新登矿“三软”煤层综放开采沿空留巷技术研究.pdf

全日制硕士学位论文 申请人姓名 王 桂 伍 指 导 教 师 袁 瑞 甫 副教授 学 位 类 别 工 学 硕 士 专 业 名 称 矿 业 工 程 研 究 方 向 矿山压力与岩层控制 河南理工大学能源科学与工程学院河南理工大学能源科学与工程学院 二二○一六年六月六年六月 新登矿新登矿““三软三软””煤层综放开采沿空留巷煤层综放开采沿空留巷 技术研究技术研究 万方数据 中图分类号中图分类号TD263 密密 级公开级公开 UDC622 单位代码单位代码10460 新登矿“三软”煤层综放开采沿空留巷新登矿“三软”煤层综放开采沿空留巷 技术研究技术研究 Study on Gob-side Entry Driving in Three Soft Coal Seam and Fully Mechanized Caving in Xindeng Coal Mine 申请人姓名申请人姓名 王桂伍王桂伍 学学 位 类 别位 类 别 工学硕士工学硕士 专 业 名 称专 业 名 称 矿业工程矿业工程 研 究 方 向研 究 方 向 矿山压力与岩层控制矿山压力与岩层控制 导师导师 袁瑞甫袁瑞甫 职称职称 副教授副教授 提 交 日 期提 交 日 期 2016-04 答 辩 日 期答 辩 日 期 2016-06 河南理工大学 万方数据 万方数据 万方数据 万方数据 致 谢 硕士三年学习生涯即将结束，回顾这三年读研期间，这里有治学严谨而不失 亲切的老师，有互相帮助的同学，更有向上、融洽的学校生活氛围，使我得以顺 利的完成了硕士阶段的学习，不仅提高了理论水平，而且增强了实践能力，也为 今后的学习和工作打下了坚实基础。 借此论文之际， 此刻我由衷得想对我的母校， 我的导师，我的师兄弟们，以及帮助我的人表达我真挚的谢意 非常感谢我的导师袁老师一直以来对我的专业知识、 科学研究以及日常生活 诸多指导与帮助。作为一名跨专业学生，三年前刚踏进 416 实验室门槛的时候， 我对采矿工程这一学科还是懵懵懂懂，现在作为一名即将毕业的的矿业工程硕 士，可想而知导师在我身上花费了多少心血。 袁老师为人谦和严谨，工作科研 极其认真负责，对专业孜孜以求，精益求精，无数次深夜我曾见老师在实验室伏 案工作，节假日也未有一丝放松。实验中经常出现各种意料不到的挫折与困难， 导师总是坚忍不拔，善于旁征博引，非常富有创新和开拓精神，采取不少建设性 实践，困难最终迎刃而解。导师这种渊博的学识、严谨务实的科研作风和坚韧的 探索精神值得我终生学习 非常感谢蒋东杰、冯军发、李回贵、焦振华、李英强等师兄们传授宝贵的经 验，感谢马骥、郭明杰、乔卿付、刘银先、侯志强师兄弟的大力帮助与支持，感 谢三年共同学习生活的同学们。相聚即是缘，泪痕与汗渍、心酸与甜蜜、浅薄与 深沉，都融入理工大这一土地上，散落于每一个角落。我欣慰的知道，多年以后 母校依然到处充盈着我们的气息，因为这里承载着我们的青春岁月，对此我由衷 得感谢 论文写作的过程中，我深深体会到了学术研究的艰难与不易，也越发感觉到 自己的才疏学浅。虽热论文已初步成稿，但自己也清楚的知道我的研究还是最基 础性的尝试，对许多问题思考还不够成熟，分析还不够深入，还有不少缺陷甚至 错误，希望老师们能更多得批评指正，以帮助我更好的完善本论文并展开对这一 领域的后续研究。 万方数据 I 摘摘 要要 为减少巷道掘进量，缓解采掘接替紧张，解决工作面上隅角超限问题以及提 高煤炭采出率，新登矿采用倾斜长壁、顶板全部垮落采煤方法。但由于采高大， 围岩扰动范围大，并且为“三软”煤层，造成了巷道支护无法使用锚杆支护，巷 道松动范围大，一次动压期间巷道大变形难以避免等问题。本文针对新登煤矿石 炭纪山西组二1煤层 31061 综放面具体条件，采用利用理论分析、数值模拟、现 场监测及试验的方法，提出了避开动压影响的留巷方法，研究了综放采场侧向覆 岩移动规律及矿山压力时空变化规律，验证并掌握了沿空留巷避开动压时间、支 护方式和工艺方法。 研究结果表明新登矿 31061 综放面采空区工作面后方 15m 壁应力较低， 15～70m 应力逐渐增加，70m 以后在煤壁附近出现应力降低区；留巷矿压显现在 工作面后方 30～40m 为压力缓慢升高阶段，在后方 40～70m 范围为压力快速增 加阶段，在后方 70m 以后为压力稳定阶段；通过现行沿空留巷方法与“避开动 压沿空留巷”进行对比，选择合适位置对巷道进行二次维修，并进行巷旁支护； 巷道变形量以顶底板相对位移量为主，应力集中位置仍位于煤壁内部，应力峰值 与无支护时基本位于同一位置，单位支柱压力变化范围远没有达到安全阀值，但 支柱不能达到最大支撑能力，使得支柱不能及时切顶，有条件矿井可以采用高强 度加强支护支架。 关键词关键词三软煤层；综放工作面；沿空留巷；留巷矿压；巷旁支护 万方数据 II 万方数据 III Abstract In order to reduce the driving of headings ,lose mining replacement serious, solve the problem of the concentration of gas in forward corner and boosting coal recovery ratio,Xindeng Coal Mine adopting the inclined longwal,lroof caving coal mining 。 However， thus results in some problmes， such as bolt support can not be used in roadway support ,big range roadway loose,a roadway with dynamic pressure during deation is difficult to avoid addition to the great mining height,large range of disturbance of surrounding rock and three soft coal seam。