煤巷复合顶板变形破坏机理及支护技术研究.pdf
学 位 论 文 独 创 性 说 明 本人郑重声明 所呈交的学位论文是我个人在导师指导下进行的研究工作及其取得 研究成果。尽我所知,除了文中加以标注和致谢的地方外,论文中不包含其他人或集体 已经公开发表或撰写过的研究成果, 也不包含为获得西安科技大学或其他教育机构的学 位或证书所使用过的材料。 与我一同工作的同志对本研究所做的任何贡献均已在论文中 做了明确的说明并表示了谢意。 学位论文作者签名 日期 学 位 论 文 知 识 产 权 声 明 书 本人完全了解学校有关保护知识产权的规定,即研究生在校攻读学位期间论文工 作的知识产权单位属于西安科技大学。 学校有权保留并向国家有关部门或机构送交论文 的复印件和电子版。本人允许论文被查阅和借阅。学校可以将本学位论文的全部或部分 内容编入有关数据库进行检索,可以采用影印、缩印或扫描等复制手段保存和汇编本学 位论文。同时本人保证,毕业后结合学位论文研究课题再撰写的文章一律注明作者单位 为西安科技大学。 保密论文待解密后适用本声明。 学位论文作者签名 指导教师签名 年 月 日 万方数据 万方数据 论文题目煤巷复合顶板变形破坏机理及支护技术研究 专 业防灾减灾工程及防护工程 硕 士 生史向东 (签名) 指导教师谷拴成 (签名) 摘 要 由于煤炭开采深度的增加,煤巷复合顶板的离层破碎问题越来越突出,顶板维护越 来越困难,甚至出现顶板岩层极度破碎、支架折损严重以及巷道断面收缩严重等现象导 致工作面无法正常回采。如何消除冒顶、片帮,有效维护复合顶板和两帮稳定,控制围 岩变形,提高围岩整体稳定性,已成为确保煤矿安全、高效地生产的关键,是影响我国 煤炭开采向纵深发展和安全生产的关键问题之一。本文通过对前人研究成果进行总结, 建立复合顶板模型对其进行破坏机理的分析, 根据所分析的结论进行巷道支护体系的优 化设计,并应用数值模拟手段进行评价。本文主要研究内容及结论如下 1 将前人对层状岩体以及煤巷复合顶板的研究结果进行总结分析,得出煤巷复合 顶板各岩层之间受力的一般情况,以及其变形的一般情况。据此确定本文的研究方向。 2 对煤巷复合顶板的变形破坏机理进行理论方面的分析。将复合顶板岩层简化为 岩梁模型,以单层岩梁为研究对象,应用弹性力学、材料力学等力学理论分析其受荷后 内部应力的变化情况。经过理论计算,得出单层岩梁正应力的表达式,利用极限平衡原 则求出岩梁在达到极限应力情况下岩体的破坏位置, 从而推出复合顶板破坏发展的极限 高度与顶板破坏判断准则。通过理论分析研究,总结出影响复合顶板变形破坏的一般性 因素。 3 根据对煤巷复合顶板变形破坏机理的分析计算,对煤巷复合顶板的支护进行研 究,提出“基于组合梁与冒落破坏面的‘多角度锚杆组合梁悬吊’支护”设计理念。此 理念认为根据煤巷复合顶板岩层的地质情况与锚杆长度的局限性, 采用组合梁理论进行 锚杆支护,再利用锚索将组合梁悬吊于稳定岩层较为合适,并且根据对复合顶板破坏面 的计算认为改变顶板锚杆的锚固方向,使其尽量与破坏面进行垂直可提高组合梁的强 度。再者,由于巷道开掘后复合顶板的初期变形会对顶板岩体的强度造成较大影响,故 应在巷道开掘过程中对围岩及时进行支护,并对锚杆索施加适当的预应力,进一步减 少开巷初期的围岩变形量。 4 在巷道支护设计方法上,本文认为巷道支护动态信息设计法更适用于层状岩体 巷道这种拥有复杂围岩地质情况的巷道支护。 该设计法可保证设计所用地质资料的可靠 万方数据 性,实时性与适用性。 5 以澄合矿区王村斜井煤矿 5106 工作面回风顺槽为例,对其顶板应力情况进行 计算,根据计算所得结果应用所提出的支护设计理念进行支护优化,在巷道试验段应用 优化后的支护体系进行支护并跟进监测巷道围岩的变形情况, 再应用数值模拟软件验证 支护优化前后的巷道稳定情况。 关 键 词复合顶板,层状岩体,顶板破坏面,顶板破坏机理,支护技术 研究类型应用研究 万方数据 Subject Deation Failure Mechanism and Support Technology of Composite Roof in Coal Roadway Specialty Disaster Prevention and Reduction Engineering and Protective Engineering Name Shi Xiangdong ((Signature)) Instructor Gu Shuancheng ((Signature)) Abstract As the increasing of coal mining depth, the problem of layer fragmentation in coal roadway roof become increasingly prominent, roof maintenance become more and more difficulty. There are so many accidents of roof maintenance in coal roadway. Such as roof layer damaged hardly, the supporting damaged hardly, and very bad convergence of roadway section. These problem affected the normal operation of coal mine company. How to control these bad influence or even reduce the problem, and make a very stable environment of coal roadway to issuer the production running well. This is a very important and become the key of product coal safety and efficiently in our country. This paper summarizes the findings of existing studies, builds a mechanics model of composite roof in coal roadway, analyze this model with mechanics theory and simulation software. Based on this study we analyze a engineering example and redesigning the supporting system. The chief content of this paper is 1 Summarizes the findings of existing studies. Obtain the forces between each rock layer in composite roof in coal roadway, and get the general rule of re of composite roof in coal roadway. Then, bring up the research direction of this paper. 