急倾斜坚硬顶板松软煤层异形巷道变形破坏特征试验研究.pdf

论文题目急倾斜坚硬顶板松软煤层异形巷道变形破坏特征试验研究 专 业采矿工程 硕 士 生雷伟杰 （签名） 指导教师伍永平 教授 （签名） 摘 要 急倾斜硬顶软煤异形巷道处于不同力学性质的围岩中，引起围岩应力载荷呈非对称 分布，加之煤层倾角过大，导致巷道围岩发生非对称破坏，从而增加巷道的支护难度， 不能满足矿井安全高产高效的需求，因此开展对急倾斜煤层异形巷道围岩变形破坏特征 试验研究具有重要的科学意义和工程实践价值。 本文以新疆焦煤集团有限公司 2130 煤矿 25221 异形巷道为背景， 结合现场观测、 相 似材料模拟实验、数值分析（FLAC2D）和理论研究，对急倾斜硬顶软煤异形巷道变形破 坏特征及稳定性控制进行了实验研究，研究表明 （1） 急倾斜硬顶软煤异形巷道两帮变形量大于顶底移近量。 巷道两帮变形主要以高 帮为主，高帮锚杆（索）的总体载荷最大，顶部锚杆次之，低帮锚杆最小。表明巷道高 帮受载最大，控制好高帮是保证巷道稳定的关键； （2）急倾斜硬顶软煤异形巷道掘进期间，高帮中下部载荷大于上部，加之风化及水 蚀作用，上部煤体有松散趋势，高帮上部很容易发生变形释放或缓解由于顶板压力而形 成的横向拉力，伴随着时间推移，很容易蠕变，最终导致高帮失稳破坏； （3） 急倾斜硬顶软煤异形巷道受围岩力学性质和支护技术的影响， 造成围岩变形破 坏具有非对称性，呈现“高帮滑移，低帮下挫，底板微臌，直接顶部分断裂”的互错动 变形特征； （4） 急倾斜煤层异形巷道围岩受载及变形破坏的非对称性， 采用非对称锚网索耦合 支护，增加顶板、高帮锚杆强度，降低顶板锚杆支护密度，改善围岩受力状态。同时加 强“关键部位支护” ，可以比较有效的提高巷道稳定性； （5）对关键支护方案进行对比分析结果表明，在保证高帮围岩稳定前提下，顶板锚 杆采用三排距，减少锚杆数量，可以降低支护成本； 论文研究结果已应用于 2130 煤矿， 并取得了良好的技术经济效益， 对类似条件的巷 道支护具有借鉴作用。 关 键 词急倾斜煤层；硬顶软煤；异形巷道；非对称性破坏；锚网索耦合支护 研究类型应用研究 万方数据 万方数据 Subject Experimental study on deation and failure characterist -ics of abnormity roadway within steep soft coal seam with hard roof Specialty Mining Engineering Name Lei Weijie Signature Instructor Wu Yongping Signature ABSTRACT Steep hard top deed soft coal roadway under the different mechanical properties of surrounding rock, which reduces the surrounding rock stress to be asymmetric load distribution, and the increasing of dip angle of coal seam, result in the difficulty of roadway support and not meeting the needs of high production and efficiency mine safety, therefore. it will have an important scientific significance and economic value to study the roadway surrounding rock deation and failure characteristics of steep hard top deed soft coal roadway. Under the background of Xinjiang Coking Coal Mine Group Co., Ltd. 25221 roadway, combined with field observations, similar material simulation, numerical simulation FLAC2D and theoretical analysis, this paper studies and analyzes the steeply inclined hardtop shaped soft coal roadway deation and failure characteristics and stability control. The researches conclude that 1 The deation of the sides of steep hard top deed soft coal roadway is larger than that in top and bottom. The governing deation emerged on the longer side of the two, the maximum force and longer side anchor cable has overall maximum load, the top bolt is followed, the shorter sideanchor is minimum. This shows that the longer side control should be emphasized; 2 Profiled in Steep hardtop soft coal during tunneling, high load is greater than the upper middle and lower help, coupled with the role of weathering and erosion, the upper body has a loose coal trend, high-top upper easily deed lateral tension due to release or relieve the pressure and the ation of the roof , along with the passage of time, it is easy to creep, resulting in high-top instability failure; 3As result of steep hard top deed soft coal roadway influenced by the coal seams 万方数据 dip angle, the