In this paper,based on the Specific conditions of 31061 fully mechanized caving face of Xindeng Coal Mine No.21coal seam of Shanxi ation,by using of theoretical analysis,,numerical simulation and the of field testing and moindustrial test, the of leaving lane along goaf to stay away from the effect of dynamical pressure have been proposed,caving mining lateral movement laws of overlying strata and the space-time change law of ground pressure have been studied,the time of gob-side entry retaining avoid dynamic pressure, support s and technology have been verified and controlled. The results show that 15m wall stress is low in the face of the rear goaf of fully mechanized coal caving face of Xindeng Coal Mine,1570m stress gradually increased,stress decreasing zone appeared after the coal wall 70m,the rock pressure phenomena with inclined longwalling is shown at the rear of the working face 3040m is the stage of the slow increase of pressure,in the rear 4070m range is a rapid increase in pressure phase, In the rear 70m is a the pressure stable stage.Through the comparison of the currently of gob-side entry retaining and the of leaving lane along goaf to stay away from the effect of dynamical pressure,choose a suitable location to secondary roadway maintenance and roadside support,roadway deation is mainly based on the relative displacement of roof and floor,the stress concentration position is still located inside the coal wall,the peak stress and without supporting basic is located in the same location.Far from the relief valve unit pillar pressure range value,but the pillar can not reach the maximum support capacity, 万方数据 IV making the pillar can not be cut in time,the condition of the mine can be used to strengthen the support of high strength support. Keywords Three soft coal seam;Fully mechanized caving face;Gob-side entry retaining;Coal face with inclined longwalling;Roadside support 万方数据 V 目目 录录 摘摘 要要................................................................................................................................................ I 目目 录录............................................................................................................................................... V 1 引言引言 ............................................................................................................................................. 1 1.1 研究背景及意义 ........................................................................................................... 1 1.2 国内外研究现状 ........................................................................................................... 2 1.2.1 沿空留巷的研究现状 ............................................................................................. 2 1.2.2 主要存在的问题 ..................................................................................................... 7 1.3 主要研究内容 ................................................................................................................ 8 1.4 技术路线 ......................................................................................................................... 9 2 工程条件分析及留巷方案工程条件分析及留巷方案 .................................................................................................. 