采空区下15m特厚煤层安全高效开采方法及矿压特征研究.pdf

万方数据 万方数据 太原理工大学博士研究生学位论文 I 采空区下 15m 特厚煤层安全高效开采方法及矿压特征研究 摘 要 特厚煤层，尤其是采空区下近距离特厚煤层开采与单一厚及中厚煤层 开采相比，其开采方法、工艺参数及矿压与控制等问题更加复杂，呈现出 许多新的特征。上覆近距离煤层开采后垮落的顶板岩石以静载荷的方式作 用在下层煤的顶板上，使下层煤开采时顶板不易形成稳定的结构；上覆煤 层遗留煤柱上的集中应力对下层煤开采时支架载荷有很大影响，对下层煤 的安全高效开采会造成严重威胁。 斜沟煤矿13号平均厚度15m的特厚煤层， 且近距离（层间距平均 69m）赋存在 8 号煤层（平均厚度 5.5m）之下，其 顶板载荷、开采方法、开采工艺、煤壁稳定性等均受 8 号煤层采空区的影 响。本文以斜沟煤矿 13 号特厚煤层为研究对象，综合采用理论分析、物理 模拟、数值模拟以及现场实测等相结合的手段，对采空区下特厚煤层的开 采方法、工作面基本参数、合理采放比及放煤工艺、顶板活动规律、采场 矿压特征、煤壁稳定性及其控制、自燃特性及其指标气体优选等方面开展 研究，主要工作及取得的成果为 （1）根据地质条件、赋存特征和矿井生产规模等对 13 号煤层提出了 综合机械化放顶煤采煤法；采用 FLAC3D数值模拟的方法，研究得出 13 号 煤层采用综放开采工作面的合理底层采高为 3.8m，工作面长度为 242.4m； 采用物理模拟、 PFC2D数值模拟和现场工艺实测相结合的手段， 研究得出了 13 号煤层综放开采最宜采用两采一放、双轮顺序放煤工艺。 （2）引入高精度微震监测系统，三维动态监测了 13 号特厚煤层首采 工作面顶板微震事件发生的位置及时间。结果表明高能量微震事件在煤 壁前方 80m 开始发生，且多分布在高位顶板（3070m），具有明显的周期 性；高位顶板周期性断裂与下沉迫使低位顶板（030m）在煤壁前方 30m 万方数据 太原理工大学博士研究生学位论文 II 附近发生持续性破裂。 （3）采用 RFPA2D数值模拟的方法，研究了 8 号煤采空区及遗留煤柱 对 13 号特厚煤层开采顶板活动的影响规律。结果表明上覆 8 号煤层回采 对底板的破坏和 13 号煤的回采将使层间垮落带贯通，推进 80m～100m 范 围内出现支架后方顶板全厚度整体切落，造成顶板突然来压，导致压架事 故发生。 （4）13 号特厚煤层首采工作面支架载荷监测结果表明 基本顶初次来 压步距为 52.2 m，周期来压步距为 15.12 m；来压期间的峰值载荷均显示工 作面中部大于工作面上部和下部；支架的循环峰值载荷和加权平均载荷的 频率分布区间统计结果显示工作面生产过程中支架始终处于高阻运行状 态，表明 8 号煤采空区及遗留煤柱对 23103 工作面矿压显现有明显影响。 （5）通过建立煤壁滑移片帮的 Bishop 力学模型，推导出了煤壁滑移 面安全系数计算式，分析了支架初撑力和护帮板的推力对煤壁稳定性的影 响。结果表明煤壁的稳定性与支架初撑力 Q、护帮板的作用力 p 与作用 点位置 r 的乘积 pr 值均成正向相关；护帮板的作用力 p 与作用点位置 r 的乘积 pr 值越大，支架的初撑力对煤壁滑移面最小安全系数的影响就越 不明显。 （6）采用煤自燃倾向性的氧化动力学方法对 13 号煤的自燃倾向性进 行了测定，结果得出 13 号煤的自燃倾向性判定指数为 618.40，属于Ⅱ级自 燃煤层； 通过实验获得了 13 号煤层煤样所产生的气体及其浓度随温度的变 化规律，获得了采空区束管监测的指标气体。结果表明 13 号煤应以 CO 作 为指标性气体，并辅以 C2H4、C3H8和 C2H2判断煤炭自燃情况。 关键词15m 特厚煤层，开采方法，综放开采，工艺优化，微震监测，矿 压特征及其控制 万方数据 太原理工大学博士研究生学位论文 I RESEARCH ON SEAFAND EFFICIENT MINING AND GROUND PRESSURE FEATURES IN 15M EXTRA-THICK COAL SEAM UNDER GOAF ABSTRACT Extra-thick coal seams, especially the extra-thick coal seams in close distance mining under the goaf, and comparing with single thick and medium thick coal seams, its mining , process parameters, ground pressure, and control s are more complex, which presents many new features. After close distance coal seam mining takes place overhead, caving roof rocks act on the roof of the lower coal in the of static load. As a result, when the lower coal is mined, it is difficult for the roof to a stable structure. The overlying coal seam creates concentrated stress on the coal pillar, significantly impacting the support load when the lower coal is mined. This seriously threatens the safe and efficient mining of lower coal. The extremely thick coal seams in the study area have an average thickness of 15 meters. The Xiegou coal mine’s No. 13 coal seam occurrence closely under 69-meter interlayer the No. 8 coal seam its average thickness is 5.5 meters. As such, its roof load, mining , mining technology, coal wall stability, and other factors are all affected by the goaf of the No. 8 coal seam. This study examined the Xiegou coal mine’s No. 13 extra-thick coal seam, and applied theoretical analysis, physical simulation, numerical simulation, field measurements, and other s to research the extra-thick coal seam mining , basic parameters of the working face, reasonable mining and caving ratios, caving process, law of roof activity, ground pressure features of stope, coal wall stability and control, spontaneous combustion characteristics, and index gas optimization. The main work and research achievements are as follows 1 Based on geological conditions, occurrence characteristics, and the mines’ production scale, the comprehensive mechanized top coal caving mining 万方数据 太原理工大学博士研究生学位论文 II has been put forward for the No. 13 coal seam. Using the numerical simulation software FLAC3D, it can be found that the reasonable bottom layer mining height for the No. 13 coal seam is 3.8 meters when adopting fully-mechanized caving mining, and the length of working face is 242.4 m. After combining physical simulation, PFC2Dnumerical simulation, and field process measurement, the study concludes that the fully-mechanized caving mining of No. 13 coal seam should adopt two mining and one caving and double round sequence top coal caving technique. 