基本顶破断位置对煤柱稳定性影响及沿空掘巷支护研究.pdf

硕士学位论文硕士学位论文 基本顶破断位置对煤柱稳定性影响及沿空掘巷基本顶破断位置对煤柱稳定性影响及沿空掘巷 支护研究支护研究 学位类型学位类型 学术型学位 学科学科 （专业学位类别）（专业学位类别） 矿业工程 作者姓名作者姓名 凌 涛 导 师 姓 名 及 职 称导 师 姓 名 及 职 称 王卫军教授 实践导师姓名及职称实践导师姓名及职称 学院学院名称名称 能源与安全工程学院 论 文 提 交 日 期论 文 提 交 日 期 2015 年 6 月 1 日 密密 级级公开 中图分类号中图分类号TD353.4 万方数据 基本顶破断位置对煤柱稳定性影响及沿空掘巷基本顶破断位置对煤柱稳定性影响及沿空掘巷 支护研究支护研究 学位类型学位类型 学术型学位 学科学科 （专业学位类别）（专业学位类别） 矿业工程 作者姓名作者姓名 凌涛 作者学号作者学号 12010101008 导 师 姓 名 及 职 称导 师 姓 名 及 职 称 王卫军教授 实践导师姓名及职称实践导师姓名及职称 学院名称学院名称 能源与安全工程学院 论 文 提 交 日 期论 文 提 交 日 期 2015年6月1日 学 位 授 予 单 位学 位 授 予 单 位 湖南科技大学 万方数据 The Impact Studies of Fracture Structure on the Coal Pillar Stability and Supporting of Roadway Driving along next Goaf Type of Degree Academic Degree Discipline Type of Professional Degree Mining Engineering Candidate Ling Tao Student Number 12010101008 Supervisor and Professional Title Prof.Wang Wei-jun Practice Mentor and Professional Title School School of Energy and Safety Engineering Date June 1th 2015 University Hunan University of Science and Technology 万方数据 学位论文原创性声明学位论文原创性声明 本人郑重声明 所呈交的论文是本人在导师的指导下独立进行研究所取 得的研究成果。除了文中特别加以标注引用的内容外，本论文不包含任何 其他个人或集体已经发表或撰写的成果作品。对本文的研究做出重要贡献 的个人和集体，均已在文中以明确方式标明。本人完全意识到本声明的法 律后果由本人承担。 作者签名 日期 年 月 日 学位论文版权使用授权书学位论文版权使用授权书 本学位论文作者完全了解学校有关保留、使用学位论文的规定，同意学 校保留并向国家有关部门或机构送交论文的复印件和电子版，允许论文被 查阅和借阅。本人授权湖南科技大学可以将本学位论文的全部或部分内容 编入有关数据库进行检索，可以采用影印、缩印或扫描等复制手段保存和 汇编本学位论文。 涉密论文按学校规定处理。 作者签名 日期 年 月 日 导师签名 日期 年 月 日 万方数据 i 摘摘 要要 沿空掘巷作为煤矿回采巷道的一种主要布置形式，正被广泛的应用于各类煤矿。沿 空巷道窄煤柱的稳定性及巷道支护技术的研究也是国内外学者关注的难点。 本文以曲江 矿 603 工作面回风巷为工程背景， 采用理论分析、 数值模拟以及现场试验相结合的方法， 分析了沿空掘巷基本顶破断对窄煤柱稳定性的影响， 并对沿空巷道支护技术进行了全面 的研究。 建立沿空巷道围岩结构力学模型， 运用力学理论推导出基本顶五种不同破断位置时 煤柱荷载的计算公式。 可知增强实体煤帮支护强度， 减小巷道高度， 可减小煤柱的变形。 通过比较可知基本顶断裂关键块不能形成铰接结构时，煤柱变形最小；若基本顶断裂 时关键块形成铰接结构，关键块 B 断裂于煤柱外侧时对巷道围岩稳定性最有利，断裂于 巷道上方时对巷道围岩稳定性最不利。 运用 UDEC 软件模拟了五种破断位置时窄煤柱变形情况及应力特征， 并分析了窄煤 柱宽度、基本顶厚度、巷道高度以及直接顶厚度对窄煤柱稳定性的影响。五种不同破断 位置时窄煤柱变形程度从小到大依次为煤柱外侧（不形成铰接结构） ，煤柱外侧，实 体煤上方，窄煤柱上方，巷道上方。 总结了曲江矿沿空掘巷围岩破坏的几种表现形式； 提出采用高预应力桁架锚索梁的 支护方式，并分析了桁架锚索梁的支护机理和沿空掘巷巷道的支护原理，采用桁架锚索 梁支护后巷道围岩的变形得到了有效的控制。 结合数值模拟和理论计算方法分别对煤柱合理宽度进行计算， 经过对比分析最终优 选出 5m 为最合理的宽度；现场实测推断曲江矿 603 工作面基本顶破断位置在窄煤柱外 侧；根据曲江矿 603 工作面回风巷道的实际情况，在原支护方案基础上针对性的提出在 顶板采用“锚杆（索）金属网桁架锚索梁”联合支护，窄煤柱帮采用“锚杆金属网 桁架锚索梁”联合支护，实体煤帮则采用“锚杆金属网梯子梁”的支护方法，该方案 在现场取得了良好的支护效果。 本论文得到了国家自然科学基金重点项目（51434006）的资助。 关键词关键词沿空掘巷；窄煤柱；数值模拟；桁架锚索梁 万方数据 ii Abstract Roadway driving along next goaf, a main decorate a of mining roadway, is widely used in all types of coal mine. The stability of narrow coal pillar in roadway driving along next goaf and roadway supporting technology are the research difficulty for domestic and foreign scholars. 