11 2.1 井田地质条件 ............................................................................................... 11 2.2 井田开采方法与条件 .................................................................................... 11 2.3 31061 综放面工程条件分析 ......................................................................... 16 2.3.1 31061 采面概况 ..................................................................................................... 16 2.3.2 生产条件 ............................................................................................................... 17 2.3.3 工程条件分析 ....................................................................................................... 19 2.4 沿空留巷围岩结构及运动规律 .............................................................................. 19 2.4.1 沿空留巷覆岩结构 ............................................................................................... 19 2.4.2 沿空留巷围岩运动规律 ....................................................................................... 20 2.5 留巷初步方案 .............................................................................................................. 21 2.5.1 留巷方案影响因素 ............................................................................................... 21 2.5.2 留巷方案 ............................................................................................................... 22 2.6 本章小结 ....................................................................................................................... 25 3 避开动压沿避开动压沿空留巷围岩应力及运动规律空留巷围岩应力及运动规律 ....................................................................... 27 3.1 采空区侧向支承压力分布理论计算 ...................................................................... 27 3.2 采空区侧向围岩结构及应力研究 ......................................................................... 27 3.3 采场及围岩三维覆岩运动及应力分布 ................................................................ 31 3.3.1 数值模型 ............................................................................................................... 31 万方数据 VI 3.3.2 数值模拟结果及分析 ........................................................................................... 32 3.4 沿空留巷围岩结构及应力分析 .............................................................................. 36 3.4.1 数值模型 ............................................................................................................... 36 3.4.2 数值模拟结果及分析 ........................................................................................... 37 3.5 本章小结 ....................................................................................................................... 38 4 现场工业性试验及监测现场工业性试验及监测 ...................................................................................................... 41 4.1 监测内容和方法 ......................................................................................................... 