2 Analyze the deation failure mechanism in theoretic way. See the composite roof as the rock beam, study the forces of single rock beam with elastic mechanics and mechanics of materials. Then get the deation of rock beam with load. We get the expression of direct stress of rock beam by the calculation. Calculate the wreck point on rock beam with the limit equilibrium. And then we could get the height of wreck in composite roof. And could use the expression to judge rock beam. With these analysis we get out affections which could lead to damage the roof. 万方数据 3 Depend on the calculation of deation failure mechanism of composite roof. We can study the supporting system of composite roof. Bringing up the design concept of “multi-angle rigid beam hanging roofbolt supporting”. We design the length of roofbolt depends on the environment of roadway, and change the angle of anchor by calculating the failure surface. Using roofbolt to make the rock layer joint tightly as a beam, and hang this beam on the stable rock in deep roof with anchor cable. Using prestressing force of bolt to reduce the initial deation. 4 As the sophisticated environment of geological conditions of roadway, we think the dynamic inative design for roadway is matched well. This design approach can make the ination of geological conditions accurate. 5 Made the cheng and wang village slope mining area coal mine 5106 face eturn air transportation tunnel as an mple, to calculate the roof stress condition, according to the calculation results and the proposed bolting support design to optimization the support design. then, the numerical simulation software was used to verify the supporting roadway stability before and after optimization. Key words Composite roof Layered rock Failure surface of roof Failure mechanism of roof Support technology Thesis Application research 万方数据 目录 I 目 录 1 绪 论 .................................................................................................................................1 1.1 选题背景及研究意义 ...............................................................................................1 1.2 国内外研究现状 ......................................................................................................1 1.2.1 煤巷复合顶板变形破坏机理研究现状 ..........................................................2 1.2.2 煤巷复合顶板支护技术研究现状 ..................................................................6 1.3 本文研究主要内容及方法 .......................................................................................9 2 煤巷复合顶板变形破坏机理的理论分析 ........................................................................ 