浅埋薄表土层薄基岩长壁工作面覆岩结构演化及顶板控制研究.pdf

万方数据 太原理工大学硕士研究生学位论文 I 浅埋薄表土层薄基岩长壁工作面覆岩结构演化及顶板控制研究 摘要 针对浅埋薄表土层（表土层厚度小于“卸荷拱”高度）薄基岩长壁工 作面液压支架工作阻力确定问题，以牛山煤矿 30102 工作面为研究对象， 采用理论分析、3DEC 数值模拟、多元回归分析、公式调参分析与现场实测 等手段，对所研究条件下覆岩结构演化规律及液压支架工作阻力确定方法 进行研究，结果表明 （1）浅埋薄表土层薄基岩长壁工作面条件下，在基本顶初次来压前均 较容易支护。最危险阶段为基本顶初次来压阶段，即使增大支护强度也难 以避免控顶区顶板出现台阶下沉，但可减小形成支架-围岩稳定结构时的台 阶下沉量。 （2）所研究条件下，基本顶断裂并发生台阶下沉后会引起表土层卸荷 效应，其机理为①基本顶断裂前，表土载荷近似表土全厚产生的重力； ②当基本顶断裂时，由于浅埋薄基岩采场特性，基本顶岩块难以自稳而发 生台阶下沉，其上部表土向台阶下沉形成的空间运动，在土体颗粒间的挤 压摩擦作用下，表土载荷向两侧转移，进而导致基本顶岩块所受表土载荷 降低，结构趋于稳定；③随着基本顶岩块台阶下沉量增大，土体颗粒间的 挤压摩擦作用也逐渐增强，表土载荷不断降低；④当表土载荷降低至与液 压支架支护强度相匹配时，支架-围岩形成稳定结构。 （3）定义卸荷系数 α基本岩块台阶下沉后表土载荷/基本顶断裂前表 太原理工大学硕士研究生学位论文 II 土载荷， 初次来压卸荷系数仅受允许台阶下沉量∆S 及表土内摩擦角φ影响， 其计算公式为1 0.258ln1 tanSαφ −∆ 。 （4）所研究条件下，应按基本顶初次来压阶段计算工作面液压支架所 需工作阻力， 影响单位架宽所需工作阻力的 13 个因素按影响显著程度排列 为 基本顶厚度 h允许台阶下沉量 ∆S表土内摩擦角φ基本顶岩块摩擦角 φ表土厚度 H（表土容重 γ4类似）控顶距 lk顶煤厚度 h2（顶煤容重 γ2类 似）直接顶厚度 h1（直接顶容重 γ1类似）基本顶容重 γ3基本顶抗拉强 度 RT。 （5）牛山煤矿 30102 工作面液压支架所需工作阻力为 4 863 kN，通过 更换立柱达到要求的液压支架在回采过程中未发生压架，工作面初次来压 期间顶板局部出现 2335 cm 的台阶下沉（工作面中部台阶下沉量最大）。 （6）卸荷效应可对一些浅埋工作面顶板台阶下沉后未发生压架，而是 形成支架-围岩稳定结构的现象做出合理解释。 关键词 浅埋煤层；薄表土层；薄基岩；覆岩结构；卸荷效应；工作阻力 太原理工大学硕士研究生学位论文 III STUDY ON OVERLYING STRATA STRUCTURE DEVELOPMENT AND ROOF CONTROL OF LONGWALL FACE UNDER THIN TOPSOIL AND THIN BEDROCK IN SHALLOW SEAM ABSTRACT Focus on the determination of working resistance of hydraulic supports of longwall face under thin topsoil the thickness of topsoil is less than the height of unloading arch and thin bedrock in shallow seam, taking No.30102 working face of Niushan Coal Mine as the research object, using theoretical analysis, 3DEC numerical simulation, multiple regression analysis, ula adjustment analysis and on-site monitoring and other means, the development of overlying strata structure and determination of working resistance of hydraulic support were researched, the results show that 1 Under the conditions of longwall face under thin topsoil and thin bedrock in shallow seam, it is easier to support the roof before main roof first weighting. The most dangerous stage is main roof first weighting stage. Even if the support strength is increased, it is difficult to avoid the roof bench convergence in roof control area, but the roof bench convergence can be reduced when the stable support-surrounding rock structure ed. 2 Under the conditions of this study, the main roof ruptures and the bench convergence will cause the unloading effect of the topsoil. The mechanism is as 太原理工大学硕士研究生学位论文 IV follows ①before the main roof ruptures, the load of topsoil approximates the gravity caused by the full thickness of the topsoil. ②when the main roof ruptures, due to the characteristics of stope under thin bedrock in shallow seam, the main roof rock blocks are difficult to be self-stabilized and the bench convergence occurs. The upper topsoil move to the space caused by the bench convergence. Under the effect of the press and friction between soil particles, the load is transferred