41 4.1.1 监测内容 ............................................................................................................... 41 4.1.2 监测点设计 ........................................................................................................... 41 4.2 监测数据分析 ............................................................................................................. 45 4.3 本章小结 ....................................................................................................................... 47 5 避开动压影响避开动压影响“三软三软”煤层沿空留巷方法及生产系统煤层沿空留巷方法及生产系统 ................................................ 49 5.1 留巷方案 ....................................................................................................................... 49 5.1.1 超前压力影响段 ................................................................................................... 49 5.1.2 后方压力影响段 .................................................................................................... 50 5.1.3 动压影响稳定段 ................................................................................................... 51 5.1.4 采空区隔离方法 .................................................................................................... 52 5.2 生产系统 ....................................................................................................................... 53 5.3 施工工艺及效果 ......................................................................................................... 53 5.3.1 施工工艺 ............................................................................................................... 54 5.3.2 工程质量要求 ....................................................................................................... 54 5.3.3 安全措施 ............................................................................................................... 55 5.4 本章小结 ....................................................................................................................... 58 6 结论及展望结论及展望 ............................................................................................................................. 59 6.1 结论 ................................................................................................................................. 59 6.2 展望 ................................................................................................................................ 60 参考文献参考文献 ...................................................................................................................................... 61 作者简历作者简历 ......................................................................................................................................... 66 学位论文数据集学位论文数据集 ............................................................................................................................. 67 万方数据 VII 万方数据 1.引言 1 1 引言 1.1 研究背景及意义 当前，虽然我国煤炭行业受经济及新能源领域的影响经济效益受到冲击，能 源结构发生一些变动，但煤炭在能源结构中仍占据 70以上，绝对主导着我国一 次性能源结构， 并且煤炭作为主导地位的现状在今后相当长的时间内不会发生改 变[1-2]。