10 2.1 煤巷复合顶板的特征及其变形破坏形式 .............................................................. 10 2.2 煤巷复合顶板受荷情况下应力分析 ...................................................................... 11 2.2.1 力学模型的建立 ........................................................................................... 11 2.2.2 煤巷复合顶板在垂向荷载作用下的应力解................................................. 12 2.2.3 煤巷复合顶板在垂向荷载与水平构造应力作用下的内力解 ...................... 15 2.3 煤巷复合顶板岩层破坏位置的确定 ...................................................................... 16 2.3.1 煤巷开挖后复合顶板的力学变化 ................................................................ 16 2.3.2 煤巷复合顶板岩层破坏位置的确定 ............................................................ 17 2.4 影响煤巷复合顶板变形破坏的因素 ...................................................................... 18 2.5 本章小结 ................................................................................................................ 19 3 煤巷复合顶板支护理论分析 ........................................................................................... 21 3.1 维护巷道稳定性措施 ............................................................................................. 21 3.2 煤巷复合顶板围岩松动圈理论分析 ...................................................................... 22 3.3 现阶段煤巷复合顶板支护理论 ............................................................................. 23 3.4 锚杆支护理论分析 ................................................................................................. 31 3.4.1 保证巷道围岩稳定性的支护原则 ................................................................ 31 3.4.2 复合顶板巷道支护中的锚杆索作用机理分析 .......................................... 32 3.5 煤巷复合顶支护技术途径分析 ............................................................................. 37 3.6 基于组合梁与冒落破坏面的“多角度锚杆组合梁悬吊”支护设计理念 ................ 38 3.7 煤巷复合顶板支护设计思路 ................................................................................. 39 3.7.1 煤巷复合顶板支护设计原则 ........................................................................ 39 3.7.2 现有的煤巷支护设计方法 ........................................................................... 40 3.8 煤巷支护动态信息设计法 ..................................................................................... 41 3.8.1 动态信息设计法基本思路 ........................................................................... 41 3.8.2 巷道支护动态信息设计法的基本过程 ........................................................ 41 万方数据 目录 II 3.9 煤巷复合顶板支护参数确定 ................................................................................. 42 3.9.1 确定荷载 ...................................................................................................... 42 3.9.2 煤巷复合顶板锚杆支护的相关参数确定 .................................................... 45 3.10 本章小结 .............................................................................................................. 52 4 复合顶板巷道的支护参数优化设计 ................................................................................ 