近距离煤层煤柱采空区下长壁普采矿山压力及控制研究.pdf

硕士学位论文硕士学位论文 论文题目论文题目近距离煤层煤柱采空区下长壁普采矿山压力及控制研究 英文题目英文题目 Study on Ordinary Mechanized Longwall Mining Pressure and Control Beneath the Area Mined with LongwallPillar in Close Seams 学位类别学位类别工 程 硕 士 研 究 生 姓 名研 究 生 姓 名朱 成学号学号2013022407 学科学科领域领域名称名称矿 业 工 程 指导教师指导教师段 军职称职称教 授 协助指导教师职称协助指导教师职称 2015 年 6 月 5 日 分类号分类号TD32TD32密级密级公开公开 U D C 学校代码学校代码1012710127 内蒙古科技大学硕士学位论文 I 内蒙古科技大学硕士学位论文 II 摘要摘要 近距离煤层煤柱采空区下长壁普采是指两煤层相距较近并采取下行式的开采顺序， 在开采上煤层时采用煤柱支撑法管理顶板，而对于下煤层则采用普通机械化的采煤工艺 方式进行开采。在这种情况下，下部煤层回采工作面的矿山压力显现规律、支护结构与 围岩的控制关系、回采巷道的布置特点及支护方式等均具有特殊性。 本文以一〇四煤矿 B4、B5 煤层为研究背景，首先讨论了近距离煤层的判定方法并 概述了煤柱支撑法的具体含义及其目前的发展现状，继而依据 B4 煤层的实际开采情 况，运用矿山压力与岩层控制、材料力学中相关理论对 B4 煤层开采后其顶板各岩层的 运动特征、采空区内残留煤柱的稳定状态及其在底板内应力的分布规律进行了分析。 在此基础上，以材料力学中“梁”和“板”相关理论计算出开采 B5 煤层时老顶的 初次来压步距及周期来压步距。理论计算确定出了 B5 煤层回采工作面支护设备的选 型、合理的支护密度及回采巷道的合理布置位置。 采用 FLAC3D数值模拟软件，以两煤层的实际赋存状况及开采特点建立模型，模拟 出 B4 煤层开采后残留煤柱内及其在底板内的集中应力分布状况，在此基础上分析当回 采工作面取不同长度时，工作面及回采巷道的受力状况，最终确定回采工作面的合理长 度及在开采过程中应采取的技术措施。 最后，当回采巷道布置在残留煤柱下方时由于集中应力的影响，以工程类比法为主 要手段确定出回采巷道锚杆的合理参数，设计出在回采巷道的合理支护方案。 主要得出以下结论 （1）B4 煤层以煤柱支撑法开采后老顶因采空区内残留煤柱的支撑作用不会断裂， 采空区残留煤柱也处于稳定状态，煤柱底板5m 内是集中应力的主要影响范围。 （2）B5 煤层开采后老顶的初次来压步距在 47.564.4m 的范围内，周期来压步距为 19.45m。回采工作面支柱排距 a 取0.8m、柱距 b 取 0.6m。在 B5 煤层回采时应采取调整 采高、调斜工作面开采及快速通过煤柱下区域等开采措施。 （3）确定B5 煤层回采工作面的合理长度为 120m。对回采巷道的顶底角应采用注浆 锚杆对围岩进行加固，以控制巷道变形。在巷道两帮布置卸压孔，从而将集中应力向巷 道深部转移，以减小支护结构所承受的矿山压力。 关键词关键词近距离煤层；煤柱支撑法；长壁普采；矿山压力及控制研究 内蒙古科技大学硕士学位论文 III AbstractAbstract Coal pillar under close longwall goaf general mining refers to the two seams are comparatively close, adopting downstriker mining sequence. Mining the upper coal use coal pillars to supporting the roof, and for the under coal seam is mined by way of ordinary mechanized mining technology. The process of mining the upper coal seam, the roof of coal seam will sufffer some damage, so that the integrity and continuity is destroyed, it will seriously affect the normal production of coal seam. In this case, the characteristics of under coal seam working face of mine pressure appearance, Control relationship of supporting structure and surroundingrock,layoutfeatures ofroadway and supporting etc.areparticularity. In this paper as Xinjiang Changping Mining Co., Ltd. one hundred and four coal mine B4, B5 seam as the research background. Firstly, it discusses the close distance coal seams determination and an overview of the coal pillar’s specific meaning and the current development situation, then according to the actual situation of B4 coal seam , using of material mechanics related theory of mining pressure and strata control analyze B4 coal seam mining after the roof strata movement characteristics , goaf residual coal pillar in the steady state and in thefloorstress distribution. On this basis, discussed when mining the B5 coal seam , immediate roof in located under goaf and coal pillar thickness and risk falling in different situations, and on the theory of mechanics of materials in the “beam“ and “board“ to calculate the