本文選題：極近距離煤層 + 長(zhǎng)壁采空區(qū)下　； 參考：《太原理工大學(xué)》2016年碩士論文

【摘要】：極近距離煤層開采條件下,由于煤層間距極小,下煤層開采前頂板的完整性已受到上覆煤層開采的損傷破壞,導(dǎo)致下煤層回采巷道維護(hù)困難,其控制原理和支護(hù)方案的合理確定仍是一個(gè)難題。下煤層開采時(shí)圍巖的穩(wěn)定性與上煤層開采的影響程度密切相關(guān),如果上煤層的開采方式不同,下煤層開采時(shí)頂板的整體力學(xué)環(huán)境也就不同,如當(dāng)上煤層采用長(zhǎng)壁全部垮落法開采時(shí),下煤層開采時(shí)的頂板為上煤層開采而遭到損傷的層間巖層和上煤層開采已垮落的矸石,下煤層開采時(shí)的頂板邊界條件為散體邊界條件;若上煤層開采為刀柱式采煤法,上煤層開采后采空區(qū)殘留的諸多煤柱在底板形成集中壓力,下煤層開采時(shí)的頂板邊界條件為集中載荷邊界條件。不同的邊界條件下,必然使下煤層開采的礦山壓力顯現(xiàn)呈現(xiàn)出多樣性。本文分別對(duì)三泉礦長(zhǎng)壁采空區(qū)下極近距離煤層開采條件、王封礦刀柱采空區(qū)下極近距離煤層開采條件,運(yùn)用理論分析、數(shù)值模擬、現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)的方法進(jìn)行了巷道支護(hù)方面的研究。主要研究成果如下:(1)研究了三泉礦長(zhǎng)壁工作面開采煤柱穩(wěn)定性和煤柱載荷在底板煤巖層中的應(yīng)力分布規(guī)律;理論分析了巷道在非均勻應(yīng)力場(chǎng)中,支護(hù)體結(jié)構(gòu)更易出現(xiàn)局部過載,產(chǎn)生局部破壞,最終可能導(dǎo)致支護(hù)體結(jié)構(gòu)失穩(wěn)的原因;計(jì)算確定出了下煤層回采巷道合理內(nèi)錯(cuò)距離。(2)運(yùn)用彈塑性理論、滑移線場(chǎng)理論計(jì)算出上煤層開采后底板破壞深度范圍,并據(jù)此將三泉礦11號(hào)煤層巷道頂板分為三種類型:破碎松散頂板類型、裂隙較發(fā)育頂板類型以及普通頂板類型,最后將三泉礦11號(hào)煤層巷道分段支護(hù)范圍定為:小于2m的巷道、2-4m的巷道與4m以上的巷道,對(duì)這三種層間距的巷道分段進(jìn)行支護(hù)并通過現(xiàn)場(chǎng)實(shí)踐進(jìn)行驗(yàn)證。(3)對(duì)王封礦8號(hào)煤層刀柱群下巷道圍巖應(yīng)力條件進(jìn)行分析得出:刀柱群下巷道頂板壓力分布是呈波動(dòng)性交替變化特征,研究了刀柱采空區(qū)下巷道圍巖應(yīng)力條件并對(duì)支架進(jìn)行力學(xué)性能分析;刀柱群下巷道圍巖變形與破壞程度表現(xiàn)出極強(qiáng)的位置相關(guān)性:①位于煤柱下方的煤巖層近似承受以垂直應(yīng)力為最大主應(yīng)力,水平應(yīng)力為最小主應(yīng)力的壓應(yīng)力場(chǎng);②位于采空區(qū)下方的煤巖層近似承受以水平應(yīng)力為最大主應(yīng)力,垂直應(yīng)力為最小主應(yīng)力的壓應(yīng)力場(chǎng)。(4)王封礦8、9號(hào)煤層層間距僅為0.75m,在此條件下,頂板松散破碎,極易冒、漏頂,使用錨桿難以進(jìn)行圍巖加固,只能采用金屬支架。通過分析不同位置處巷道圍巖的破壞機(jī)理和失穩(wěn)破壞特征,結(jié)合支架力學(xué)性能分析提出了相應(yīng)的巷道圍巖穩(wěn)定性控制對(duì)策。上述研究成果均在實(shí)踐中取得了較好的效果,對(duì)類似條件下巷道的圍巖穩(wěn)定性控制具有一定的借鑒及參考價(jià)值。
[Abstract]:Under the condition of extremely close coal seam mining, the integrity of the roof is damaged and damaged by the overlying coal seam mining before the coal seam mining, which leads to the difficult maintenance of the mining roadway in the lower coal seam. Its control principle and the rational support scheme are still a difficult problem. The stability of the surrounding rock and the coal seam mining in the coal seam mining are still a difficult problem. The influence degree is closely related. If the mining mode of the upper coal seam is different, the overall mechanical environment of the roof is different when the lower coal seam is mined, for example, when the upper coal seam is exploited by the long wall full caving method, the roof of the lower seam mining is damaged by the upper seam mining and the broken coal mine is mined, and the lower coal seam is mined. The boundary conditions at the top of the roof are scattered boundary conditions. If the upper coal seam mining is a knife pillar mining method, many coal pillars remaining in the goaf after the upper coal seam mining will form the concentrated pressure, and the roof boundary condition of the lower coal seam mining is the concentrated load boundary condition. Under the different boundary bars, the mining pressure of the lower coal