deation of surrounding rock damages is asymmetric, which presents the mutual dislocation deation characteristics of “high-top slip down low to help , swollen from the floor , roof fracture “ ; 4 Based on steeply inclined shaped roadway deation under load and non-symmetry violation, the proposed roadway for the abnormity of roadway with asymmetric applying the anchor wire rope coupling support, combined with the stability of roadway control principle, designing the special-shaped roadway support plan; 5 Support programs for different numerical analysis shows that roof bolting density is reduced by increasing the roof, high strength bolt, the surrounding rock stress state is improved, shaped roadway stability control is feasible. At the same time only three rows bolts is installed in the roof, the stability of surrounding rock can be obtained, reducing the number of anchor, meeting support requirements, improving support efficiency can be Achieved. Key words Steeply inclined coal seam;Hard roof soft coal;Deed roadway； Asymmetric damage; The bolt steel mesh and anchor combined support. Thesis Application of Study 万方数据 万方数据 目录 I 目 录 1 绪论 ......................................................................................................................................... 1 1.1 选题背景及研究意义 ................................................ 1 1.2 国内外研究现状 .................................................... 2 1.2.1 国内外急倾斜煤层研究现状........................................................................... 2 1.2.2 国内外围岩稳定性研究现状........................................................................... 3 1.2.3 回采巷道支护技术研究现状........................................................................... 7 1.3 本论文采用的研究内容、方法及技术路线 .............................. 8 1.3.1 研究的主要内容 ............................................................................................... 8 1.3.2 研究方法 ........................................................................................................... 9 1.3.3 研究技术路线 ................................................................................................... 9 2 急倾斜煤层异形巷道围岩变形现场观测 ............................................................................11 2.1 工程地质概况 ..................................................... 11 2.2 25221 回采巷道地质条件 ........................................... 11 2.2.1 地质构造 ......................................................................................................... 11 2.2.2 水文地质 ......................................................................................................... 11 2.2.3 瓦斯及煤尘情况 ............................................................................................. 12 2.2.4 煤层顶底板特征 ............................................................................................. 12 2.3 观测的目的及内容 ................................................. 12 2.4 观测方法与观测装置 ............................................... 