2 The study applied a high-precision micro-seismic monitoring system and 3D dynamic monitoring system to monitor the location and time of the micro-seismic event occurring at the first coal mining face of the No. 13 extra-thick coal seam. The results showed that a high-energy micro-seismic event happened 80 meters away from the front of coal wall, and most of them were distributed in the high roof 30-70 meters, with a clear cyclicity. Periodic fracturing and sinking of the high roof forces the low roof 0-30 meters to experience continuous ruptures 30 meters in front of the coal wall. 3 The RFPA2Dnumerical simulation was adopted to study the influence of the goaf of the No. 8 coal seam, and on the legacy pillar based on roof movement caused by No. 13 special thick coal seam mining. The results show that floor damage caused by the mining of the overlying No. 8 coal seam and the mining of the No. 13 coal seam will connect the interlayer caving zone. Within a 80-100 meter range, the whole thickness of the roof in the back of the support area may cutting off, leading to an accident. 4 When monitoring the support load of the first coal mining face in the No. 13 extra-thick coal seam, the study found that the first weighting pace of the basic roof is 52.2 m; the periodic weighting pace is 15.12 m. The peak load during the weighing period shows that the middle part of working face is greater than the upper and lower parts. The statistical results of the frequency distribution interval of the support’s circular peak load and weighted average load showed that, the support is always in a high-resistance operating state during the production of the working face. This shows that the goal of No. 8 万方数据 太原理工大学博士研究生学位论文 III coal seam and legacy pillar clearly influence the strata behaviors of the 23103 working face. 5 The study established a Bishop mechanical model for coal wall slip, and calculated the ula for the safety factor of the coal wall slip plane. The study also analyzed the influence of the support’s setting load and the thrust of protecting on coal wall stability. The results show a positive correlation between coal wall stability and the support’s setting load Q, and between the coal wall stability and the product of the force of protecting p and action position r. The greater the value of pr is, the less obvious the support’s setting load on the minimum safety factor of the coal wall slip plane is. 6 The study adopted an oxidation kinetics to measure the spontaneous combustion tendency of the No. 13 coal seam. The results showed that the determination index of the spontaneous combustion tendency of No. 13 coal seam is 618.40, which means it belongs to the Ⅱ spontaneous combustion coal seam. The variation law of gas produced by coal samples from the No. 13 coal seam and its concentration with coal temperature has been obtained by experimenting, as well as index gas obtained for duct monitoring in goaf. The results showed that CO should serve as the index gas for the No. 13 coal seam. C2H4, C3H8and C2H2can serve as complementary indices to assess the coals’ spontaneous combustion. KEY WORDS 15-meter thick coal seam, mining s, full-mechanized cavingmining,processoptimization,micro-seismicmonitoring,ground pressure feature and control 万方数据 太原理工大学博士研究生学位论文 IV 万方数据 太原理工大学博士研究生学位论文 