seam will inevitably appear. The main research results are as follows: (1) the main research results are as follows: (1) the work of the long wall work of the three springs is studied. The stress distribution law of the stability of coal pillar and the load of coal pillar in the coal rock strata of the floor is opened. In the nonuniform stress field of the roadway, it is theoretically analyzed that the support structure is more prone to partial overload and local damage, which may eventually lead to the instability of the structure of the supporting body, and the reasonable internal error distance of the mining roadway in the lower coal seam is determined. (2) Based on the theory of elastoplastic and slip line field, the failure depth range of the bottom floor after the coal seam mining is calculated. According to this, the roof of the No. 11 seam roadway of the three spring mine is divided into three types: the type of broken loose roof, the type of roof and the common roof type. Finally, the subsection support range of the No. 11 seam roadway of the three spring mine is determined to be less than 2 M laneway, 2-4m roadway and 4m above roadway, support the three layers of roadway segment and verify through field practice. (3) analysis of the stress conditions of the surrounding rock of the roadway group under the No. 8 coal seam of Wang Feng mine, the distribution of the roof pressure distribution under the knife column group is the characteristic of fluctuating intercourse, and the goaf of the knife column is studied. The stress conditions of the surrounding rock and the mechanical properties of the support are analyzed. The deformation and damage degree of the surrounding rock under the knife column group shows a very strong position correlation: (1) the coal rock under the coal pillar is approximately subjected to the vertical stress as the maximum principal stress and the horizontal stress is the minimum main stress stress field; The coal rock stratum is approximately bearing the maximum principal stress with the horizontal stress as the maximum principal stress and the vertical stress is the minimum main stress stress field. (4) the interval between the coal seam layer 8,9 of Wang Feng mine is only 0.75m. Under this condition, the roof is loose and broken, it is very easy to take the roof, and it is difficult to reinforce the surrounding rock with the bolt. On the basis of the failure mechanism and the characteristics of instability and failure, the corresponding control measures for the stability of the roadway surrounding rock are put forward in combination with the analysis of the mechanical properties of the support. All of these results have achieved good results in practice, and have certain reference and reference value for the stability control of the surrounding rock under similar conditions.
【學(xué)位授予單位】：太原理工大學(xué)
【學(xué)位級(jí)別】：碩士
【學(xué)位授予年份】：2016
【分類號(hào)】：TD353

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本文編號(hào)：1983010