13 2.4.1 观测方法 ......................................................................................................... 13 2.4.2 观测装置 ......................................................................................................... 15 2.5 观测设计方案 ..................................................... 17 2.5.1 测点布置 ......................................................................................................... 17 2.5.2 巷道支护参数 ................................................................................................. 17 2.6 观测主要数据整理与分析 ........................................... 18 2.6.1 巷道围岩变形特征 ......................................................................................... 18 2.6.2 异形巷围岩深部受力特征............................................................................. 19 2.6.3 异形巷道帮部锚索受力特征......................................................................... 21 2.7 本章小结 ......................................................... 22 3 急倾斜煤层异形巷道围岩变形相似材料模拟实验 ........................................................... 24 3.1 相似材料模拟实验研究 ............................................. 24 3.2 实验目的和实验内容 ............................................... 24 万方数据 西安科技大学硕士学位论文 II 3.2.1 实验目的 ......................................................................................................... 24 3.2.2 实验内容 ......................................................................................................... 24 3.3 实验设计 ......................................................... 25 3.4 实验过程 ......................................................... 27 3.5 实验结果分析 ..................................................... 29 3.5.1 异形巷道围岩变形特征................................................................................. 29 3.5.2 异形巷道围岩变形破坏规律......................................................................... 31 3.6 本章小结 ......................................................... 32 4 急倾斜坚硬顶板松软煤层异形巷道稳定性控制 ............................................................... 33 4.1 急倾斜煤层异形巷道稳定性影响因素 ................................. 33 4.2 急倾斜煤层异形巷道稳定性控制原则及方法 ........................... 34 4.3 急倾斜煤层异形巷道支护技术 ....................................... 34 4.3.1 急倾斜煤层锚网索耦合支护作用机理分析................................................. 34 4.3.2 急倾斜硬顶软煤异形巷道支护技术和主要参数确定................................. 35 4.4 急倾斜煤层异形巷道数值模拟支护技术试验 ........................... 40 4.4.1 数值模拟研究内容 ......................................................................................... 40 4.4.2 数值计算方法 ................................................................................................. 40 4.4.3 数值计算参数及方案 ..................................................................................... 42 4.4.4 数值计算模型 ................................................................................................. 43 4.4.5 回采巷道数值计算结果及分析..................................................................... 