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K2石灰岩坚硬顶板裸体支护可行性研究

作　者: 李琴琴
导　师: 杨本水
学　校: 安徽建筑工业学院
专　业: 结构工程
关键词: 坚硬顶板 围岩稳定 锚杆支护 组合梁理论 围岩分类
分类号: TD353
类　型: 硕士论文
年　份: 2012年
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内容摘要


恒昇和恒晋煤矿地质、水文地质条件相对比较简单,煤层赋存较稳定。2、9-10号煤层为主采煤层,其中9-10号煤层直接顶板为K2石灰岩,厚12.2米～15.10米,平均厚13.09米,分布稳定。通过对K2石灰岩顶板岩样的测定,分析计算得出1#岩样的抗拉强度为6.8Mpa,单轴压缩情况下的抗压强度为91.5Mpa,三轴压缩情况下的抗压强度为175.6Mpa,内摩擦角520,凝聚力为15.744Mpa；2#岩样的抗拉强度为6.3Mpa,单轴压缩情况下的抗压强度为114.8Mpa,三轴压缩情况下的抗压强度为211.2Mpa,摩擦角为54.30,凝聚力为18.465Mpa,老顶砂岩和泥岩强度也较高。具有强度高,抗变形能力强等显著特点。依据岩样物理力学性能测试成果,对裸巷直接顶板进行力学理论分析,计算得出按该矿现有设计巷道宽度(4.0m)和高度(2.5m)计算,即使上覆岩层的压力全靠直接顶K2石灰岩来承担,按固支梁计算所需最大厚度为4.68m,按简支梁计算得所需直接顶板最大厚度为5.74m,而实际该矿直接顶板厚度均大于12m,故无论按照何种载荷和何种约束,设计巷道直接顶板的厚度均大于理论分析计算所需最大厚度,巷道采用裸体支护直接顶不会发生垮落性破坏。在此基础上,应用FLAC3D程序对巷道围岩应力和塑性区的分布特征进行了数值模拟,得出巷道顶底板均处于应力降低区,掘进形成支承压力位于巷道两帮和掘进头一定范围内,最大支承压应力约为13.72MPa,最大水平拉应力约为0.73MPa,均未超过直接顶板石灰岩的抗压、抗拉强度,说明石灰岩直接顶岩层不会发生压断和拉裂。塑性区主要位于巷道两帮且巷道主要为剪切破坏,剪切破坏巷道两帮0～1.8m的范围内。进一步对加锚杆支护后围岩应力和塑性区的分布进行了模拟,通过两者比较得出加锚杆支护后垂直应力的数值和塑性区的范围变化不大,因此顶板加支护意义不大。鉴于恒昇煤矿9-10煤层直接顶板K2石灰岩厚度大、强度高,且埋深不大,工作面和巷道的所承受地压较小,巷道掘进时对顶底板的影响范围小和破坏程度弱等特征,且两帮煤壁强度较高,底板的泥岩强度也较大,故顶板采用裸体巷道而不进行支护是安全可靠的。裸巷支护方式不仅可以节约大笔支护费用,而且可以降低工人劳动强度,加快巷道掘进速度,使施工效率得到很大的提高,并能使现代化机掘效能得到充分的发挥,进而建设更高效的双高矿井。由于周围煤矿都没有如此简单的支护形式,因此在恒昇、恒晋煤矿要加强收敛变形的观测,即设立观测站进行观测。从观测站、点的统计资料可以看出,工作面在回采状态时,各个观测站观测断面的顶板、底板移近量以及巷道两帮的收敛变形量非常明显,而将这两者相比,巷道两帮的收敛变形会更大一点,所以巷道支护时应该重点控制两帮,其次应加强顶板支护。综上所述,恒昇煤矿的覆岩岩性、类型、工程地质特性均有利于实现巷道的长期稳定和9-10煤层的安全绿色开采,即实行顶板裸体支护在技术上是可行的,经济上是合理的、安全可靠的。论文的研究成果在同类型地质采矿条件的矿井具有推广应用价值。

全文目录


摘要  5-7
Abstract  7-9
目录  9-11
Contents  11-12
插图清单  12-14
附表清单  14-15
第一章 绪论  15-23
  1.1 问题的提出  15
  1.2 国内外研究现状  15-20
  1.3 论文的主要内容、研究方法和研究思路  20-23
    1.3.1 论文的主要内容  20
    1.3.2 研究方法  20-21
    1.3.3 研究思路  21-23
第二章 恒异煤业及巷道所在煤层概况  23-33
  2.1 恒昇煤业概况  23-25
    2.1.1 矿井地理位置及周边情况  23-24
    2.1.2 矿井开拓方式、水平及采区划分  24
    2.1.3 地质特征及可采煤层  24
    2.1.4 生产现状  24-25
  2.2 巷道所在煤层情况及其开采技术条件  25-33
    2.2.1 地层  25-27
    2.2.2 含煤地层  27-28
    2.2.3 煤层情况  28-29
    2.2.4 水文地质条件  29-30
    2.2.5 瓦斯  30-31
    2.2.6 煤尘爆炸性  31
    2.2.7 煤的自燃性  31
    2.2.8 地温  31-33
第三章 井下巷道实际支护现状及围岩顶底板情况调研  33-49
  3.1 井下巷道实际支护现状  33-37
  3.2 裸巷所在围岩顶底板情况  37
  3.3 岩样岩石力学实验  37-42
  3.4 煤巷围岩稳定性分类  42-44
  3.5 裸巷直接顶板力学分析  44-49
第四章 巷道围岩FLAC3D数值模拟分析  49-65
  4.1 FLAC3D简介  49-51
  4.2 裸巷围岩应力计算模型概况  51-52
  4.3 模拟结果分析  52-59
  4.4 加锚杆支护后模拟结果分析  59-65
第五章 巷道支护设计  65-73
  5.1 支护方式的选择  65-66
  5.2 设计依据  66-67
  5.3 设计主要思路  67
  5.4 围岩类别判定  67-69
  5.5 锚杆支护参数  69-73
    5.5.1 正常采矿条件下顶板锚杆参数  69
    5.5.2 地质弱面部位顶板锚杆参数  69-70
    5.5.3 帮部锚杆参数  70-71
    5.5.4 按悬吊理论校核地质构造部位锚索间距  71-73
第六章 采区巷道安全施工的调控技术措施及矿压观测设计  73-87
  6.1 采区巷道安全施工的调控技术措施  73
  6.2 工作面回采巷道矿压观测设计  73-75
    6.2.1 矿压观测的必要性  73-74
    6.2.2 工作面回采巷道矿压观测设计  74-75
  6.3 工作面回采煤矿巷道矿压显现规律研究  75-85
    6.3.1 煤巷顶、底板以及两帮部位移近量变化规律研究  75-84
    6.3.2 巷道围岩变形规律的三个阶段特点  84-85
  6.4 结论  85-87
第七章 结论及展望  87-89
  7.1 主要结论  87-88
  7.2 存在问题及展望  88-89
参考文献  89-93
致谢  93-94
读研期间主要科研成果  94

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中图分类: > 工业技术 > 矿业工程 > 矿山压力与支护 > 矿井支护与设备 > 巷道支护
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