roof first weighting and periodic weighting step distance. Theoretical calculation the selection of supporting equipment, reasonable support density and reasonable layout position of the gateway in the B5 coal seam miningface. Using FLAC3Dnumerical simulation software, to build coal mining model in the actual situation of occurrence and the characteristics, then simulate B4 coal mining residual coal pillar andthe stress distribution in the floor. Based on this analysisthe stope face take different 内蒙古科技大学硕士学位论文 IV length, working face and roadway stress condition, ultimately determine the stope face reasonablelengthand thetechnicalmeasuresin themining process. Finally, due to the influence of the stress concentration in the residual coal pillar under roadway layout,with the engineering geological analogy as the main determined the reasonable parameters of roadway bolt,designing reasonable support scheme in miningroadway. Thefollowingconclusions 1B4 coal seam in coal pillar support mining roof because of the residual coal pillar supporting role can not be broken in the goaf, goaf residual coal pillar in the steady state, the floorofcoal pillar5m isconcentrated stressthemain sphereofinfluence. 2 The initial pressure step of the old roof after the B5 coal seam mining is in the range of 47.564.4m, and the pressure step distance is 19.45m. Pillar mining face row spacing of a at 0.8m, b at 0.6m . In the B5 coal seam mining, the mining height adjustment, the adjustment of thecoalmining andthequick coalextraction areadopted. 3 Determine the reasonable length of the coal seam working face in the B5 coal seam is 120m. The top corner of the mining roadway should adopt the grouting bolt on the surrounding rock reinforcement, in order to control the deation of roadway. In the roadway, the unloading pressure hole is arranged, so that the concentrated stress can be transferred to the roadwayinorderto reducethepressureofthesupporting structure. Key WordsKey WordsShort distance coal seam；Coal pillar；Long wall mining of mine；Mine pressureand control 内蒙古科技大学硕士学位论文 -1- 目录目录 摘要..........................................................................................................................I Abstract...........................................................................................................................II 1 绪论.............................................................................................................................1 1.1 研究背景及意义...............................................................................................1 1.2 煤柱支撑法及其发展现状................................................................................1 1.3 近距离煤层的定义...........................................................................................2 1.4 课题的提出.......................................................................................................2 1.5 研究内容、研究方法及技术路线....................................................................3 2 B4 煤层围岩破坏特征及底板内应力传递规律的研究.............................................. 