因此，如何提高煤炭生产效益、改善矿井生产及安全环境仍是我国煤炭 行业面对和亟待解决的问题。 沿空留巷在技术和经济方面具有很多的优越性 （1）提高煤炭回收利用率， 延长矿井服务年限； （2）少开掘一条巷道，降低了矿井掘进率，有利于缓解采掘 接替紧张； （3）消除煤柱护巷时煤柱上、下方应力集中对开采的不利影响； （4） 实现工作面 Y 型通风，有利于解决隅角瓦斯积聚； （5）为瓦斯治理提供通道和场 所，抽采顶（底）板卸压瓦斯和采空区富集瓦斯，预抽邻近层瓦斯； （6）通过改 善通风条件，实现降低工作面温度，改善作业环境的目的等[3-5]。由于这些优势， 煤矿企业一直青睐沿空留巷技术，因此，沿空留巷具有广阔的推广应用前景。 虽然沿空留巷技术从上世纪 50 年代各主要产煤国家陆续开展研究，通过不 断研究矿压分布规律，发展和完善的巷内、巷旁支护技术，使得沿空留巷围岩控 制效果不断改善，但由于我国地质条件复杂、各地区煤层赋存情况差别较大、矿 井生产技术发展不均，同时受生产状况、经济效益以及管理制度等的影响，沿空 留巷技术在我国许多矿区应用并不普遍， 在一些特殊地质条件下应用的基础理论 和技术等方面还需要更深入地研究[6-8]。 沿空留巷需要经历多次采动高应力作用过程， 致使巷道围岩应力分布与矿压 显现剧烈，巷道围岩条件恶化，破碎区和塑性区范围大。特别是第 1 个工作面回 采后，在基本顶向采空区旋转、下沉过程中，沿空留巷不仅顶板发生强烈下沉， 而且实煤体帮鼓出和底鼓严重，导致巷道围岩破碎区、塑性区范围显著增大，巷 道围岩变形量大，维护十分困难[9]。多年来，国内外学者对沿空留巷技术做了大 量的研究，取得了一批重要的理论研究成果，如沿空留巷矿压显现规律、充填材 料研制、巷旁支护阻力计算、围岩控制技术等[10]，这些研究成果使得沿空留巷围 岩控制效果不断得到改善，甚至在有些条件下能够很好的解决。然而在多数情况 万方数据 河南理工大学硕士学位论文 2 下，以下这些问题仍然难以完全解决 （1）沿空留巷受动压影响变形量大、难以 控制，需要多次维护； （2）巷旁支护体需要人工修筑，工艺复杂，与采面生产相 互制约； （3）巷旁支护体对材料的力学参数要求高，留巷成本高。在一些特殊开 采和地质条件下，如综放大采高开采、煤层及围岩软弱、顶板来压强度大等，上 述问题会更加突出，同时受国内外经济形势影响，近年来煤炭企业普遍经济效益 不好，留巷的成本问题也是必须要面对的问题。 本文研究矿井国投新登郑州煤业有限公司，核定年产能力为 84 万吨。 该矿已经开采半个多世纪，煤炭资源日益枯竭，因此在该矿推广沿空留巷技术具 有非常重要的现实意义。目前，该矿一水平（155m）已结束，现主要开采90 水平，上下山开采，开采范围为 31 采区、22 采区和 25 采区。本文现场工程在 该矿 31061 综放面实施，该综放面为90 水平下山 31 采区北翼第一个工作面， 其南部、北部均为待采煤田，东部为90 北翼运输机巷，西部为井田边界。煤层 厚度变化较大，为 7～14m，煤层结构简单。为减少巷道掘进量，解决工作面上 隅角超限问题，提高采区回收率，31061 综放面采用 Y 型通风技术，将采用工字 钢架棚及点柱加强支护等方式将辅巷保留，与 2 采区回风下山相连。该工作面采 用ZYF2600/15/24中间架和ZFG2800/16/26放顶煤过渡支架支护， 采面共要设101 架，其中 ZFG2800/16/26 放顶煤过渡支架 6 架，ZYF2600/15/24 支撑掩护式支架 95 架，采空区采用全部跨落法管理顶板，其中端头部分留两个支架的宽度的顶 煤不放，而是随着采空区的垮落而自然垮落。由于 31061 工作面采用综采放顶煤 开采工艺，采高大，围岩扰动范围大，矿山压力显现与普通综采区别明显，并且 新登矿区属于典型的豫西“三软”煤层，因此需要对 31061 工作面沿空留巷技术进 行详细研究。 1.2 国内外研究现状 1.2.1 沿空留巷的研究现状 从上世纪 50 年代开始，世界主要产煤国家德国、波兰、中国、英国就陆续 开展沿空留巷试验研究，通过不断发展和完善巷内、巷旁支护技术，改善沿空留 巷围岩控制效果[11]。根据论文研究的重点涉及沿空留巷上覆岩层活动规律、沿空 留巷巷内支护技术、沿空留巷巷旁支护技术等相关内容，对沿空留巷上覆岩层活 万方数据 1.引言 3 动规律、巷内支护理论与支护技术、巷旁支护阻力与支护技术分别进行综述。 （1）沿空留巷上覆岩层活动规律研究综述 沿空留巷上覆岩层活动规律和破断特征与相邻两个工作面回采时上覆岩层 的断裂特征及活动规律密切相关，但又有自身的特点和规律。 通过对采场上覆岩层破断特征和活动规律开展了大量的研究， 提出了许多关 于认识上覆岩层规律的力学模型，从早期钱明高提出了上覆岩层的“砌体梁”力学 模型、进而研究了“砌体梁”结构的“S-R”稳定条件，又提出了岩层移动的关 键层理论 [12-15]，这些研究力学模型对综采（放）工作面采场中部沿工作面推进 方向的上覆岩层应力场、裂隙场和岩层运动规律，有了比较明确的认识。 针对沿空留巷围岩力学性质和维护特点， 国内外学者对沿空留巷上覆岩层稳 定状态、沿工作面倾斜方向上覆岩层活动规律也进行了大量的研究工作。在沿空 留巷顶板下沉规律研究方面孙恒虎、陆士良等通过相似模拟实验和矿压监测分 析研究认为沿空留巷顶板下沉属于“给定变形”，其下沉量与采高成正比关系； 顶板前期活动以旋转下沉为主，顶板后期活动以平行下沉为主[16]。在沿空留巷弧 形三角块结构的研究方面朱德仁、何廷峻提出 “三角形悬板”结构的观点，预 测了三角形破断的位置和时间[17]。柏建彪、李学华分析了巷道开挖前、巷道开挖 后后及工作面采动影响过程中弧形三角块结构的稳定性问题， 揭示了弧形三角块 结构稳定性原理 [18]。在基本定破裂与围岩运动规律研究方面漆泰岳、阚甲广 通过理论分析和现场实测表明基本定断裂深度与围岩级类成正比；直接顶厚度 与基本顶回转角、顶板垮落角成反比；揭示了基本顶破断位置与上覆岩层运动剧 烈程度与直接顶厚度的关系 [19-22]。谢文兵运用数值模拟分析了基本顶断裂位置 与形态、端头不放顶煤长度、原有巷道支护方式、充填体参数影响沿空留巷围岩 稳定性的规律。研究表明，确定合理的充填方式和充填体强度，留巷效果比较好 [23-24]。 一直以来，巷内支护与巷旁支护对基本顶破断规律影响没有完全统一的认 识，分为无影响和有影响两个结论，差异很大。孙恒虎、李化敏认为巷旁支护 和巷内支护不同的支付方式不能影响基本顶破断规律 [25-26]。康红普、张东升等 则认为巷旁支护与巷内支付不同的支护方式会影响基本顶的破断位置、 断裂线的 的位置，巷旁支护体的作用力大小以及顶板下沉量[27-30]。 前述研究分析将基本顶稳定状况和活动规律活动与其下方煤岩体的应力状 万方数据 河南理工大学硕士学位论文 4 态、变形特征和稳定状况结合起来，但缺少研究上覆岩层的围岩应力演化