53 4.1 王村斜井 5106 工作面回风顺槽地质概况 ............................................................ 53 4.2 王村斜井 5106 工作面回风顺槽原有支护方式 .................................................... 54 4.2.1 顶板支护参数 ............................................................................................... 54 4.2.2 巷帮支护参数 ............................................................................................... 55 4.3 王村斜井 5106 工作面回风顺槽变形破坏监测 .................................................... 55 4.4 王村斜井 5106 工作面回风顺槽巷道支护参数优化 ............................................. 59 4.4.1 围岩松动圈及顶板冒落拱高度的确定 ........................................................ 59 4.4.2 王村斜井 5106 工作面回风顺槽锚杆索支护参数设计 ............................. 61 4.5 优化后现场试验结果分析 ..................................................................................... 64 4.6 复合顶板巷道支护优化数值模拟分析 .................................................................. 66 4.6.1 原有支护下巷道稳定性数值模拟分析 ........................................................ 66 4.6.2 支护优化后巷道稳定性数值模拟分析 ......................................................... 68 4.7 本章小结 ................................................................................................................ 71 5 总 结 ............................................................................................................................. 72 5.1 本文主要进行完成的工作及所得结论 .................................................................. 72 5.2 还需要进一步解决的问题 ..................................................................................... 72 致 谢 ................................................................................................................................. 74 参考文献 ............................................................................................................................. 75 万方数据 1 绪 论 1 1 绪 论 1.1 选题背景及研究意义 随着我国经济的飞速发展,能源消耗量也随之增大,煤炭作为能源的重要组成部分 其消耗量也逐年上升。因此,煤炭开采量随着需求与开采技术的提高大幅增加,煤炭开 采深度也在递增。 对深部煤层进行开采,与之而来的是对深部煤巷复合顶板如何有效支护提出要求。 由于煤巷的大埋深所带来的高地应力, 使得原本内部结构就存在一定缺陷的复合顶板出 现诸如离层、破碎、大变形等影响生产的问题。造成了支护体系破损,影响安全生产。 怎样减少甚至消除复合顶板由于巷道掘进后带来的应力状态改变以及高地应力所造成 的大变形,甚至破坏的问题,是进行深部煤层开采,保证安全、高效生产的关键问题之 一。 煤巷复合顶板的稳定性主要是受顶板岩体的结构、 顶板岩体各岩层的物理力学性质 以及顶板岩体的应力分布情况等因素影响[1]。现今对复合顶板的研究大多数是从对顶板 的破坏形式入手,分析破坏规律等外在表现进行研究,根据这些规律对复合顶板进行支 护,但往往会伴随出现锚杆长度确定不准确,锚固范围内仍出现顶板大量裂纹,甚至锚 索被拔出。这主要是因为在层状岩体中煤巷支护前对顶板各层岩体的受力、内力分布不 够清楚,对在无支护情况下顶板,两帮的自稳情况不是很清楚。作为复合顶板巷道的支 护设计,首先应考虑应用围岩的自承能力进行支护,尽量保证巷道围岩在开挖后的整体 性。这样的支护思路最有效,最方便。尽量避免初次支护后,围岩由于变形量过大而需 要二次甚至三次支护的情况。 层状岩体中巷道的支护应该做到以帮护顶, 绑定联合支护, 而非单纯将顶板与两帮分开进行支护。 由于工业发展对能源的需求,特别是煤炭的需求,使得煤炭开采深度逐渐增加,煤 巷中复合顶板的出现也越来越多, 对于复合顶板的治理及航道的稳定维护提出了越来越 多的要求。因此,找出煤巷复合顶板自身的破坏机理,明确顶板应力分布情况,可以为 今后煤巷复合顶板的灾害治理提供参考。 1.2 国内外研究现状 煤矿巷道顶板的安全稳定对煤矿安全、高效生产起到至关重要的作用,而层状岩体 中煤矿巷道复合顶板的治理也将成为当今以至未来煤矿巷道顶板稳定的关键。 对于煤矿 巷道复合顶板的研究,许多专家学者都给出了自己的见解。不论是在复合顶板的破坏因 素,各岩层间的相互作用,复合顶板破坏机理,或是复合顶板的支护形式,都取得了大 万方数据 西安科技大学硕士学文论文 2 量成果。 