603 working face of Qujiang mine is the engineering background in this paper, using theoretical analysis, numerical simulation and field tests a combination of s, this article analyzes the basic roof rupture influence on narrow coal pillar in roadway driving along next goaf, and to conducted a comprehensive study about roadway supporting technology in roadway driving along next goaf. Establish the structural mechanics model of roadway surrounding rock, the principle of mechanics deriving the calculation ula coal pillars loads for the basic roof rupture in five different position, the displacement on coal pillar can be reduced by enhanced the supporting strength of the entity coal side and reducing the height of the roadway. Comparing the results show that the displacement of coal pillar is minimal when the rupture key block can not an articulated structure; if the basic roof rupture and the key block an articulated structure, it is the most favorable for the stability of surrounding rock of roadway when key block B rupture on the outside of the coal pillar, and it is the most unfavorable for the stability of surrounding rock of roadway when key block B rupture above the roadway. The deation and the stress characteristic of narrow coal pillar be simulated by UDEC when rupture five kinds position, and the stability of narrow coal pillar affected by narrow coal pillar width, basic roof thickness, height of roadway and thickness of immediate roof be analyzed. The stability of narrow coal pillar in five different rupture position from big to small were Outside of the coal pillar not an articulated structure, outside of the coal pillar, above the entity coal, above the narrow coal pillar, above the roadway. Several s of damage in roadway driving along next goaf of Qujiang mine were summarized; put forwarded the support of high prestress truss and anchor on the basis of original supporting scheme and analyzed support mechanism, the deation of roadway have been effectively controlled with Truss and Anchor. The rational width of coal pillar is calculated by Numerical simulation and theoretical calculation respectively, the most reasonable width of coal pillar is 5m after comparative; the 603 working face basic roof rupture is on the outside of the narrow coal pillar by rock detection loggers; According to the actual situation of working face 603 of return air roadway, using the joint supporting that “bolt cable metal mesh truss anchor beam“ targeted the top plate based on the original scheme, using the joint supporting that “anchor metal mesh truss anchor beam“ on the narrow pillar working slope, the support s that “bolt metal mesh ladder beam“ be used on the entity coal working slope, this scheme has made good supporting effect on site. This paper was supported by the National Natural Science Foundation Key Project 51434006. 万方数据 iii Keyword roadway driving along next goaf, narrow coal pillar, numerical simulation，，truss and anchor. 万方数据 目录 第一章第一章 绪论绪论 .............................................................................................................................. 