43 4.5 实验巷道的效果监测与分析 ......................................... 47 4.5.1 效果监测的目的 ............................................................................................. 47 4.5.2 效果监测的内容 ............................................................................................. 47 4.5.3 监测结果与分析 ............................................................................................. 48 4.6 经济效果分析 ..................................................... 50 4.7 本章小结 ......................................................... 51 5 主要结论和展望 ................................................................................................................... 52 5.1 主要结论 ......................................................... 52 5.2 论文不足及展望 ................................................... 53 致谢 .......................................................................................................................................... 54 参考文献 .................................................................................................................................. 55 附 录 ........................................................................................................................................ 58 万方数据 1 绪论 1 1 绪论 1.1 选题背景及研究意义 我国煤炭资源储量丰富，是世界上煤炭资源最丰富的国家之一，煤炭在能源消费总 量占的比重最大。据统计，2000 年我国煤炭产量 10 亿 t，到 2005 年已经超过了 20 亿 t， 2012 年产量更是达到了 36.6 亿 t。据预测，到 2020 年煤炭资源仍将占我国能源消费的 70％左右，因此我国在相当长时间内仍将以煤炭为主[1]。 我国大倾角煤层占 1520的储量，其年产量占全国煤炭总产量的 10左右。随 着国家经济发展对煤炭资源需求的快速增长，急倾斜煤层在我国煤矿开采中所占的比重 将逐年增加。急倾斜煤层赋存条件复杂，开采难度大。巷道开掘后，围岩由于约束条件 与受力状况发生改变，在矿山压力的作用下向巷道空间运动。在巷道围岩运动过程中， 有时由于人们对其发展情况缺乏正确的预计，没有能及时采取有效的、针对性的控制措 施，导致巷道掘进与维护过程中顶板事故的发生[2]。 近年来，我国及世界其他国家对缓倾斜及倾斜煤层回采巷道围岩稳定性研究的理论 和方法比较多，但对急倾斜煤层异形巷道围岩稳定性的研究较少。急倾斜煤层异形巷道 的顶板、两帮和底板各自岩性不同，且岩层易沿层面滑移，所以巷道的围岩应力分布、 矿压显现和支护体的承载状况都要比其他煤层复杂，其主要特点为巷道围岩变形和破 坏具有非对称性；煤层倾角大，重力沿层理方向的作用力增大，受回采影响后，很易引 起岩体沿层面滑移；急倾斜煤层异形巷道两帮及底板多为煤层，其强度一般都低于顶底 板岩层，从而使巷道片帮和底臌现象严重。由上所述可见，急倾斜煤层巷道的矿压显现 较剧烈，支护体的受载状况具有非对称性，导致围岩变性破坏的非对称性，使得巷道维 修费用大大超过成巷费用，不能满足矿井安全高效高产的需求。因此，对急倾斜煤层异 形巷道围岩变形破坏实验研究具有重要的意义[37]。 新疆焦煤集团有限责任公司 2130 煤矿回采巷道断面形式为直墙异形，即倒梯形， 因煤层软、倾角较大，尤其是 2130 煤矿异形巷道的煤层倾角达到 45 ，使巷道高帮支护 施工难度大，支护效果差。同时，由于施工中缺乏对巷道煤岩体物理力学性质、围岩应 力状态进行分析，仅凭工程经验对几个矿井的回采巷道均采用锚杆（索）网联合支护为 主，在地质条件复杂多变地段辅以架棚支护形式，其支护参数基本一致，缺乏针对性和 科学性，加之掘进施工过程劳动组织管理复杂，工种分配不合理，导致了巷道支护效果 较差，巷道高帮片帮比较突出，片帮不仅会影响到职工的人身安全与生产的正常进行， 而且会导致空顶距增大引起顶板事故，进而引起顶板事故。 因此，对 2130 煤矿异形巷道围岩变形破坏进行实验研究，为回采巷道支护参数进 万方数据 西安科技大学硕士学位论文 2 行优化提供依据具有重要的理论价值和实践意义。 1.2 国内外研究现状 1.2.1 国内外急倾斜煤层研究现状 国外急倾斜煤层开采主要集中在前苏联所属的地区，在德国、法国、西班牙、印度 等国家也进行了一些研究。这些国家对开釆急倾斜煤层所使用的机械设备及开釆方法进 行了深入的研究，提出了一些切实可行的开釆方法，并研制出一些相配套的机械设备， 为急倾斜煤层开釆的研究奠定了坚实的基础[8]。20 世纪 70 年代到 80 年代中期，前苏联 对急倾斜（大倾角）煤层的研究比较系统，也具有较高的技术水平，研制出应用于急倾 斜煤层的各类釆煤机及液压支架，并对急倾斜煤层的开釆工艺进行了系统地研究。前苏 联在库兹巴斯矿用一种专门的拱形掩护液压支架对厚度为 26m的急倾斜煤层进行巷柱 式放顶煤开采[9]。 美国和澳大利亚是世界产煤大国，但急倾斜（大倾角煤层）开采问题目前还不是特 别的突出，相应的研究主要是为下一步的发展进行技术装备（如 West Virginia University 一些学者现在进行的研究是为 West Virginia 矿区规划所用等） ，基本没有矿井生产方面 的文献报道[10]。 