实体煤一侧在内应力场边缘部位,沿空巷道采用梯形断面,锚网索梯子梁联合支护.
(3)通过数值模拟的方式,研究了工作面工程扰动对小煤柱及巷道围岩稳定性的影响,分析了掘进与回采期间沿空巷道各处的应力与变形特征.发现在沿空巷道掘进期间巷道整体稳定性较好,锚索、锚杆能够满足受力要求,沿空巷道处于低水平应力区,顶板下沉量最大为11.4cm,小煤柱帮部位移7.5cm,实体煤帮位移6.8cm,底鼓4.5cm,两帮垂直应力大于顶底板垂直应力.发现在130205工作面回采期间,超前煤壁0~4m为塑性区、低应力区,4~10m为塑性区、高应力区,10~14m为应力峰值区,14~50m为应力高值区、缓降区,煤壁深度0~1.5m为拉伸和剪切塑性区,易发生煤壁片帮.
(4)根据数值模拟结果,将130205工作面沿空巷道划分为第一潜在危险区、第二潜在危险区、第三潜在危险区、第四潜在危险区和普通区域等五个区域,并在不同的潜在危险区(0-300m范围、300-750范围)、其他区域分别结合理论分析与数值模拟结果的方法,确定各自补强加固支护方案的支护参数来设计三种煤柱补强加固方案.实施后,现场监测表明达到了预期效果,保证了回采工作的正常进行.
本文的研究结果保证矿井的持续开采,取得了满意的技术经济效果,也为相似条件下沿空巷道的设计、加固支护及围岩控制提供一定的参考价值.