1.2.1 煤巷复合顶板变形破坏机理研究现状 目前对层状岩体中复合顶板破坏机理的研究,学者们大多是从以下两方面进行的 一是层状岩体的受力情况,二是层状岩体各岩层间互相作用力的计算。 层状岩体中煤巷开挖后复合顶板下部反力消失,一部分上部荷载传向巷道两帮,一 部分则直接作用于顶板岩层。上部荷载的作用使得煤巷顶板向开采侧发生挠曲变形,再 加之水平构造应力与其自身重力的作用,顶板挠曲变形加剧[2]。由于煤巷顶板复合岩层 中各岩层的抗拉强度均较低,故在顶板跨中挠度最大处会出现裂纹。由于各岩层不同的 物理力学性质,导致各岩层在上部荷载的作用下产生的挠度不同,挠度不同的两个临近 岩层则会在其接触面上出现间隙,复合顶板离层便出现了。潘生健,陈科[3]用数值模拟 对五凤煤矿复合顶板巷道进行模拟计算, 根据对模拟结果的分析认为在巷道顶、 底板处, 将发生拉伸破坏,在巷道角部应力集中区域则会产生剪切破坏。由于复合顶板岩层中节 理裂隙较为发育[4],在水平构造应力的作用下,裂隙发生联通,也会使顶板岩层破坏。 巷道开掘后,顶板上部岩层的压力一部分由下层岩体承担,另一部分则转移至巷道两帮 角处,角部由于过大的应力集中使得该处会出现了塑性区,进而更容易产生剪切破坏。 而顶板下层岩体由于承受了较大垂向压力, 则发生挠曲变形, 加之水平构造应力的作用, 加剧了挠曲变形的速率。由于顶板各岩层的物理力学性质的不同,挠曲变形量不同,导 致变形不协调,出现层间空隙,发生顶板离层[5]。 煤巷复合顶板中由于软弱夹层的存在,使得其在刚开挖后高应力作用下软弱夹层未 破坏时各岩层变形协调,当软弱夹层由于其强度较小而破坏后顶板各岩层就会出现应力 重分布现象[6-7]。复合顶板中的软弱夹层决定了复合顶板的破坏形式及其后续发展,由 此也决定着复合顶板与整个巷道的稳定性。一般情况下复合顶板中的软弱夹层较薄,其 自身抗拉强度极弱, 荷载作用下软弱夹层自身及与上下岩层的界面处均容易发生破坏[8]。 通常情况下,在计算层状岩体中复合顶板的受力时不考虑各层之间的粘结力。 陈勇,王应启[9]等认为工作面复合顶板中由于存在各层之间的强度差异,在顶板受 到采动影响后,软岩极易发生破坏垮落,下位岩层破坏后,上覆岩层由于原生裂纹与次 生裂纹的存在,导致岩层承载力下降,在顶板无支护情况下继续垮落。 刘少伟等[10]分析认为, 随着软弱夹层厚度的增加, 顶板所受的最大拉应力逐渐变小, 而且成双曲线规律变化,并根据顶板中软弱夹层的厚度将顶板分为稳定顶板、中等稳定 顶板、不稳定顶板、极不稳定顶板四类。 杨峰等[11]运用数值模拟方法对翟镇煤矿某复合顶板巷道进行分析, 研究复合顶板巷 道围岩在巷道开挖后应力的变化情况,认为在矩形巷道的四角处会出现较大的应力集中 现象。巷道顶板中会产生较大拉应力较易破坏,两帮为垂直应力增高区,两帮顶板角部 万方数据 1 绪 论 3 会产生剪切破坏。 廖敬龙等[12]以曙光矿1212运输巷冒顶事故为工程背景,分析冒顶事故发生的原因, 分析结果认为巷道冒顶事故中地质构造是其中重要的影响因素。巷道掘进过程中地质构 造带的存在尤其是断层的出现会使底层结构发生大的变化,容易出现顶板事故。 张亮,方新秋与郭辉等[13]认为,巷道变形破坏原因主要是由于原有支护缺乏主动支 护作用,复合顶板和松软煤帮物理力学性质差,在围岩应力作用下,顶板易离层、冒落, 两帮易片帮、下沉,并且两者相互影响、相互作用。 郜进海等[14]对巨厚薄层状顶板裂隙演化研究得到巷道两帮围岩在回采过程中裂隙 呈弧形向巷帮深处扩展,并按幂函数规律衰减;两帮顶板裂隙呈二次曲线演化规律;巷 道上方顶板裂隙主要集中在巷帮上方。 杨建辉,杨万斌,郭延化[15]将煤巷顶板层状岩层视为薄板,按两端固支和简支边界 条件,导出了压曲临界应力计算公式,在计算过程中认为顶板岩层在水平应力作用下发 生压曲破坏时,应力小于其强度,岩层处于弹性状态。顶板内的节理多与层面大角度相 交,在水平应力作用下,节理面闭合,认为岩层连续传递压应力。研究表明,临界应力 与厚跨比及边界条件关系密切,因此顶板岩体结构与工程尺寸是顶板稳定性的决定性因 素。 贾蓬,唐春安,王述红[16]通过岩石破裂过程分析软件RFPA2D,分析层状顶板巷道 围岩变形破坏特征,结果表明,水平层状顶板开裂在岩梁中部是由下向上发展的,层状 顶板的最终破坏形态与裂纹最终将形成向上扩展的3条主裂纹。随测压的增大,水平层 状岩层的破坏范围逐步减小,顶板岩层的位移逐步减小,岩梁的厚跨比对巷道顶板围岩 最终破坏状态有重要影响。 濮汝岭,高峰[17]通过对以往的实例进行分析研究,认为具备四个条件时顶板则会发 生推垮型冒顶,发生推垮型冒顶的四个条件为顶板发生离层,顶板岩层发生断裂,去 路和倾角,推力大于阻力。同时总结出在层状岩体中的工作面回采时,以下几个地方较 易发生上述形式的冒顶回采切眼附近,地质破坏带,尖灭构造附近,老巷,掘进上下 巷时,局部冒顶区附近,倾角大的地段,顶板岩层含水的地段。 围岩松动圈[18]的确定对复合顶板的受力计算也起到了积极作用, 靖洪文给出了围岩 松动圈的半径计算式 1 1 * 2 00 113 13 0 ** 11 21 K c cc p cc ii K nPnP CP KK KK K Rr PP KK 1-1 式中 0 r 巷道掘进半径; 万方数据 西安科技大学硕士学文论文 4 0 P 静水应力场中的原位应力; i P 围岩单位面积上的支护阻力通常取为 0MPa; c 岩体的极限单轴抗压强度; * c 岩体的残余单轴抗压强度; 与岩石碎胀性有关的参数,由弹塑性增量理论知, 1 sin 1 sin ,其中 0.7 0.9,为岩石的内摩擦角; 1 K 1 1 p KK; 2 1 p KK, 3p KK,其中, 1 sin 1 sin p K ; n岩石的应变软化系数, 0 M n E , 其中E是岩石的弹性模量, 0 tanM是 应变阻尼模量。 1 1 0 * 2 22 21 K cc nP C KnP ; P 0 1 [2sin1 sin ] 2 c PP ,其中,为泊松比。 谷拴成,苏锋,崔希鹏[19]对复合顶板的概念进行了定义,同时对复合顶板进行了受 力状态分析,运用材料力学进行计算得出每一层所受到的应力表达式, max min max min max min max min 2 11 1 1 1221 2 22 2 1 1222 2 11 1 1 1221 2 1 122 12 12 12 12 nn nn nn n nnn n n hEql N hE hE hE hh hEql N hE hE hE hh hEql N hE hE hE hh hql N hE hE h n nnn E E hh 1-2 式中 n E 各层岩层的弹性模量; n h