5 2.1 开采 B4 煤层时直接顶的垮落......................................................................... 5 2.1.1 开采B4 煤层时直接顶的垮落特征.......................................................5 2.1.2 开采 B4 煤层时直接顶的垮落堆积情况................................................7 2.2 B4 煤层煤柱稳定性分析..................................................................................8 2.2.1 煤柱的极限强度分析..............................................................................8 2.2.2 煤柱承受载荷的计算..............................................................................9 2.3 B4 煤层回采工作面老顶运动特征.................................................................10 2.4B4 煤层回采工作面煤柱在底板岩层中的应力分布规律............................10 3 B5 煤层回采时矿山压力显现规律及其控制............................................................14 3.1B5 煤层回采工作面顶板来压特征..................................................................14 3.1.1 B5 煤层回采工作面上覆围岩特征分析............................................... 14 3.1.2 B5 煤层直接顶冒落情况...................................................................... 14 3.1.3 B5 煤层老顶结构的稳定性分析...........................................................15 3.2 B5 煤层回采时老顶的垮落步距.................................................................... 16 3.2.1 B5 煤层回采时老顶的初次来压步距.................................................. 16 3.2.2 B5 煤层回采时老顶的周期来压步距.................................................. 19 3.3 回采工作面单体液压支柱支护参数的确定及选型........................................19 3.3.1 单体液压支柱合理支护参数的确定....................................................20 3.3.2 B5 煤层回采工作面支护设计...............................................................23 内蒙古科技大学硕士学位论文 -2- 3.3.3 B5 煤层回采时应采取的技术措施.......................................................24 3.4B5 煤层回采巷道合理开掘位置研究..............................................................25 4 近距离煤层围岩破坏的数值模拟研究......................................................................28 4.1FLAC3D数值模拟软件的简介.........................................................................28 4.2 数值模拟的目的及模型的建立......................................................................28 4.2.1 数值模拟的目的....................................................................................29 4.2.2 模型的建立...........................................................................................29 4.3B4 煤层数值模拟结果分析.............................................................................31 4.4B5 煤层回采数值模拟结果分析..................................................................... 34 5 B5 煤层回采巷道的支护设计研究............................................................................42 5.1 回采巷道的支护原则...................................................................................... 42 5.1.1 围岩处于弹塑性状态回采巷道的支护原则......................................... 42 5.1.2 围岩处于松动性状态回采巷道的支护原则......................................... 42 5.2 回采巷道锚杆支护理论及设计方法............................................................... 