不稳定围岩巷道支护及采场顶板控制技术研究

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该文以弹塑性力学为基础,假设水平应力与垂直应力相等,把巷道简化为一仅受体力作用的厚壁圆筒,分析了在次生应力作用下围岩所处的状态.在此基础上,导出了围岩中的塑性形变压力和塑性松动压力的计算公式.对于支护后巷道围岩的流变规律,依据锚杆与围岩共同作用的支护原理,通过计算锚杆的变形反演了围岩的变形.在上述理论指导下,结合邱集煤矿的生产条件,提出了锚杆设计方法,对现行的锚喷参数进行了优化.经计算机模拟和现场观测,证明了该锚喷支护参数的合理性.通过理论与实践相结合的方法,得出以下主要结论:1.巷道开挖以后,若次生应力小于岩石的屈服极限,则围岩继续保持弹性状态.围岩次生应力的大小与泊松比μ的大小有关,与岩体的弹性常数E无关,且与径向夹角θ无关.随着距离r的增大,径向应力σ<,r>先增大,达到极值后逐渐减小,并在地面处减为O;σ<,θ>随着r的增大而减小,在巷道周边,σ<,θ>最大;σ<,r>+σ<,θ>是随着r的增大而线性减小的.若次生应力大于岩石的屈服极限,则在巷道周边一个有限的范围内出现塑性区.在该区内,随着r的增大,变形量逐渐减小,在巷道的周边围岩的变形量最大.塑性区半径R<,p>的大小,就其变化特性和岩石的力学性质而言,与围岩压力、径向位移和时间成正比,与岩石的强度成反比.2.围岩压力是塑性形变压力和塑性松动压力的组合,其大小随径向位移的增大先减小后增大.随着塑性区半径的增大,围岩中塑性形变压力减小,而塑性松动压力增大.围岩压力是影响岩体径向位移和塑性区半径大小的主要因素.3.围岩锚固区在流变时期的变形同锚杆的变形同步,其变形量的大小取决于锚杆的力学性质及围岩破坏区的大小.锚杆的变形(围岩锚固区的变形)同锚杆的切面面积、弹性模量均成反比,同破坏区的半径成正比.巷道周边位移量的大小同锚杆变形量成正比.4.根据松动圈理论和现场实测,邱集煤矿巷道围岩属于Ⅲ类,但在断层附近属于V类,在采用该文提供的锚喷支护参数后,有效地控制了围岩的变形.两近属于V类,在采用该文提供的锚喷支护参数后,有效地控制了围岩的变形.两帮移近量和顶底移近量分别比采用原支护方式下降了43%和45%.采用锚杆支护与传统的矿工钢支架支护相比,每米巷道支护材料费用节省174.3元,材料费节约率达到34.1%.5.经现场观测,初次来压步距为19m,动载系数2.11;周期来压步距为11.5m,动载系数为1.48,并据此确定了采场的支护密度为上面1.43棵/m<2>,下面1.62棵/m<2>.
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