to the both sides, which leads to the decrease of topsoil load on the main roof rock blocks, and the structure becomes more stable. ③As the bench convergence of the main roof rock blocks increases, the degree of the press and friction between soil particles also gradually increases, and the topsoil load decreases continuously. ④When the topsoil load decreases to match the support strength of the hydraulic support, the stable support-surrounding rock structure is ed. 3 Define the unloading coefficient α topsoil load before main roof rock blocks bench convergence / topsoil load before main roof ruptures, and the unloading coefficient when main roof first weighting is only affected by allowable bench convergence ∆S and topsoil internal friction angle φ. The ula is as follows 1 0.258ln1 tanSαφ −∆ . 4 Under the conditions of this study, the required working pressure of hydraulic support should be calculated according to the main roof first weighting stage, and the 13 factors influencing the required working resistance of unit width of hydraulic support are ranked as follows main roof thickness h 太原理工大学硕士研究生学位论文 V allowable bench convergence ∆S topsoil internal friction angle φ main roof rock block friction angle φ topsoil thickness H topsoil bulk density γ4 similar roof control area width lk top coal thickness h2 Top coal bulk density γ2 similar immediate roof thickness h1 immediate roof bulk density γ1 similar main roof bulk density γ3 main roof tensile strength RT. 5 The required working resistance of the hydraulic support in No.30102 working face of Niushan Coal Mine is 4 863 kN. The hydraulic support, reached the required working resistance by replacing the column, is feasible in the mining process. The bench convergence reached 2335 cm during the main roof first weighting stage the bench convergence at the center of working face is largest. KEY WORDS shallow seam; thin topsoil; thin bedrock; overlying strata structure; unloading effect; working resistance 太原理工大学硕士研究生学位论文 VI 目目 录录 第一章 绪论 .............................................................................................................................. 1 1.1 课题研究的背景与意义 .............................................................................................. 1 1.2 国内外研究现状 .......................................................................................................... 1 1.2.1 国外研究现状 .................................................................................................... 1 1.2.2 国内研究现状 .................................................................................................... 2 1.3 现存问题 ...................................................................................................................... 5 1.4 主要研究内容及技术路线 .......................................................................................... 5 1.4.1 研究内容 ............................................................................................................ 