43 5.2.1 锚杆支护理论....................................................................................... 43 5.2.2 锚杆支护设计方法................................................................................44 5.3B5 煤层回采巷道支护设计.............................................................................46 5.3.1 顶板锚杆支护参数的确定....................................................................46 5.3.2 金属网支护参数的确定........................................................................48 5.3.3 帮部锚杆参数的确定............................................................................48 5.3.4 卸压孔布置与参数设计........................................................................48 5.4 回采巷道支护方案..........................................................................................49 6 主要结论及努力方向.................................................................................................50 6.1主要结论..........................................................................................................50 6.2论文研究的不足及展望...................................................................................51 参考文献.......................................................................................................................52 在学研究成果...............................................................................................................56 致谢.......................................................................................................................57 内蒙古科技大学硕士学位论文 -1- 1 绪论绪论 1.1 研究背景及意义研究背景及意义 随着 20 世纪 90 年代以来我国煤炭工业的高速发展，各矿井对煤层的开采强度逐年 增大，许多矿井已面临着赋存条件较好的煤层逐渐或已基本开采完毕的现实，然而煤炭 作为推动我国经济社会发展的主要能源，在未来相当长的一段时期内其作为主体能源的 地位依然不会改变，因此，对埋藏深度大、赋存条件较差煤层的开采已成为许多矿井面 临的现实问题 [1-7]。由于经济条件等因素的限制，部分矿井选择将回采工作面布置在已采 煤层残留煤柱及采空区下方，当两煤层相距较近时，下部煤层回采工作面在矿山压力控 制、支护围岩关系、回采巷道布置等方面与普通回采工作面存在较大区别。 本文针对一〇四煤矿 B4、B5 煤层的赋存特点、B4 煤层的开采方法及 B5 煤层采用 普通机械化采煤工艺方式的情况，对 B5 煤层回采时矿山压力的显现规律进行了深入研 究，最终确定出回采工作面单体液压支柱的合理支护参数、开采时所应采取的技术措 施、回采巷道的布置位置及支护方案，对于实现 B5 煤层的安全、高产、高效开采具有 重要的应用价值和现实意义。 1.2 煤柱支撑法及其发展现状煤柱支撑法及其发展现状 目前，对于采煤方法的分类标准很多，通常按采煤工艺方式的不同以及矿山压 力的控制特点将采煤方法具体分为长壁式采煤方法和短壁式采煤方法两大体系。我 国煤层赋存条件多种多样，开采条件复杂，建国初期的几十年间短壁式采煤方法在 我国的应用比较普遍。但随着 20 世纪 70 年代初长壁采煤工艺的推广和普及，其具 有适应性强、采煤连续性强、采出率高以及安全条件好等特点，短壁式采煤方法在 我国已逐渐被长壁式采煤方法所取代。 煤柱支撑法属于长壁式采煤方法的一种。所谓煤柱支撑法即是在煤层顶板坚硬的 条件下，在采取注水或强制放顶等措施时顶板均难以垮落，此时在采空区内沿走向 每隔 25～50m 留设宽度在 5m 左右、与回采工作面等长的煤柱，亦称刀柱，用以管 理顶板的采煤方法。煤柱支撑法的优点主要有使用设备少，回采工序简单，工效 和产量均较高，木材消耗量少，吨煤直接成本较低。但相比于优点，煤柱支撑法的 缺点则更为明显，主要有 [8, 9]（1）残留煤柱多、煤炭资源浪费严重；（2）开采近 距离煤层群时，上煤层采空区遗留煤柱会对下煤层开采造成强大的集中压力；（3） 内蒙古科技大学硕士学位论文 -2- 相比于其他长壁采煤方法回采工作面较短，切割巷多，掘进率低；（4）回采工作面 通风条件不好，煤层易自燃发火；（5）随着回采工作面的推进，会造成大面积顶板 悬空，一旦来压就会造成塌顶，发生井下暴风的严重事故。 正是因为煤柱支撑法有上述明显的缺点，在机械化程度较高的矿井，煤柱支撑 法一般只应用在一些受地质等客观因素限制的局部煤层当中。然而，由于我国经济 发展不平衡性的影响，在一些不发达地区的小煤矿，煤柱支撑法的应用仍比较常 见。 1.3 近距离煤层的定义近距离煤层的定义 在煤层的赋存条件中，煤层间距是影响煤层开采的重要因素，当两煤层间承载层厚 度小于一定值且煤层群间采用下行式的开采顺序时，上煤层开采过后必然会对其底板产 生一定程度的损伤，由于煤层间距较近下煤层顶板的完整性必然也会遭到破坏，这将会 对下煤层回采工作面的正常生产产生重要影响，例如当下煤层工作面与上煤层采空区沟 通时，会造成工作面漏风，极易造成瓦斯超限，严重影响矿井的安全生产。 