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硕 士 学 位 论 文 综放沿空掘巷围岩稳定性分析与控制技术研究 Study on Stability Analysis and Control Technology about Roadway Driving Along Goaf at Fully Mechanized Top Coal Caving 申请人姓名 双 海 清 指导老师 李 树 刚 专业名称 采矿工程 研究方向 矿上压力及其控制 西安科技大学 二〇一五年六月 论文题目综放沿空掘巷围岩稳定性分析与控制技术研究 专 业采矿工程 硕 士 生双海清 签名 指导教师李树刚 签名 摘 要 摘 要 控制沿空巷道围岩的长期稳定是综放沿空掘巷技术的关键， 论文以综放沿空巷道及 其上覆基本顶为研究对象，综合采用理论分析、数值模拟分析和工业性试验分析等研究 方法，对综放沿空掘巷围岩稳定性分析与控制技术展开了系统研究，重点分析了关键岩 块 B 的稳定性、沿空巷道稳定性主要影响因素、基本顶断裂位置对沿空巷道稳定性影响 和沿空巷道长期稳定控制技术，取得了以下主要研究成果 （1）基于沿空巷道关键岩块 B 受力情况，建立了关键岩块 B 基本力学模型，分析 了断裂线在窄煤柱外侧、巷道正上方、实体煤壁内时关键岩块 B 的 8 种受力情况及其稳 定性，掌握了基本顶断裂线位置对关键岩块 B 稳定性影响规律。 （2）基本顶 4 个主要因素对沿空巷道围岩稳定性影响程度依次为基本顶高度＞ 基本顶断裂位置＞关键岩块 B 长度＞基本顶强度。 （3）沿空巷道稳定性与基本顶高度及其断裂位置关系密切。随着基本顶高度增加， 巷道围岩变形量逐渐增加。当基本顶断裂位置位于巷道正上方时，沿空巷道围岩变形量 最大。 当基本顶断裂位置位于窄煤柱外侧时， 基本顶高度为 0m 时巷道围岩变形量最小。 当基本顶断裂位置位于实体煤壁内时，基本顶高度为 5m、10m 时巷道围岩变形量最小。 掘巷位置应选择在基本顶断裂线的内侧，应避免在基本顶断裂线正下方布置巷道。 （4）巷道支护应考虑基本顶断裂位置对沿空巷道稳定性影响，根据巷道围岩应力 集中程度及范围确定锚杆支护参数。 （5）工程应用效果表明，留设煤柱宽度是合理的，基本顶断裂位于煤柱靠近采空 区侧上方，支护方案能够有效控制巷道围岩变形，满足了工作面回采要求，并取得了满 意的技术经济效益。 关 键 词沿空掘巷；基本顶断裂结构；数值模拟；正交试验；预紧力 研究类型应用研究 Subject Study on stability analysis and control technology about roadway driving along goaf at fully mechanized top coal caving Specialty Mining Engineering Name Shuang Haiqing （（Signature）） InstructorLi Shugang （（Signature）） ABSTRACT The long-term stability control of surrounding rock was the key to roadway driving along goaf with fully mechanized top coal caving. In the paper, driving roadway along goaf and the main roof were the research objects, system analysis about the stability of driving roadway along goaf and the control technology by theoretical analysis, numerical simulation and industrial test research , etc, the key analysis was stability of key block B, the main influence factors of the gob-side entry, the main roof fracture structure. Innovative achievements of this dissertation have been displayed as follows （1）Based on the stress distribution of key block B in gob-side entry, we have set up a basic mechanics model, then analyzed the fracture line of main roof located on outside of the narrow, the top of the roadway, inside of the roadway, there were eight kinds of stress distribution and the stability of key block B, in the end, we mastered the different fracture line’s positions influenced at the stability of key block B. （2）The study indicated there were four main impact factors of main roof on the stability of gob-side entry’s