【煤矿巷道二次支护方案中最佳空顶距的确定分析案例2300字】

煤矿巷道二次支护方案中最佳空顶距的确定分析案例目录TOC\o"1-3"\h\u902煤矿巷道二次支护方案中最佳空顶距的确定分析案例 1160521.1空顶距介绍 1178701.2实验方案设计 1138241.3数值模拟 316881.4空顶距对围岩稳定性的影响 51.1空顶距介绍空顶距是巷道掘进过程中的一个重要指标,它对巷道掘进效率有着重要的影响,当选择空顶距小的时候,可以保证煤矿掘进时的安全,但是支护与掘进作业交替的太过于频繁,严重拉低掘进速度。当我们所选择空顶间距较大时,可以减少不必要的支护掘进次数,将作业空间扩展,完成平行支护作业,大大地加快了巷道掘进速度,但这种情况下很有可能就引发了冒顶的事故,严重地影响了工作人员们的财产和生命安全。由此看来,探索空顶距顶板的自稳规律,确定经济适用且安全的空顶距是当下煤矿掘进中的重中之重。1.2实验方案设计本次实验方案主要研究的就是不同大小的空顶距对围岩稳定性的影响有何规律。本次的实验方案一共选取了空顶距1m2m3m4m共六个方案。具体的实验流程如下：建立数值计算模型，模型的外形尺寸取值为XYZ各为50m。施加模型的边界条件，模型的四周应当限制水平方向的位移，而模型的底面限制水平方向和垂直方向的位移，模型取埋深500m，本模型采取的是摩尔—库伦屈服准则，开挖50m的巷道并对它进行支护。当计算平衡了以后，再开挖空顶区巷道，再计算到平衡，随后就可以分析巷道围岩的变形破坏特征，本次模拟的巷道为半圆拱形断面，宽4m高4m。数值实验步骤：1巷道模型的建立，2初始地应力的平衡计算，3开挖50m的巷道并对其进行支护，4再计算至平衡，5空顶区巷道开挖再计算至平衡，6分析并处理实验数据。在计算的过程中，应当分别对掘进工作面的前方区域以及空顶区的围岩应力场的分布特征，围岩的变形特征，还有围岩塑性区的分布特征等多个方面对模拟结果进行深入研究。模拟结果如下：图4-1初始模型岩层图图4-2岩层材料参数表中粒砂岩细粒砂岩粉砂岩砂质泥岩泥岩切变模量（MPa）78.210.781715体积模量（GPa）26.820.115.62730内摩擦角4045363531.2内聚力（MPa）1.92.51.21.11.3抗拉强度10001000100010001000泊松比0.380.280.220.250.231.3数值模拟巷道断面为断面为直墙半圆拱形，采用“锚网喷+锚索”支护，墙高1600mm，喷厚100mm，基础100mm，断面净宽4800mm，掘进宽度5000mm，净高4000mm。S掘=17.81m2，S净=16.72m2。水沟布置在掘进方向右帮（开口沿25°方位角施工）。支护参数设计1、锚杆长度计算:L=KH+L1+L2式中：L—锚杆长度，m；H—冒落拱高度，m；L1—锚杆锚入稳定岩层的深度，取0.4m；L2—锚杆在巷道中的外露长度，取0.1m；K—安全系数，一般取K=3。其中H=B/2f=6.0/2×5=0.60式中：B—巷道开掘宽度，取最大值6.0m；f—岩石坚固性系数，取5。则：L=3×0.6+0.4+0.1=2.3m。2、锚杆杆体直径验算根据杆体承载力与锚固剂等强度原则确定，一般按下式计算：d=35.52（σ∕σt）1/2=35.52×（120∕490）1/2=17.58mm。式中：d——锚杆杆体直径，mm；σ——锚固力，由锚杆锚固力试验确定，取120kN；σt——杆体材料抗拉强度，490MPa。3、锚杆间距、排距计算：a=(Q/KHγ)1/2=[120/（3×0.5×19.992）]1/2=2.00式中a—锚杆间排距，单位m；Q—锚杆设计锚固力，120kN/根；H—冒落拱高度，取0.5m；r—被悬吊砂岩的重力密度，取19.992kN/m3；K—安全系数，一般取K=3。通过以上计算，施工时，巷道采用Φ22×2500mm高强锚杆（设计锚固力120kN，锚杆材质为HRB500，屈服强度500MPa，破断载荷≥200kN）进行支护，间排距为800×900mm满足支护要求。根据计算出的支护参数以及巷道模型，进行数值模拟，模拟后的结果图如图所示。图4-1巷道模型图图4-2锚杆支护图1.4空顶距对围岩稳定性的影响煤矿巷道掘进过程中，空顶距跨度增大，易造成冒顶事故，空顶距跨度小，则掘进循环次数多，作业时间利用率低，影响生产进度，确定巷道掘进工作面合理空顶距是实现巷道快速掘进的前提条件。在巷道开挖（或在回采引起的动压影响）时，破坏了岩体原来的应力平衡状态，巷道围岩中应力重新分布的同时伴随有变形产生。在变形的过程中，巷道两帮煤体将产生裂纹，然后逐渐向内部扩展，如图6.1所示。煤体一旦产生裂纹就不能保持开始进入极限应力状态时的应力，随着裂纹的发展其承载能力逐渐降低，因此在现场巷道往往表现出两帮移近量大，支护困难。图6.1巷道开挖变形示意图为确定合适空顶距以保证支护安全的前提下提高掘进速度，现根据1316进风巷相关断面尺寸参数，建立模型并运算至塑性平衡状态后，将模型位移置零，根据现场实际条件对1316进风巷进行的空顶距分别为1m、、2m、、3m、4m、的全断面一次开挖模拟，计算至平衡，最终可得到不同空顶距下巷道围岩变形结果，各方案位移云图如下：空顶距1m垂直方向位移云图b）空顶距1m水平方向位移云图c)空顶距2m垂直方向位移云图d）空顶距2m水平方向位移云图e）空顶距3m垂直方向位移云图f）空顶距3m水平方向位移云图空顶距4m垂直方向位移云图k）空顶距4m水平方向位移云图图6.2不同空顶距围岩变形云图如图6.1所示，1305进风巷在空顶距分别为1m、、2m、、3m、4m、时全段面一次开挖顶底板位移分别为：32.8mm、39.6mm、45mm、51mm两帮移近量分别为：39.1mm、63.4mm、80.8mm、93.4mm、。具体数据如下表6.1所示。表6.1不同底煤高度下巷道顶底板位移变化底煤高度/m顶底板位移/mm两帮移近量/mm132.839.1239.663.434580.845193.4图6.3不同空顶距下围岩变形随着空顶距的增加，顶底板位移与两帮位移均逐渐增加，两帮移近量较顶底板移近量更大，这是由于在煤巷中煤体一旦产生裂纹就不能保持开始进入极限应力状态时的应力，随着裂纹的发展两煤帮承载能力逐渐降低，因此巷道变形往往表现出两帮移近量大，支护困难。由图6.3可知，当空顶距为4m时，顶底板位移量超过50mm，达到51mm；当空顶距为2m时，两帮移近量超过50mm，达到63.4mm。在一般的巷道支护过程中,当锚护区段内顶底板及帮体位移超过50mm时便被视为离层,不符合支护