5 1.4.2 技术路线 ............................................................................................................ 6 第二章 工程背景及现有理论适用性评价 .............................................................................. 7 2.1 矿井概况 ...................................................................................................................... 7 2.1.1 地质条件 ............................................................................................................ 7 2.1.2 建设情况 ............................................................................................................ 7 2.2 30102 工作面概况 ........................................................................................................ 8 2.3 存在的问题 .................................................................................................................. 9 2.4 现有理论计算及其适用性分析 ................................................................................ 10 2.4.1 常规工作阻力确定方法 .................................................................................. 10 2.4.2 浅埋工作阻力确定方法 .................................................................................. 11 2.5 本章小结 .................................................................................................................... 13 第三章 覆岩结构演化数值模拟 ............................................................................................ 14 3.1 FLAC3D和 3DEC 比较分析 ....................................................................................... 14 3.1.1 FLAC3D特性 ..................................................................................................... 14 3.1.2 3DEC 特性 ........................................................................................................ 15 3.1.3 数值模拟软件选择 .......................................................................................... 15 3.2 数值模型建立 ............................................................................................................ 16 3.2.1 初始地层模型建立 .......................................................................................... 16 3.2.2 支护强度模拟及方案设定 .............................................................................. 17 3.2.3 开挖与监测方法 .............................................................................................. 17 太原理工大学硕士研究生学位论文 VII 3.2.4 应力云图-张量复合图说明 ............................................................................. 18 3.3 基本顶来压前分析 .................................................................................................... 19 3.3.1 开切眼阶段 ...................................................................................................... 19 3.3.2 直接顶初次垮落阶段 ...................................................................................... 21 3.3.3 基本顶极限跨距阶段 ...................................................................................... 