surrounding rock were the height of main roof, fracture structure of main roof, the length of B key block, the intensity of main roof. （3）The stability of gob-side entry closely related to the height and the fracture lines of main roof. With the height of main roof increased, surrounding rock’s deation of roadway increased. When the fracture line of main roof locates just at the top of the roadway, the deation was the biggest. When the fracture line of main roof located outside of the pillar, if the height was 0m, the deation was the minimum. When the fracture line of main roof locates inside of the coal wall, if the height were 5m、 10m, the deation was the minimum. So the roadway should be layouted inside of the fracture line of main roof, and it should be avoided to layouted under the fracture line of main roof. （4）Roadway supporting should be considered the fracture line’s positions influenced on the stability of the gob-side entry, and according to the stress concentration degree of surrounding rock to choose the parameters of bolting. （5） Engineering effects indicate that the width of coal pillar was reasonable, the fracture line located over the coal pillar and closed to the goaf, supporting could effectively control the deation of surrounding rock, these effect coned to the requirement of mining face, and gained satisfactory result of the technology and economy. Key wordsgob-side entry driving；main roof fracture structure；numerical simulation； orthogonal test；prestress Thesis Application Study 目 录 I 目 录 目 录 1 绪 论...................................................................1 1.1 研究目的及意义 ......................................................1 1.2 国内外研究现状 ......................................................2 1.2.1 沿空掘巷上覆岩层活动研究现状 ....................................2 1.2.2 锚杆支护原理研究现状 ............................................3 1.2.3 预应力锚杆支护作用机理 ..........................................4 1.2.4 存在的问题 ......................................................6 1.3 主要研究内容、研究方法及技术路线 ....................................6 1.3.1 研究内容及方法 ..................................................6 1.3.2 技术路线 ........................................................7 2 沿空巷道基本顶关键岩块B稳定性分析.......................................8 2.1 沿空掘巷基本顶关键岩块的力学模型 ....................................8 2.1.1 综放沿空掘巷与采场上覆岩层结构 ..................................8 2.1.2 关键岩块B参数的研究 .............................................9 