1 1.1 研究背景及意义 .......................................................................................................... 1 1.1.1 研究意义 .......................................................................................................... 1 1.1.2 研究背景 .......................................................................................................... 1 1.2 国内外研究现状 .......................................................................................................... 1 1.2.1 采场上覆岩层活动研究现状 .......................................................................... 2 1.2.2 有关沿空掘巷窄煤柱稳定性的研究现状 ...................................................... 4 1.2.3 有关沿空掘巷支护技术研究现状 .................................................................. 5 1.3 研究内容及方法 ......................................................................................................... 6 1.3.1 研究内容 ....................................................................................................... 6 1.3.2 研究方法 .......................................................................................................... 6 1.3.3 研究路线 .......................................................................................................... 7 第二章第二章 沿空掘巷围岩结构力学模型沿空掘巷围岩结构力学模型 ...................................................................................... 9 2.1 沿空巷道上覆基本顶五种断裂结构形式 ................................................................. 9 2.2 不同破断位置影响下煤柱载荷计算公式的理论推导 ............................................ 10 2.2.1 基本顶断裂于煤柱外侧 ................................................................................ 10 2.2.2 基本顶断裂于煤柱上方 ................................................................................ 13 2.2.3 基本顶断裂于巷道上方 ................................................................................ 14 2.2.4 基本顶断裂于实体煤内侧 ............................................................................ 16 2.2.5 不形成铰接结构 ............................................................................................ 17 2.3 本章小结 ................................................................................................................... 18 第三章第三章 基本顶不同破断位置对煤柱稳定性影响的数值模拟分析基本顶不同破断位置对煤柱稳定性影响的数值模拟分析 ................................... 19 3.1 UDEC 软件概述 ........................................................................................................ 19 3.2 数值模拟的目的 ....................................................................................................... 19 3.3 数值模拟方案及结果分析 ....................................................................................... 19 3.3.1 模型的构建 .................................................................................................... 19 3.3.2 模拟方案及结果分析 .................................................................................... 21 3.4 本章小结 ................................................................................................................... 