24 3.4 基本顶来压分析 ........................................................................................................ 25 3.4.1 初次来压阶段 .................................................................................................. 26 3.4.2 周期来压阶段 .................................................................................................. 30 3.5 全程控顶区顶板下沉量分析 .................................................................................... 32 3.6 本章小结 .................................................................................................................... 33 第四章 卸荷系数确定及力学模型建立 ................................................................................ 35 4.1 卸荷系数影响因素分析 ............................................................................................ 35 4.1.1 卸荷效应分析 .................................................................................................. 35 4.1.2 卸荷系数影响因素确定 .................................................................................. 37 4.2 卸荷系数多元回归分析 ............................................................................................ 38 4.3 支架-围岩力学模型建立 ........................................................................................... 42 4.3.1 塑性铰连杆模型 .............................................................................................. 43 4.3.2 单位架宽工作阻力计算公式 .......................................................................... 43 4.3.3 单位架宽工作阻力公式影响因素分析 .......................................................... 45 4.4 工程实践 .................................................................................................................... 50 4.5 本章小结 .................................................................................................................... 51 第五章 主要结论与展望 ........................................................................................................ 53 5.1 主要结论 .................................................................................................................... 53 5.2 展望 ............................................................................................................................ 54 参考文献 .................................................................................................................................. 55 致谢 .......................................................................................................................................... 60 攻读研究生期间的主要成果 .................................................................................................. 61 太原理工大学硕士研究生学位论文 1 第一章 绪论 1.1 课题研究的背景与意义 据统计资料[1]，我国 2011 年煤炭产量约 35.2 亿 t，在全部一次能源中占比 77.8％； 消费总量约 35.4 亿 t，在全部一次能源中占比 68.7。预测至 2020 年，全国煤炭需求 降低至 31～34 亿 t/a，但仍然在一次能源结构中占据首位[2]。我国中西部（晋、陕、蒙 等地）煤炭资源储量全国占比 81.3[3]，其中赋存大量浅埋煤层[4]，较为典型的神府东 胜煤田探明储量达 2 236 亿 t[5]。 开采浅埋煤层虽然有诸多优势，如井筒工程量少，运输成本低，地应力低等。但由 于浅埋煤层基岩较薄，顶板呈单一关键层结构，控制直至地表的上覆岩（土）层，这给 其开采带来两大难点[6] 一是基本顶受载大，来压步距短，岩块高长比大。导致来压时基本顶岩块难以铰接 自稳，呈台阶式下沉，使液压支架受力增大。