国内对于急倾斜煤层采煤方法进行了大量系统的研究，并摸索出倒台阶、柔性掩护 支架、俯伪斜等开釆方法，并自主研发或引进国外急倾斜煤层液压支架、釆煤机、刮板 输送机应用于我国急倾斜煤层矿井，进行工业性试验，总结了很多宝贵的经验，为我国 急倾斜煤层开采的研究奠定了坚实的基础。 中国矿业大学郭国珍、吕家立教授等在对“急倾斜松软围岩回采巷道矿压显现及其 支护”研究中指出急倾斜松软围岩回采巷道的矿压显现特征是变形量大，掘进影响阶段 时间长，速度快，底臌现象突出，两帮变形和压力大。由高地应力产生的水平应力挤压 巷道底板岩层， 导致岩层在层面法线方向产生断裂弯曲和底臌。 由于急倾斜岩层的特点， 断裂线在轴线偏高部位发生，导致斜坡状的底臌[11]。 辽宁工程技术大学张芳、贾晓波等在“急倾斜煤层底板巷道破坏因素探讨”中通过 对急倾斜煤层底板巷道变形、破坏的数值计算发现，急倾斜煤层与水平煤层相比，受底 板附加支承压力的影响较小，底板巷道变形、破坏主要是由于煤层开采后底板卸载，形 成悬空面造成岩层移动引起的。分析结果表明，受采动影响岩层在底板中形成岩层移动 活跃区，其大小取决于煤层倾角、岩石力学特性以及开采深度等，而与采区长高比大小 关系不大[12]。 安徽理工大学的谢广祥、查文化等通过对“急倾斜煤层锚网索巷道围岩活动规律研 究”的研究表明巷道两帮变形大于顶底移近量，而巷道两帮变形主要以高帮为主，并 万方数据 1 绪论 3 且高帮锚杆（索）的总体载荷最大，顶部锚杆次之，下帮锚杆最小。这说明巷道高帮受 力最大，在支护中应引起重视，加强对巷道两帮尤其是高帮的控制，支护理念从控制载 荷向控制变形转变，工程措施从控顶护帮向控帮护顶转变，设计从刚性支护向柔性支护 转变，改被动支护为主动支护[13]。 在这方面，西安科技大学的专家学者们做了大量富有成效的工作。西安科技大学吴 绍倩、石平五教授，对大倾角煤层及急倾斜煤层的开采方法和围岩运动规律方面有深入 的研究，石平五教授通过对急斜长壁开采老顶破断规律相似模拟研究，初步归纳了底板 滑移、顶板破断和破断后运动的特点[14]。伍永平教授研究认为当煤层倾角大于 35 时， 顶板冒落岩石沿工作面向下滑（滚）形成沿倾斜的不均匀充填特征，导致工作面围岩移 动和支承压力分布以沿走向推进中轴线为界呈现出典型的非对称特征[15]， 伍永平教授对 急倾斜煤层巷道围岩变形破坏特征及支护技术有深入研究，通过现场观测、数值分析、 相似模拟实验和理论分析， 揭示了急倾斜煤层巷道破坏具有非对称性， 呈现 “顶板下滑， 底板鼓起”相互错动变形特征，进而提出“锚网索非对称耦和支护技术”[1617]。 黄庆享教授在急倾斜临界角煤层沿空留巷矿压显现规律与支护对策中通过现场实 测并利用相似模拟和数值计算综合手段，揭示了大倾角临界角煤层非对称破坏和变形破 坏的机理，发现了“顶帮下挫”式破坏特征，并提出了通过优化巷道断面改善支护系统 的支护对策[1819]。邵小平副教授，通过急倾斜相似模拟实验对比表明，顶板岩层中存在 “卸载拱”结构。该结构的存在，使工作面开采过程中裸露的顶板岩层仅承受拱内岩层 的作用，倾角较大的急斜煤层，开采过程中由于受到“阶梯”形收口处及沿槽形采空区 域下移的垮落体对顶板岩层的支承作用，顶板岩层的稳定性大幅提高[20]。 辽宁工程技术大学博士杨帆采用相似材料模型实验、数值模拟研究了急倾斜煤层开 采的岩层移动特征和传力机制，发现急倾斜煤层开采上覆岩层以一类似“厂”型弯曲的 岩层移动结构逐渐向上扩展，并延伸至地表，形成地表的不对称性沉降，并据此提出了 急倾斜煤层岩层移动的“厂”型移动拱结构模式[21]。 1.2.2 国内外围岩稳定性研究现状 随着世界经济技术的不断更新，巷道围岩稳定性的研究也在不断地改进。如今，国 内外学者对巷道围岩稳定性的研究方法多种多样，概括起来主要通过理论分析、现场实 测、模拟实验、数值计算等方法对巷道围岩因采、掘等工序引起的应力场及位移场的改 变规律进行系统的研究，取得了丰富的成果，为有效进行回采巷道围岩控制奠定了坚实 的基础。 （1）理论分析法 国内外学者对松散地层的围岩稳定和围岩压力理论的研究是从 19 世纪开始的，研 究过程主要经历了古典地压理论、散体压力理论及现在广泛应用的弹性力学理论、塑性 万方数据 西安科技大学硕士学位论文 4 力学理论。随着隧道的开挖，由于卸荷作用打破了围岩原有的平衡状态，发生应力重分 布现象，使得围岩应力分布不均匀，出现应力集中现象。在强度较高的围岩，所受应力 小于岩体的极限强度，围岩就进入弹性变形状态；反之在强度比较低的围岩部位，所受 围岩应力超过了岩体的弹性极限强度，围岩就会进入到塑性变形状态，出现塑性区，围 岩进入塑性区但不一定发生塑性破坏，因此研究围岩的稳定性问题就要考虑围岩的进入 塑性状态的问题[22]。 中国矿业大学的董方庭教授等人在 20 世纪 70 年代末提出的“巷道围岩松动圈理 论” 。其实质为巷道开挖前，岩体处于三向应力平衡状态。开巷后围岩应力将发生两个 显著变化一是巷道周边径向应力下降为零，围岩强度明显下降；二是围岩中出现应力 集中现象，一般情况下集中系数大于 2。如果集中应力小于岩体强度，那么围岩将处于 弹塑性稳定状态；当应力超过围岩强度之后，巷道周边围岩将首先破坏，并逐渐向深部 扩展，直至在一定深度取得三向应力平衡为止，此时围岩已过渡到破碎状态。我们将围 岩中产生的这种松弛破碎带定义为围岩松动圈，简称松动圈。松动圈实际测量与巷道围 岩支护之间的关系为当松动圈 L0 时，如果围岩比较完整，可以不支护；当松动圈 L040cm时，只喷混凝土就能有效维护；如果 L130150cm，一般常用的料石碹（刚 性）支护就不适应了，当 L≥150cm，刚性支护已难以维护[23]。 中国矿业大学的侯朝炯等在已有的研究成果基础上，提出巷道锚杆支护围岩强度强 化理论。该理论的要点有 （1）锚杆支护的实质是锚杆与锚固区域的岩体相互作用组成 锚固体，形成统一的承载结构。 （2）锚杆支护可提高锚固体的力学参数，包括锚固体破 坏前后的力学参数（弹性模量 E、黏巨力 C、内摩擦角 φ 等） ，改善被锚岩体的力学性 能； （3）巷道围岩存在破碎区、弹性区，锚杆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。 （4）锚固支护可改变围岩的应力状态，增加围压，提高围岩的承 载能力，改善巷道支护状况； （5）围岩锚固体强度提高后，可减小巷道周围的破碎区、 塑性区范围和巷道表面位移，控制围岩破碎区、塑性区的发展，从而有利于巷道围岩的 稳定。试验表面，在锚杆强度一定时，锚杆对残余强度的强化作用大于对极限强度的强 化，这对控制破碎区围岩变形，保持其稳定性具有重要作用[2425]。 奥地利学者 L.V.Rabcewicz 教授 1948 年提出，1964 年正式命名的新奥地利隧道施 工方法。其实质就是应用岩体力学的理论，以维护和利用围岩的自承能力为基础，采用 锚杆和喷射混凝土为主要支护手段，控制围岩的变形和松弛，使围岩成为支护体系的组 成部分，并通过对围岩和支护的测量、监控来指导隧道和地下工程设计施工的方法和原 则