42 第四章第四章 沿空掘巷巷道围岩支护技术研究沿空掘巷巷道围岩支护技术研究 ............................................................................ 43 4.1 引言 ........................................................................................................................... 43 4.2 沿空掘巷巷道围岩变形破坏特征及其破坏机制分析 ............................................ 43 4.2.1 沿空掘巷巷道破坏表现形式 ........................................................................ 43 4.2.2 沿空掘巷巷道破坏机制分析 ........................................................................ 44 4.3 沿空掘巷巷道整体稳定性控制技术 ....................................................................... 45 4.3.1 桁架锚索梁支护机理 .................................................................................... 46 万方数据 4.3.2 沿空掘巷巷道支护原理分析 ........................................................................ 47 4.4 新旧支护方案对比分析 ........................................................................................... 47 4.5 本章小结 ................................................................................................................... 49 第五章第五章 工程实践工程实践 .................................................................................................................... 50 5.1 工程概况 ................................................................................................................... 50 5.2 窄煤柱合理宽度的确定 ........................................................................................... 51 5.3 基本顶破断位置的判定 ........................................................................................... 52 5.3.1 观测方案 ......................................................................................................... 52 5.3.2 观测结果分析 ................................................................................................. 52 5.4 实施方案 ................................................................................................................... 54 5.5 实施效果 ................................................................................................................... 55 5.5.1 监测方案 ........................................................................................................ 55 5.5.2 监测结果及分析 ............................................................................................ 55 5.6 本章小结 ................................................................................................................... 56 第六章第六章 结论与展望结论与展望 ................................................................................................................ 57 6.1 结论 ........................................................................................................................... 57 6.2 展望 ........................................................................................................................... 