（远大于 68 倍采高岩柱重量）。 二是覆岩（土）垮落直达地表。这一方面造成地表沉陷及裂缝，对道路、建筑物等 造成严重损害；另一方面极易引发工作面突水溃沙事故。 本文以牛山煤矿 30102 工作面为研究对象，着重针对浅埋开采的第一个难点，即工 作面覆岩结构演化规律与液压支架工作阻力确定方法进行分析。 1.2 国内外研究现状 1.2.1 国外研究现状 国外针对浅埋煤层开采的研究较少[7]。 前苏联学者 M.秦巴列维奇提出了台阶下沉假说[8]， 认为浅埋煤层覆岩可简化为连续 均质体，顶板断裂后，岩块沿煤壁切落，垮落直达地表，支架工作阻力确定时应计算直 至地表的岩柱重量。B.B.布德雷克提出浅埋厚黏土层情况下，部分支架和采区煤柱会发 生动载现象，顶板来压剧烈。 澳大利亚学者 B.霍勃尔瓦依特[9]通过矿压监测手段，发现浅埋煤层开采后，地表最 太原理工大学硕士研究生学位论文 2 大下沉量达 0.6 倍采高，且滞后工作面 40 m 时地表下沉量已达到最大值的 85，这表 明此条件下覆岩垮落直达地表。 英、美学者主要采用房柱式开采方法来控制顶板及地表下沉[10-11]。 印度学者经过浅埋煤层开采实践[12-15]，得出此条件下覆岩运动规律与深部开采明显 不同，顶板周期断裂步距较短，且裂隙较发育。 1.2.2 国内研究现状 19911993 年，西安科技大学对大柳塔浅埋工作面进行矿压观测[16-17]，得出工作面 来压时矿压显现较为剧烈， 初次来压时控顶区顶板台阶下沉显著， 下沉量达到 1000 mm； 周期来压时台阶下沉也达到 300600 mm。 文献[18]采用三维相似模拟手段，对石圪节煤矿浅埋工作面进行研究，得出基岩厚度 h 与采高 M 之比小于等于 9 时，覆岩将全厚切落，且覆岩运动规律与推进速度有关。 文献[4]指出顶板下沉的原因是单一关键层破断失稳，并建立了“台阶岩梁”和“短 砌体梁”模型，对支架-围岩稳定性进行了量化分析。 文献[19-20]提出了厚砂土层的“拱梁”模型和大采高条件下的“高位台阶岩梁模型”。 文献[21]对“台阶岩梁”和“短砌体梁”模型的合理性进行了讨论，并给出部分修正 意见。 文献[22]采用微震监测系统预测基本顶的断裂位置与时间， 降低了发生压架事故的可 能性。 文献[23]采用顶板深孔爆破方法，减小了基本顶来压步距与支架载荷。 文献[24]针对浅埋薄基岩工作面顶板切落压架现象，采用理论分析手段，得出基本顶 岩块高长比的影响因素与失稳机理，并提出选择支架工作阻力的动载荷法。 文献[25-27]采用相似模拟与现场观测手段，得出浅埋长壁工作面裂隙直达地表与基本 顶周期断裂引起了其大小周期来压；保证支架活柱下缩余量≥300 mm，可大幅降低压 架的可能性。 文献[28]通过相似模拟，得出覆岩纵向裂缝张开于周期来压之前，并于基本顶岩块切 落后闭合。 文献[29]按基采比不同，将浅埋采场分为“有板有壳”、 “有板无壳”和“无板无壳” 3 种类。 太原理工大学硕士研究生学位论文 3 文献[30]采用 UDEC 数值模拟手段，得出基载比允许台 阶下沉量 ∆S表土内摩擦角φ基本顶岩块摩擦角 φ表土厚度 H（表土容重 γ4类似） ΔS φ γ3 h RT φ lk h1 h2 H 太原理工大学硕士研究生学位论文 50 控顶距 lk顶煤厚度 h2（顶煤容重 γ2类似）直接顶厚度 h1（直接顶容重 γ1类似）基本 顶容重 γ3基本顶抗拉强度 RT。应当指出，上述排序是以牛山煤矿地质条件为基准，并 且各因素取常见范围条件下得出的。 由以上分析，在浅埋薄表土层薄基岩长壁开采件下，基本顶厚度 h 影响显著程度最 高，这表明与深部开采相同，较厚的基本顶会给采场带来剧烈矿压显现；允许台阶下沉 量 ∆S、表土内摩擦角φ作为卸荷系数 α 的两个影响因素，同样对液压支架所需工作阻 力造成显著影响，这表明卸荷效应机理以及卸荷系数确定对液压支架选型是非常重要 的；基本顶岩块摩擦角 φ 决定了基本顶岩块与基本顶岩体间压力对摩擦力的转化效率， 是围岩自稳能力的体现，同样较为重要；表土厚度 H 和表土容重 γ4决定了表土层初始 载荷，在存在卸荷效应的情况下影响显著程度仍然较其他岩层自重载荷高，这表明所研 究条件下，液压支架载荷主要来自于表土层自重；控顶距 lk、顶煤厚度 h2、顶煤容重 γ2、 直接顶厚度 h1、基本顶容重 γ3和基本顶抗拉强度 RT影响显著程度较低，为次要因素。 4.4 工程实践 针对液压支架所需工作阻力，由上文分析可知，牛山煤矿 30102 工作面最危险区域 为浅埋部分基载比最小的区域，液压支架工作阻力只要满足此区域要求，便可满足工作 面全长要求；此工作面基载比最小区域的最危险阶段为基本顶初次来压阶段，液压支架 只要满足此阶段要求，便可满足基载比最小区域的要求。根据本章分析，浅埋薄表土薄 基岩长壁工作面初次来压阶段液压支架所需单位架宽工作阻力 P0可由式 4.12 确定，因 此，将牛山煤矿浅埋部分基载比最小区域地质条件代入式 4.12，并根据顶板管理要求及 顶煤力学特性选择合理的控顶区顶板允许台阶下沉量 ∆S，再结合现场已有支架架宽， 便可得到适用于牛山煤矿 30102 工作面全长的液压支架所需工作阻力。 将以下参数代入式 4.12控顶区顶板允许台阶下沉量 ∆S30 cm；表土内摩擦角φ 20； 直接顶容重 γ123.4 kN/m3； 顶煤容重 γ212.8 kN/m3； 基本顶容重 γ326.4 kN/m3； 表土容重 γ418.0 kN/m3； 直接顶厚度 h13.12 m； 顶煤厚度 h22.90 m； 基本顶厚度 h6.93 m；表土厚度 H29.6 m；基本顶抗拉强度 RT4.3 MPa；基本顶岩块摩擦角 φ35.1； 控顶距 lk4 m。 得到液压支架所需单位架宽工作阻力 P03 890 kN，牛山煤矿采用将现有架宽 1.25 太原理工大学硕士研究生学位论文 51 m 的 ZF2200-16/24Z 型液压支架更换立柱的方法，使其工作阻力达到要求，因此液压支 架所需工作阻力 P3 8901.254 863 kN。 牛山煤矿 30102 工作面监测数据表明， 通过更换立柱达到要求的液压支架在回采过 程中未发生压架，初次来压期间顶板局部出现 2335 cm 的台阶下沉（工作面中部台阶 下沉量最大），鉴于文章所研究区域为工作面中部平面，所预测的 ∆S30 cm 较为合理。 此外，由前人统计成果[7]（文献中表 1）可知，一些浅埋工作面顶板台阶下沉后并 未发生压架，而是形成支架-围岩稳定结构。这表明基本顶刚破断时是不稳定的，随着 基本顶岩块台阶下沉，动压被吸收，表土载荷逐渐卸荷，当与液压支架支护能力相匹配 时形成稳定结构。这是传统观点无法解释的（文献[58]认为“必须提供足够的支护阻力控 制顶板的初始切落运动，才能防止顶板结构的进一步恶化引起的失稳载荷增大，达到以 最小的支护阻力控制顶板的目的”）。卸荷效应一方面对此现象做出合理解释，另一方