V 目 录 第一章 绪论...............................................................................................................................1 1.1 研究目的及意义..............................................................................................................1 1.2 厚及特厚煤层开采方法与开采技术的研究与发展......................................................1 1.3 特厚煤层综放开采合理采放比及放煤工艺研究现状..................................................5 1.4 采空区下长壁开采工作面矿压特征研究现状..............................................................7 1.5 厚及特厚煤层开采煤壁片帮及其控制研究现状..........................................................7 1.6 煤自然发火预测预报技术研究现状..............................................................................9 1.7 存在的主要问题..............................................................................................................9 1.8 本文的主要研究内容及研究方法................................................................................10 第二章 13 号特厚煤层赋存条件及煤岩物理力学特性试验研究........................................11 2.1 矿井概况........................................................................................................................11 2.2 13 号煤赋存条件............................................................................................................13 2.3 13 号煤煤岩物理力学特性试验研究............................................................................17 2.4 13 号煤首采工作面概况................................................................................................23 2.5 本章小结........................................................................................................................24 第三章 13 号特厚煤层采煤方法与放煤工艺优化及设备选型研究....................................25 3.1 采煤方法的确定............................................................................................................25 3.2 工作面基本参数的确定................................................................................................26 3.3 13 号特厚煤层综放开采放煤工艺优化研究................................................................42 3.4 工作面设备选型与配套................................................................................................54 3.5 本章小结........................................................................................................................64 第四章 13 号特厚煤层首采综放面顶板断裂的微震监测研究............................................65 4.1 微震监测原理及监测系统............................................................................................65 4.2 微震监测点布置............................................................................................................66 4.3 微震监测结果及其分析................................................................................................69 万方数据 太原理工大学博士研究生学位论文 VI 4.4 本章小结........................................................................................................................73 第五章 13 号特厚煤层首采综放面采场矿压特征及其控制研究........................................75 5.1 8 号煤采空区及遗留煤柱对 13 号煤顶板应力分布影响理论分析............................75 5.2 13 号特厚煤层首采综放面顶板破断及运移规律数值模拟........................................77 5.3 13 号特厚煤层首采综放面支架载荷特征....................................................................83 5.4 13 号特厚煤层首采综放面超前矿压显现特征............................................................90 5.5 13 号特厚煤层首采综放面煤壁稳定性及其控制研究................................................93 5.6 本章小结........................................................................................................................98 第六章 13 号煤层的自燃特性及束管监测指标气体优选实验研究..................................101 6.1 煤的自然发火机理......................................................................................................101 6.2 13 号煤的自燃倾向性测定..........................................................................................101 6.3 13 