2.1.3 沿空掘巷基本顶断裂位置 .........................................10 2.2 关键岩块B稳定性分析 ................................................10 2.2.1 关键岩块B力学模型建立 ..........................................10 2.2.2 关键岩块B稳定性分析 ............................................11 2.3 断裂位置对关键岩块B稳定性影响 ......................................17 2.3.1 关键岩块断裂位置在窄煤柱外侧 ...................................17 2.3.2 关键岩块断裂位置在窄煤柱内侧 ...................................18 2.4 本章小结 ...........................................................19 3 沿空掘巷稳定性影响因素正交试验数值模拟分析.............................20 3.1 地质条件概况 .......................................................20 3.2 数值模拟模型建立 ...................................................21 3.2.1 软件的选取 .....................................................21 3.2.2 模型参数选择 ...................................................21 西安科技大学硕士学位论文 II 3.3 模拟方案 ...........................................................24 3.3.1 模拟方案的设计 .................................................24 3.3.2 模拟方案监测点布置 .............................................25 3.4 正交试验分析 .......................................................26 3.4.1 巷道围岩及煤柱应力应变特征 .....................................26 3.4.2 分析方法确定 ...................................................42 3.4.3 试验结果及分析 .................................................42 3.5 本章小结 ...........................................................46 4 基本顶不同断裂位置影响沿空巷道稳定性的数值模拟分析.....................47 4.1 模拟方案设计 .......................................................47 4.2 基本顶高度 0m ......................................................47 4.2.1 断裂位置在实体煤壁侧 2m处.......................................47 4.2.2 断裂位置在窄煤柱外侧 2m处.......................................49 4.2.3 断裂位置在巷道正上方处 .........................................51 4.2.4 小结分析 .......................................................52 4.3 基本顶高度 5m ......................................................55 4.3.1 断裂位置在实体煤壁侧 2m处.......................................55 4.3.2 断裂位置在窄煤柱外侧 2m处.......................................56 4.3.3 断裂位置在巷道正上方处 .........................................58 4.3.4 小结分析 .......................................................60 4.4 基本顶高度 10m .....................................................62 4.4.1 断裂位置在实体煤壁侧 2m处.......................................62 4.4.2 断裂位置在窄煤柱外侧 2m处.......................................64 4.4.3 断裂位置在巷道正上方处 .........................................66 4.4.4 小结分析 .......................................................68 4.5 基本顶高度综合分析 .................................................70 4.6 本章小结 ...........................................................72 5 综放沿空掘巷围岩稳定性控制技术.........................................73 目 录 III 5.1 锚杆锚固作用效果分析 ...............................................73 5.1.1 提高被锚固煤岩体的强度 .........................................73 5.1.2 改善锚固范围内煤岩体的变形特性 .................................73 5.2 临界锚固长度对锚固效果的影响 .......................................74 5.2.1 临界锚固长度的确定方法 .........................................74 5.2.2 不同锚固方式对锚固效果的影响 ...................................75 5.2.3 锚杆直径对锚固效果的影响 .......................................76 5.3 预紧力对锚杆锚固效果的影响 .........................................76 5.3.1 锚杆预紧力的作用 ...............................................76 5.3.2 锚杆预紧力作用的理论分析 .......................................77 5.3.3 不同预紧力对围岩作用效果 .......................................78 5.3.4 影响预紧力大小因素分析 .........................................79 5.3.5 提高预紧力的方法 ...............................................80 5.4 综放沿空掘巷围岩稳定性控制技术 .....................................84 5.4.1 顶煤锚杆支护技术 ...............................................84 5.4.2 实体煤帮锚杆支护技术 ...........................................85 5.4.3 窄煤柱锚杆支护技术 .............................................85 5.4.4 保持底板稳定的支护技术 .........................................86 5.5 本章小结 ...........................................................86 6 综放沿空掘巷工业性试验分析.............................................88 6.1 地质概况 ...........................................................88 6.2 煤柱宽度的合理优化 .................................................88 6.2.1 理论计算煤柱宽度 ...............................................88 6.2.2 数值模拟优化煤柱宽度 ...........................................89 6.3 巷道围岩支护效果 ...................................................93 6.3.1 巷道表面位移监测及分析 .........................................93 6.3.2 巷道围岩深部位移监测及分析 .....................................94 6.3.3 钻孔应力计监测及分析 ...........................................97 6.3.4 锚杆、锚索工况监测及分析 ......................................101 西安科技大学硕士学位论文 IV 6.3.5 经济效益 ......................................................102 6.4 沿空掘巷基本顶破断位置的确定 ......................................102 6.5 本章小结 ..........................................................104 7 结论及展望............................................................105 7.1 主要结论 ..........................................................105 7.2 研究展望 ..........................................................106 致 谢..................................................................107 参考文献................................................................108 附 录..................................................................114 1 绪 论 1 1 绪 论 1.1 研究目的及意义 煤炭资源在我国能源结构中占有重要的地位[1,2]， 煤炭开采技术的发展为经济的快速 发展做出了贡献，其中厚煤层综放开采技术的快速发展，使得我国该项技术走在世界前 列[3]。在传统煤层开采中，两个工作面间留设区段煤柱来保证各个工作面的独立系统， 随着矿井深度的增加，巷道集中围岩应力增大，对巷道围岩的有效控制提出来了更高的 要求，这样一方面造成了煤炭资源的浪费，另一方面造成煤柱裂隙发育给工作面安全回 采带来了严重影响[4,5]。 从 20 世纪 50 年代开始， 国内外开展了主要包括沿空留巷和沿空掘巷两种方法的无 煤柱护巷技术的试验研究。对无煤柱护巷的矿压显现规律及围岩控制进行了系统的研 究，取得了大量的成果[4,6-13]，推动了无煤柱护巷技术的发展。对比分析沿空留巷技术和 沿空掘巷技术可知沿空掘巷仅受一次采动影响，沿空掘巷应力环境和维护条件优于沿 空留巷，一般采用留窄煤柱沿空掘巷[14-16]。 综放沿空掘巷巷道围岩稳定性主要是指“大、小结构”的稳定性[17,18]，其中“大结 构”是指巷道较大范围的围岩结构，包括顶煤、直接顶、老顶和作用在老顶上的载荷岩 层， “小结构”主要是指巷道周围锚杆组合支护以及锚杆与围岩组成的锚固体。其中“大 结构”的稳定性主要指关键岩块的稳定性，沿空掘巷一般布置在关键岩块 A、B 下方， 此时窄煤柱一般处于塑性区和破碎区煤体中，不仅在掘进期间围岩强烈变形，而且在掘 后稳定期间仍保持较大的变形速度，围岩力学性质已发生改变。 “小结构”的稳定性直 接影响着“大结构”的稳定性，因此需要合理的支护技术来防治巷道围岩裂隙发育。随 着我国煤矿巷道支护技术与工艺的快速发展[19-21]，巷道围岩变形得到了有效的控制，但 是沿空掘巷巷道围岩较普通巷道围岩应力大、 裂隙发育， 因此需要特殊合理的支护方式。 因此可以看出， 上覆岩层中关键岩块的稳定性和锚固后巷道围岩的稳定性成为制约综放 沿空掘巷技术快速发展的关键因素[4,19]。 燕家河煤矿为单翼条带式布置，因采掘接替和集中生产等原因，工作面回采时采用 跳采布置，形成很多“孤岛”工作面，在采用传统煤柱时给安全生产带来了很多困难， 其中巷道支护困难，工作量大，严重影响工作面正常生产速度。在 8105 工作面成功试 用窄煤柱沿空掘巷技术以后[22-25]，巷道围岩得到了有效控制，取得了可观的技术经济效 益。但是该矿地质条件复杂，煤层上覆岩层条件变化大，对于后期安全高效回采中综放 沿空掘巷窄煤柱留设和巷道围岩控制提出了严峻的考验。 本文以燕家河 8105 工作面地质情况为基础，系统分析了基本顶不同条件下对综放 西安科技大学硕士学位论文 2 沿空掘巷围岩稳定性影响，提出综放沿空掘巷巷道围岩控制技术方案，不仅有利于指导 燕家河煤矿其它工作面的安全高效回采， 还为具有其它类似条件矿井推广应用具有重要 的参考意义。 1.2 国内外研究现状 1.2.1 沿空掘巷上覆岩层活动研究现状 从 19 世纪末，国内外对对上覆岩层结构特点及形态进行分析，并结合采场矿压开 始研究，提出了各种矿山压力假说及力学模型，如“压力拱”及“悬臂梁”的力学模型。 随着人们认识到上覆岩层在工作面推进的过程中处于破断状态， 在 20 世纪 50 年代提出 了“铰接岩块”[26]和“假塑性梁”[27]等力学模型，理论的认识大大的指导了实践的快速发 展，比如人们对工作面顶板来压时步距和支架压力有了进一步的认识，覆岩节理裂隙分 布规律对瓦斯运移的影响[28]。 在前人研究成果和现场大量现场观测基础上， 我国学者结合在沿空掘巷上覆岩层活 动规律有以下研究及成果。 钱鸣高[29-35]提出了岩层控制基本顶理论， 对开采后岩层活动的现象与规律作出了更 为全面与深入的解释。基本顶理论基本观点是在采场上覆岩层中由于各岩层的特性不 一，并不是每一层岩层都对采场上覆岩层的运动起决定性作用，有时仅为一层或数层。 因此，将对岩体活动过程中全部或局部起决定性作用的岩层称为基本顶，前者可称为主 基本顶，后者可称为亚基本顶。 宋振骐[36]提出了“传递岩梁”力学模型，由于断裂岩块之间的相互咬合，始终能向煤 壁前方及采空区矸石上传递作用力；支架承担岩梁作用力的大小，由对其运动的控制作 用决定； 基本顶岩梁给支架的力， 一般取决于支架对岩梁运动的抵抗程度， 可能存在“给 定变形”和“限定变形”两种工作方式。 李学华[18]等人提出了综放沿空掘巷上覆岩体“大、小结构”观点，认为综放沿空掘巷 上覆岩体“大结构”在掘巷及本工作面回采期间均不会发生失稳现象，但“大结构”回 转引起大变形，综放沿空掘巷的稳定性取决于“小结构”的稳定性，因而合理的锚杆支 护技术是巷道支护成功的关键，这为窄煤柱支护设计提供了依据。 柏建彪教授[4,37,38]通过建立沿空掘巷基本顶弧形三角结构的力学模型，对弧形三角 结构稳定性进行力学分析，揭示了弧形三角结构稳定性原理及对沿空掘巷的影响，从理 论上研究分析综放沿空掘巷外部围岩稳定条件， 为窄煤柱沿空掘巷围岩稳定控制提供了 可靠的理论依据。 