58 参考文献参考文献 .................................................................................................................................. 65 致致 谢谢 ........................................................................................................................................ 69 万方数据 湖南科技大学硕士学位论文 1 第一章第一章 绪论绪论 1.1 研究背景及意义研究背景及意义 1.1.1 研究意义研究意义 据BP 世界能源统计数据统计显示，我国煤炭储量占世界储量的 13，排名仅 次于美国和俄罗斯，作为能源消耗大国，我国的煤炭消耗量排世界第一，因此我国煤炭 资源的优势正在减弱，特别是全球经济危机之后国内煤炭市场的矛盾开始凸显，在进口 煤炭的冲击之下，国内煤炭价格出现大跌现象，部分企业连连亏损，在这种形势下，提 高煤炭开采技术、 合理减少开采成本， 增强国内煤炭企业的竞争力成为迫在眉睫的问题。 我国巷道围岩控制技术基础理论研究在近年取得了很大进展， 部分矿区在沿空掘巷 采用宽煤柱来确保巷道的稳定，这不但降低了采区回收率，而且巷道变形量大，新的沿 空掘巷方式根据煤层赋存、地质条件的不同可分为三种完全沿空掘巷、预留小煤柱沿 空掘巷和保留部分老巷断面沿空掘巷。该技术的提出，大大的提高了原煤产量，节约了 成本。目前我国煤矿比较常见的是留窄煤柱的沿空掘巷方式。 预留窄煤柱的沿空巷道稳定性与窄煤柱的稳定性是直接相关的， 而窄煤柱的稳定性 又与煤柱上覆岩层的破断情况有关，到目前为止，研究老顶的破断情况，确定合理的煤 柱宽度， 确保沿空掘巷巷道的稳定性是国内外学者开展沿空掘巷无煤柱护巷技术的方向 之一，然而分析老顶在不同破断位置对窄煤柱的稳定性不同影响程度，以此作为沿空掘 巷巷道布置的依据，国内外缺乏类似的研究。 1.1.2 研究背景研究背景 丰城曲江矿的回风平巷基本属于复合顶板软岩巷道，原支护方案采用“锚杆锚索 金属网梯子粱”的方案，由于之前巷道采用宽煤柱护巷，加上应力分布状况及其围岩 性质的复杂性，部分巷道已经不能维持原来的形状，也影响矿井的正常生产。以该矿 -770m 水平的 603 采煤工作面的回风平巷为工程研究对象，通过理论分析与数值模拟结 合分析研究巷道老顶在不同的破裂位置对窄煤柱稳定性的影响， 并根据现场实测结果确 定 603 回风巷道适宜的布置地点，结合数值模拟结果预留合理宽度的窄煤柱，在此基础 上选用合理的支护方案确保巷道的稳定，该研究不仅可以大量提高采区回收率、改善巷 道围岩的应力环境， 还为具有类似地质条件的矿井推广应用窄煤柱沿空掘巷支护技术提 供可靠的依据。 1.2 国内外研究现状国内外研究现状 万方数据 第一章 绪论 2 1.2.1 采场上覆岩层活动研究现状采场上覆岩层活动研究现状 沿空掘巷上覆岩层的破断受到上一区段工作面回采的影响， 同时也受到本工作面回 采影响，其破断具有自身的特点和规律。 国外的学者在矿山压力与岩层控制方面做了很多研究工作。 19 世纪末学者们就对采 场上覆岩层的结构特点及形态变化进行了研究，最早的是 1928 年德国人 W.Hack 和 G.Gillitzer 提出压力拱假说，德国的 K.Stoke 在 1916 年提出了悬臂梁假说。20 世纪 50 年代以后，随着煤矿开采技术的进一步发展，人们对采场上覆岩层运动的形式有了更深 的了解，此时主要有前苏联库兹涅佐夫于 1950-1954 年提出的铰接岩块假说和 20 世纪 50 年代初比利时学者提出的预成裂隙假说。 国内的专家学者对采场的岩层活动以及矿山压力特点进行了大量的研究， 钱鸣高[1-6] 院士在前人研究成果和现场大量现场观测基础上， 提出了岩层 “砌体梁” 结构力学模型， 研究结果认为采场上覆岩层“砌体梁”结构的形成决定于破断岩块的“S-R”稳定，从 理论上证明了工作面来压基本顶的破断存在时间差， 该时间差为基本顶的来压预测预报 提供了可靠的依据。 钱鸣高[7-8]院士认为存在多层坚硬岩层的采场上覆岩层中，对岩体活动全部或局部 起决定作用的岩层称为关键层， 刚度判别条件和强度判别条件是判断某一岩层是否为关 键层的依据，并指出采场上覆岩层中关键层在没有破断前为弹性地基梁，破断后将成为 砌体梁结构。 宋振骐[9-11]院士在大量现场观测的基础上提出了“传递岩梁”力学模型，建立并完 善了一套以岩层运动为中心的“传递岩梁”理论，该理论分析揭示了采动支承压力与岩 层运动的关系，同时提出了内外应力场的理论，在这个基础上，宋院士提出了采场来压 预报理论和技术；同时该理论还提出“限定变形”和“给定变形”为基础的位态方程及 系统的顶板控制设计理论和技术。 侯忠杰[12]对钱鸣高等人提出的“短砌体梁”结构和“台阶岩梁”结构提出质疑，并 指出这两种结构均与砌体梁理论相矛盾，是不存在的。 杨培举和刘长友[13]理论分析了端头区覆岩垮落、 运动的规律以及合理支护强度的确 定方法。研究结果认为端头区基本顶可分为裂隙带岩层和垮落带岩层两种，前者下沉运 动与工作面中部砌体梁相同，后者可以是只受煤壁支撑与覆岩压力的悬臂梁，也可以是 类砌体梁结构；基本顶弧形三角板的结构形式不同，将会导致不同的矿压显现；端头区 支架的工作分给定变形、限定变形和给定载荷三种状态。 侯朝炯、李学华[14]等人提出了综放沿空掘巷上覆岩体“大、小结构”稳定性原理， 指出综放沿空掘巷的巷道在掘进过程对大结构的稳定性影响不大， 而在回采期间关键块 B 回转将引起巷道围岩的大变形，因此沿空掘巷巷道的稳定性由小结构的稳定性决定， 而小结构的稳定性则由窄煤柱的合理宽度和支护对围岩强度的提高的程度来决定。 万方数据 湖南科技大学硕士学位论文 3 王卫军[15-16]等人通过理论分析和现场观测认为工作面采空区一侧的煤体受到老顶 以给定变形作用，在煤体周边形成一定宽度的塑性区，该塑性区的宽度与老顶的活动规 律、煤层和直接顶的厚度、力学特性有关，同时分析了给定变形下沿空掘巷实体煤帮的 支承压力分布，并探讨了支承压力分布与煤岩厚度、弹性模量等参数的关系，指出实体 煤帮的高支承压力是影响沿空掘巷稳定性的主要原因之一。 王红胜[17]在其博士论文中提到沿空巷道基本顶断裂结构形式可分为四种基本形式 基本顶断裂线位置位于窄帮外侧；基本顶断裂线位置位于巷道正上方；基本顶断裂线位 置位于实体煤壁内侧；基本顶不能形成铰接结构。基于此建立了分析窄煤柱稳定性的结 构力学模型，推导了窄煤柱静载荷的计算公式，并且得出了窄煤柱应力和变形的规律。 施峰[18]等人以某俯伪斜采煤法的悬露老顶为研究对象，以