号煤自然发火指标气体测试..................................................................................104 6.4 13 号煤自燃风险评价..................................................................................................106 6.5 矿井自燃火灾监测系统及防灭火措施......................................................................107 6.6 本章小结......................................................................................................................110 第七章 结论与展望...............................................................................................................111 7.1 完成的主要工作..........................................................................................................111 7.2 得出的主要结论..........................................................................................................111 7.3 不足与展望..................................................................................................................113 参考文献.................................................................................................................................115 致 谢.......................................................................................................................................123 攻读博士学位期间发表的主要论文及参与的主要科研项目.............................................125 论文独创性说明.....................................................................................................................127 万方数据 太原理工大学博士研究生学位论文 1 第一章 绪论 1.1 研究目的及意义 我国是能源开采及消费大国，能源消费量占世界总消费量的 10以上[1-3]。煤炭在 我国一次能源开采和消费结构中分别占 76.3和 68.9，其中井工开采的煤炭产量约占 煤炭总产量的 95[4]。 在我国已探明的煤炭储量中厚煤层占 45以上，产量也相应为我国原煤总产量的 50左右，因此厚煤层开采技术对我国煤炭工业的发展具有重要的影响[5]。按照厚煤层 的定义，井工开采时单层煤厚超过 3.5m 为厚煤层，单层煤厚超过 8m 为特厚煤层[6]。我 国山西、内蒙、陕西、新疆等矿区广泛赋存有厚度为 14～20m 及以上的特厚煤层[7]，也 已有多个特厚煤层综放一次采全厚的工作面，且开采技术也逐渐成熟。然而，与普通综 放工作面相比，特厚煤层，尤其是类似斜沟煤矿近距离采空区下特厚煤层这种复杂条件 下的开采案例鲜见报导。 斜沟煤矿 13 号特厚煤层 （平均厚度 15m） 赋存在 8 号煤层 （平 均厚度 5.5m）之下，层间距平均 69m，其顶板载荷、开采方法、开采工艺、煤壁稳定 性等均受 8 号煤层采空区及遗留煤柱的影响。斜沟煤矿 13 号特厚煤层开采亦属于近距 离煤层开采，上覆煤层开采后垮落的顶板岩石以静载荷的方式作用在下层煤的顶板，且 上覆煤层遗留煤柱上的集中应力对下层煤开采时顶板应力分布也有很大影响， 致使下层 煤开采时顶板不易形成稳定的结构，对下层煤的安全高效开采造成严重威胁。目前，特 厚煤层开采还面临顶煤回收率低、放煤含矸率高、工作面煤壁片帮严重、采空区残留浮 煤自然发火等一系列问题，对采空区下特厚煤层采场矿压特征、顶板活动规律、采空区 自然发火规律等尚无系统的理论研究成果。因此，深入、系统的研究采空区下特厚煤层 开采方法、工艺参数、矿压及其控制等问题，对于指导生产实践具有重要的意义。 1.2 厚及特厚煤层开采方法与开采技术的研究与发展 1.2.1 分层开采技术 分层开采是将厚及特厚煤层划分成若干分层，在每个分层单独布置工作面进行回 采，分层开采具有一次采高小、设备投资少、顶板来压强度低等优点[6,7]。但是，随着 开采技术的不断进步和工作面设备的逐渐发展，分层开采的缺点也逐渐突现，如巷道掘 万方数据 太原理工大学博士研究生学位论文 2 进工程量成倍增加、下分层巷道维护困难、工作面搬家费用高、煤柱损失量大、人工假 顶材料消耗大等。到 20 世纪 80 年代以后，传统的分层开采技术已经被渐渐淘汰。 1.2.2 大采高开采技术 国外在 20 世纪 70 年代就开始了大采高综采技术的研究与应用[8-15]。1970 年代末， 波兰工程师研发了 P10MA 系列的两柱掩护式大采高支架，在现场应用中取得了较好的 效果；1980 年，西德设计出了 G550-22/60 掩护式大采高支架，其最大高度为 6 m，在 现场成功应用并取得了良好应用效果；1983 年，美国怀俄明州卡邦县 1 号矿井采用大 采高综采开采了 4.54.7 m 的厚煤层，工效达到 210360 t/工；1993 年，捷克的 LAZY 矿对 DBT 公司生产的大采高支架进行了多次改进，将其采高从 4m 一度增加到 6m，工 作面单产高达 7500 t/d；前苏联、澳大利亚等国家也相继开始了大采高综采技术与装备 的研究。 1970 年代末我国开始使用大采高开采技术与装备[16-24]。1978 年，开滦范各庄煤矿 引进德国 G320-20/37、G320-23/45 大采高液压支架，开采了厚度 3.3 m～4.5 m、倾角 10的 7 号煤层，工作面平均月产达 70819 t。与此同时，我国也开始自主研发大采高综 采装备。1980 年，邢台东庞矿在开采厚度 4.3～4.8m 的煤层中，采用我国自主研发的 BYA329-23/45 型两柱掩护式液压支架进行现场工业试验，期间月产最高达到 12 万 t， 平均 6.3 万 t；1984 年，西山官地煤矿采用国产 BC520-2/47 型支撑掩护式支架在 18202 工作面进行了现场工业试验，3 个月累计采煤 11.2 万 t；1988 年，邢台东庞煤矿又研发 设计了 5 m 采高的 BY3600-25/50 型两柱掩护式液压支架，在现场采高 4.8 m 条件下， 月产最高达到 14.2 万 t，平均 10.4 万 t；90 年代前后，我国先后在开滦、西山等矿区 开展了大采高综采技术，但采高均不超过 5 m。 随着大采高开采技术的发展，工作面采高超过 5 m，部分高达到 6 m、7 m；工作面 日产量开始突破万 t，个别工作面年产量达千万 t，领先国际水平[25-34]如表 1-1 所示。 1997 年，神华补连塔矿采用 ZY6000/25/50 型掩护式支架，创造了月产达 42 万 t、日产 达 3.04 万 t 的全国纪录；2002 年，晋煤集团针对晋城矿区特定地质条件开始研发大采 高综采技术与装备，并在 2003 年与郑州煤机厂合作研发并使用了 ZY8600/25.5/55 型两 柱掩护式支架，在现场应用中，工作面月产最高达 67 万 t；2004 年，晋城寺河矿 2306 大采高工作面采用 ZY9400/28/62 型支撑掩护式液压支架，采高平均 6.0 m，最大 6.2 m； 2009 年， 补连塔煤矿 22303 工作面进行了 7.0 m 大采高综采工业性试验，成为当时世界 万方数据 太原理工大学博士研究生学位论文 3 上采高最大的综采工作面，并取得较好效果[35-