张农[39]在采场覆岩运动特征分析基础上，阐明了采空侧楔形区顶板的传递承载机 制；提出留巷围岩区域应力优化技术思路，研究了采空侧顶板预裂卸压机理；基于巷旁 1 绪 论 3 支护系统刚度匹配原则，提出整体强化的沿空留巷结构控制原理。 张东升[40,41]通过研究表明基本顶断裂深度随围岩级类的提高而加大，基本顶破断 位置随直接顶厚度的减小由采空侧向充填体不断靠近；基本顶回转角、顶板垮落角随直 接顶厚度的减小而增大；上覆岩层运动剧烈程度随直接顶厚度增大而降低。 王红胜[42-45]为分析基本顶断裂线位置与窄帮的相对关系对窄帮稳定性的影响， 建立 了沿空巷道窄帮围岩结构力学模型，提出了沿空巷道上覆基本顶四种断裂结构形式。采 用理论分析计算推导四种断裂结构形式下基本顶作用在窄帮上静载荷的计算公式； 采用 相似材料模拟实验模拟基本顶断裂结构形式， 并对不同断裂结构形式下窄帮支护阻力进 行对比分析； 采用非线性数值分析方法对基本顶不同断裂结构形式下窄帮变形规律进行 系统分析。通过以上分析掌握基本顶断裂结构形式下窄帮的应力和变形的关系。 张士岭[46]基于通用离散元程序 UDEC 数值模拟方法，结合试验工作面回风巷的生 产地质条件和围岩力学参数，建立和围岩条件相似的数值模拟模型，研究了复杂条件下 小煤柱动压巷道围岩结构的变形特征， 着重探讨基本顶的不同断裂位置对于窄煤柱动压 巷道围岩变形的作用， 为完善沿空巷道变形理论和小煤柱动压巷道锚注支护参数提供依 据。 1.2.2 锚杆支护原理研究现状 巷道支护是各类矿山、公路交通隧道、水利水电隧道等地下工程的一项非常重要的 技术，目前已经形成了包括各种混凝土碹、喷射混凝土、工字钢刚性支架、U 型钢可缩 性支架、锚杆、锚索、锚梁网、桁架锚杆、锚注、高强度混凝土弧板支架等多种支护形 式。合理的巷道支护技术应具有能确保地下工程的安全又能技术经济效益的特点，国内 外巷道支护技术的发展取得了很大的成果，其中锚杆和 U 型钢可缩性支架被公认为是 巷道支护技术发展过程中的两次重大突破。 随着锚杆被广泛的应用到各类工程中，锚杆的支护原理也越来越得到重视，这些理 论和成果指导了现场锚杆支护技术的施工， 在有效控制巷道围岩变形起到了关键的作用 [20,47]。经典锚杆支护理论有“悬吊理论”、“组合梁理论”“组合拱理论”“新奥法”， 近年来针对煤矿巷道锚杆支护过程中特征也提出了很多原理，具体如下； 悬吊理论[20, 47,48]是最早的锚杆支护理论，在巷道掘进后，围岩应力重新分布，顶板 岩性为软弱岩层的就发生松动破碎，在其上部形成自然平衡拱，锚杆支护的作用是将下 部松动破碎的岩层悬吊在上覆坚硬岩层中的自然平衡拱上。 组合梁理论[20, 47,48]，一方面通过锚杆的径向作用将叠合梁夹紧增大了各岩层间摩擦 力，另一方面锚杆杆体通过提供抗剪力阻止了岩层间产生相对滑动。 组合拱理论[20, 47,48]认为在松散、破碎、软弱的岩层中安装锚杆，如果锚杆间距足够 小，各锚杆之间会共同作用形成锥体结构，其压应力相互叠加，在岩体中产生一个均匀 西安科技大学硕士学位论文 4 压缩带，承受破坏区上部破碎岩体的载荷。锚杆支护的作用是形成较大厚度和较大强度 的组合拱，拱内岩体受径向和切向应力作用，处于三向应力状态，岩体承载能力大大提 高，组合拱厚度越大，越有利于围岩的稳定。组合拱理论考虑了锚杆支护的整体性，在 软岩巷道中应用比较广泛。 20 世纪 60 年代，奥地利工程师 L.V.Rabcewicz 提出了新奥法，目前新奥法已成为 地下工程的主要设计施工方法之一[49-56]。1978 年，米勒L.Miiller比较全面地论述了新 奥法的基本指导思想和主要原则。 1980 年， 奥地利土木工程学会地下空间利用分会把新 奥法定义为“在岩质为砂质介质中开挖隧道，以使围岩形成一个中空筒状支承环结构 为目的的隧道设计施工方法”。新奥法的上述定义简明扼要地揭示了新奥法核心问题， 即利用围岩的自承作用来支撑隧道， 使围岩本身也成为支护结构的一部分而与支护共同 成为支撑环。 侯朝炯、勾攀峰提出了锚杆“围岩强度强化理论”[47,57-65]，认为锚杆支护实质是锚杆 与锚固区域的岩体相互作用形成统一的承载结构；锚杆支护可以改善锚固体的力学参 数；锚杆支护可改变围岩的应力状态，增强围压，改善巷道支护状况；巷道围岩存在破 碎区、塑性区和弹性区三个区域，锚杆支护后的锚固区域岩体的峰值强度、峰后强度及 残余强度均能得到强化；围岩锚固体强度的提高可减小巷道围岩破碎区、塑性区范围和 巷道表面位移，有利于巷道围岩稳定。 董方庭提出并论述了松动圈支护理论、锚喷支护机理和松动圈分类[66-71]。认为地质 条件不同其松动圈的大小不一，支护的目的在于阻止围岩变形破坏，松动圈越大，表明 围岩破坏越严重，支护越困难；松动圈尺寸不同其锚喷作用机理也不同，需采用不同的 支护方法。 最大水平应力理论[72-77]认为，由于泊松效应垂直应力增大后岩层会产生侧向变形， 造成岩层之间沿摩擦力很低层面出现相对滑动形成附加水平应力作用于顶板岩层。 何满潮提出的“关键部位耦合组合支护理论”[78-82]，认为支护体与围岩体在强度、刚 度和结构等方面存在的不耦合是造成巷道支护破坏的主要原因。 因此要采取适当的支护 转化技术，使不耦合转化为相互耦合；软岩巷道支护要分为两次支护，第一次是柔性的 面支护，第二次是关键部位的点支护。 随着巷道支护地质条件的改变，发展了其它有代表性理论[83-89]，并且解决了一定的 实际问题。 1.2.3 预应力锚杆支护作用机理 经过长期的工程实践表明， 预应力锚杆技术能够提高加固岩体的效率而越来越受到 重视，但是影响预应力加固技术因素较多，如岩体的物理性质、力学性质以及结构面力 学性质、锚杆本身的强度、刚度及施工工艺等影响，其作用机理和作用方式复杂，除了 1 绪 论 5 锚杆支护原理中介绍的，目前其作用机理还