分层围岩体大断面切眼开挖支护方案研究.pdf
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1、272023 年第 9 期吴小兵:分层围岩体大断面切眼开挖支护方案研究分层围岩体大断面切眼开挖支护方案研究吴小兵(山西乡宁焦煤集团毛则渠煤炭有限公司,山西 乡宁 042100)摘 要 毛则渠矿 2#煤层开切眼面临大跨度分层围岩体支护难题,以 211 综采工作面开切眼为工程背景,通过理论计算、数值模拟、矿压监测等手段,对其支护参数及开挖方案进行研究。结果表明:开切眼时一次开挖支护 5 m 宽巷道,帮部二次扩刷深度 2.6 m,小断面支护有利于围岩稳定,采用锚网索联合支护与小断面分次开挖方式大断面开切眼是成功的。关键词 厚煤层;大断面;支护中图分类号 TD353 文献标识码 B doi:10.39
2、69/j.issn.1005-2801.2023.09.009Research on the Support Scheme for Large Cross Section Hole Cutting Excavation of Layered Surrounding Rock MassWu Xiaobing(Shanxi Xiangning Coking Coal Group Maozequ Coal Mine Co.,Ltd.,Shanxi Xiangning 042100)Abstract:The 2#coal seam opening and cutting hole in Maozequ
3、 Mine faces the difficult problem of supporting large-span layered surrounding rock mass.Taking the 211 fully mechanized mining face opening and cutting hole as the engineering background,the support parameters and excavation scheme are studied through theoretical calculation,numerical simulation,mi
4、ne pressure monitoring and other means.The results show that during the opening and cutting hole,a 5 m wide roadway is excavated and supported in one excavation,and the depth of the secondary brush expansion of the side part is 2.6 m.Small cross section support is beneficial for the stability of the
5、 surrounding rock.The use of anchor mesh cable combined support and small cross section gradation excavation method for large cross section opening and cutting hole is successful.Key words:thick coal seam;large cross section;support收稿日期 2023-01-01作者简介 吴小兵(1984),男,山西临汾人,2023 年毕业于东北大学采矿工程专业,本科,助理工程师,现
6、从事采掘管理技术工作,研究方向:矿山压力观测和顶板管理及智能化开采。吴小兵:分层围岩体大断面切眼开挖支护方案研究1 工程概况毛则渠矿目前主采 2 号煤,211 工作面位于井田的南部,设计长度 1430 m,西部 256 m 为赵院村河流保安煤柱线,东部 185 m 为 209 综放工作面,南部为回风、轨道、运输大巷。211 工作面位于采区南翼,巷道布置沿 2#煤层底板掘进。2#煤层平均厚度为 7.06 m,上距 K8 砂岩底 32 m 左右,下距K7 砂岩顶 56 m,距 10#煤约 43.045.0 m。顶板为泥岩、粉砂岩,局部有伪顶存在,厚度一般在12 m;基本顶为细粒砂岩,厚度一般在 3
7、4 m;底板为泥岩、砂质泥岩。煤层 f=1.72.4。根据以往生产经验及 211 工作面运输巷、回风巷揭露情况,211 工作面直接岩层围岩条件较复杂,表现出裂隙发育、裂隙水弱化破坏围岩等特征,易引发巷道的失稳破坏。为保障切眼的安全顺利施工,对其支护方案及掘进工艺展开研究。2 分层围岩体大跨度切眼支护方案211 工作面开切眼沿 2#煤层底板掘进,设计断面宽、高=7.6 m、3.5 m,巷道直接顶板为厚度2.03.5 m 顶煤,在夹矸、节理的影响下表现出明显的分层特征,设计采用“预应力高强锚杆+预应力长锚索+钢筋网+钢带+单体柱”协同支护方案。2.1 顶板锚杆稳定力学分析为分析分层围岩体顶板岩层在
8、锚杆支护作用下稳定性,依据力学理论中关于梁的假定建立力学分析模型1,如图 1(a)。282023 年第 9 期(a)分层顶板稳定性分析模型(b)不同锚杆长度顶板下沉量图 1 锚固围岩体梁力学模型锚固围岩体受力变形方程2:22d()dWM xxEJ=(1)式中:W为水平岩体梁挠度;E为岩体弹性模量;b 为锚杆锚固范围;J 为水平梁横截面惯性矩。将顶板岩梁视为两端简支的结构,根据材料力学得到其力矩方程:()()()2mm22qPlxqPxM xNW=+(2)式中:q 为顶板岩梁受到的均布载荷;Pm为锚杆提供的支护阻力;l 为水平岩梁跨度;N 为水平岩梁水平应力;该结构的边界条件为:W(x)|x=0
9、=0;W(x)|x=l=0;设 k2=N/EJ,解得水平梁挠度方程:()()()()()()()()()mm222mmm21coscotsinsin2 2qPqPWkxklkxNkNkklqPqPlxqPxkN=+(3)结合 211 工作面顶板围岩条件,顶板岩层受到的垂直应力 q=3 MPa,切眼跨度为 7.6 m,水平岩梁跨度 l=8 m,顶板岩层弹性模量 E=1.07 GPa,锚杆锚固强度 Pm=0.1 MPa,侧压系数=1.2。以顶板锚杆锚固厚度 b=2 m 为例,为计算水平岩梁变形量,首先计算出惯性矩 J=d(bi)3/12=0.667 m4,d 为单位长度,取 1 m;N=dq bi
10、=1.21 m3 MPa2.0 m=7.2 MPa;k2=N/EJ=7.2 MPa(1.07 GPa0.667 m4)=0.010 088 m-2;k=0.100 439 m-1,sin(kl)=sin(0.100 439 m-18 m180/)=0.72;cos(kl)=cos(0.100 439 m-18 m180/)=0.69。将上述参数代入式(3)可求得水平梁各处的挠度,换算得到此处的下沉量。针对锚杆锚固长度为1.5 m、1.8 m、2.0 m、2.2 m、2.5 m、3.0 m 条件下分别进行计算,最终得到不同锚杆长度条件下顶板下沉量变化规律如图 1(b)。可以看出,巷道中部顶板下沉
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