若上下煤层间距较大（承载层厚度较大），当下煤层工作面回采时其顶板断裂及矿 压显现规律与常规工作面相似甚至一样，习惯上将此类煤层定义为非近距离煤层，非近 距离煤层群承载层厚度 hc需满足 jzc hh K M h   1 1 （式1.1） 式中K1承载层岩层中位于主承载层以下岩层断裂垮落的碎胀系数； M煤层厚度,m； hz为主承载层以上岩层的总厚度,m。 从定性分析角度，一般将煤层间距小于hj的煤层定义为近距离煤层。 1.4 课题的提出课题的提出 新疆昌平矿业有限责任公司一〇四煤矿位于乌鲁木齐市市郊，原是一座设计生产能 力 0.09Mt/a 的小型煤矿，由于生产技术较为落后等原因该矿在开采 B4 煤层时采用煤柱 支撑法管理顶板，仅在局部控顶区域采用木支柱支护，钻爆法落煤，带式输送机运煤， 现 B4 煤层已基本开采完毕。由于 B5 煤层为低灰、低硫、高热值的优质煤，是动力用 内蒙古科技大学硕士学位论文 -3- 煤、铸造及化工用煤的良好原料，该矿在经过技术改造升级后，将采用高档普采的采煤 工艺方式对 B5 煤层进行开采，该矿也将转型为生产能力达到 0.45Mt/a 的中型煤矿。由 于 B4、B5 煤层层间距离较近，平均间距为 3.75m，且两煤层间为强度较低、裂隙较发 育的页岩，在 B4 煤层回采的过程中必然已对底板页岩的完整程度造成一定的破坏，这 将严重影响 B5 煤层的正常开采。如何提高 B5 煤层的开采率，并保证回采工作面的安 全生产，已成为该矿亟待解决的难题。 1.5 研究内容、研究方法及技术路线研究内容、研究方法及技术路线 本文以新疆昌平矿业有限责任公司一〇四煤矿 B4、B5 煤层为研究对象，采用现场 调研、理论分析及数值模拟相结合的方法，主要对以下几个方面做出了研究 （1）B4 煤层顶板运动特征、残留煤柱的稳定性及其在底板内应力的传递规律 主要包括B4 煤层开采后直接顶的垮落程度、老顶运动特征（在煤柱支撑条件下老顶 是否断裂）、煤柱变形破坏特征及稳定性及煤柱在底板中应力的传递规律 （2）对B5 煤层回采工作面矿山压力显现与控制技术的研究 根据 B5 煤层顶板页岩内的应力分布规律及 B5 煤层采用全部垮落法处理采空区的 实际情况，仍采用理论分析与数值模拟相结合的方法对老顶的运动特征及 B5 煤层开采 矿山压力显现规律进行研究，确定出回采工作面单体液压支柱支护参数、合理的支护密 度及回采巷道开掘的合理位置。 （3）对 B5 煤层回采巷道矿山压力显现及控制技术的研究 依据 B5 煤层回采期间围岩应力分布状况，确定 B5 煤层回采巷道合理的支护原 则、支护方案及支护参数，其中支护参数包括锚杆支护参数、锚索支护参数、金属网支 护参数及卸压孔参数等。 内蒙古科技大学硕士学位论文 -4- 项目调研 对B4煤层顶板破坏特征、煤柱受力状态及其在底板内应力传递规律的研究 B5煤层回采工作面矿压 显现规律及控制研究 B5煤层回采巷道矿压显现 规律及控制研究 总结提升研究成果撰写论文 理论分析 数值模拟 图1.1 论文研究技术路线图 内蒙古科技大学硕士学位论文 -5- 2 B4 煤层围岩破坏特征及底板内应力传递规律的研究煤层围岩破坏特征及底板内应力传递规律的研究 2.1 开采开采 B4煤层时直接顶的垮落煤层时直接顶的垮落 2.1.1 开采开采 B4 煤层时直接顶的垮落特征煤层时直接顶的垮落特征 一〇四煤矿近距离煤层上部煤层为 B4 煤层，下部煤层为 B5 煤层，两煤层平均间 距为 3.75m。在开采 B4 煤层时，采用煤柱支撑法管理顶板，煤柱与回采工作面等长为 70m，煤柱宽度为6m，间距为 25m。随着回采工作面的不断推进，当直接顶达到其极限 跨距时，将发生垮落现象。通常，以材料力学中弯矩的有关公式来计算岩层的极限跨 距。 顶板岩梁一般由数层岩层所组成，任一岩层除受其自重载荷以外，还将受到邻近岩 层所施加的载荷。实际中，由于开采活动等非自然因素的影响，岩层载荷并不是均布载 荷，但为了简化分析问题，常把岩层载荷视为均匀分布。以回采工作面上覆的第 1 层岩 层为例以说明岩层载荷的计算方法。假设已采煤层上方共有m 层岩层，岩层的厚度分别 为 hii1,2，...，m,体积力分别为 i i1,2，...，m，弹性模量分别为 Eii1,2，...， m。当第 1 层岩层所控制的岩层达到第 n 层时，各岩层将同步变形，形成组合梁。根据 组合梁原理 [10]第n 层对第1 层岩层载荷qn1   33 22 3 11 2211 3 11 1 nn nn n hEhEhE hhhhE q     （式2.1） （qn）1为第n层岩层对第1层岩层所施加的载荷。对于岩层本身的载荷，可用公式 hq进行计算 [11-13]，当 1 11   nn qq时，即以1 n q的值作为第 1 层岩层所受载荷，以 计算其极限跨距。 已知 B4 煤层回采工作面上覆页岩、炭质泥岩、粉砂岩弹性模量 Ei及体积力 i 分别 为E13200MPa、E23000MPa、E36000MPa，γ10.028MN/m3、γ20.025MN/m3、 γ30.026MN/m3，参看图 2.1 可知 煤层顶板厚度为 1.13m 的页岩自身的载荷q1为 KPahq64.3113 . 1 28 111 （式2.2） 考虑页岩岩层上部厚度为 4.15 的炭质泥岩对其的作用力大小为 内蒙古科技大学硕士学位论文 -6- KPa hEhE hhhE q93 . 2 15 . 4 300013 . 1 3200 15 . 4 2564.3113 . 1 3200 33 3 3 22 3 11 2211 3 11 12         ，显然 112 qq，这 说明页岩仅会受到其自身载荷的作用。 随着回采工作面的不断推进，直接顶可视为“梁”结构，依据材料力学中固定梁及 简支梁相关公式（式 2.3、2.4），已知页岩岩层的抗拉强度 RT2.5MPa，直接计算出其 极限跨距为 [14] m q R hL T 14 64.31 105 . 22 13. 1 2 3 1 11   （式 2.3） m q R hL T 6 .11 64.313 105 . 2 13. 12 3 2 3 1 12    （式2.4） 由上述计算结果可知，页岩岩层的极限跨距应在 11.614m 的范围内，小于煤柱间 距25m，可知在回采工作面推过一定距离时，页岩岩层将垮落下来。 同样，页岩岩层上部厚度为 4.15m 的炭质泥岩其自身产生的载荷 q2为 q2γ2h2254.15103.75KPa，考虑炭质泥岩岩层上部厚度为 7.20m 的粉砂岩对其的作用 力大小为 KPa hEhE hhhE q 5 . 25 2 . 7600015 . 4 3000 2 . 72675.10315 . 4 3000 33 3 3 33 3 22 3322 3 22 23         可知炭质泥岩岩层也仅受到自身载荷的作用，在已知炭质泥岩的抗拉强度 RT1.5MPa 的情况下，依据式 2.3、2.4 计算出其极限跨距分别为 22.3m、18.26m，均小 于煤柱间距，可见炭质泥岩岩层也将伴随页岩岩层垮落，也就是说在 B4 煤