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急倾斜硬顶软底厚煤层小煤柱沿空留巷研究 重庆大学硕士学位论文 （学术学位） 学生姓名易 婷 指导教师唐建新 教 授 学科门类工 学 学科名称安全科学与工程 研究方向岩土工程灾害预测与控制 答辩委员会主席姜永东 教 授 授位时间2019 年 6 月 万方数据 万方数据 Study on Gob-side Entry Retaining of Small Coal Pillars in Steeply Inclined Thick Seam with Hard Roof and Soft Bottom A Thesis ted to Chongqing University in Partial Fulfillment of the Requirement for the Master’s Degree of Engineering By Yi Ting Supervised by Prof. Tang Jianxin June, 2019 万方数据 万方数据 中文摘要 I 摘 要 通过长期的现场实践经验发现沿空留巷在矿井生产中优势明显，但急倾斜硬 顶软底厚煤层的赋存条件较复杂，在进行沿空留巷时矿压显现明显，巷道维护困 难，严重影响了矿井的安全高效生产。为了解决急倾斜硬顶软底厚煤层开采过程 中沿空留巷的稳定性问题，本文采用理论分析、数值模拟及现场试验相结合的方 法，研究了采动影响下采场和留巷的矿压分布和变形破坏特征，着重分析了巷道 高帮煤体的变形破坏机理，提出了相应的沿空留巷支护方案，并在石洞沟煤矿 31322 工作面进行了现场试验。论文的主要研究成果如下 （1）通过数值模拟计算分析了急倾斜俯伪斜采场矿压分布及顶底板位移变化 规律。结果表明沿倾斜方向工作面不同位置矿压分布具有非对称性，下部顶板 应力最大，中部次之，上部最小；采场顶底板位移变化表现为“底板微隆，顶板 下沉”，且顶板下沉量较底鼓量大；相较于近水平及缓斜煤层，矿压显现更为强 烈，影响范围更广。 （2）通过数值模拟和现场实测确定了留小煤柱沿空留巷的围岩变形破坏特征 和高帮煤体内部应力分布及位移变化规律。结果表明巷道变形受采场顶板矿压 分布影响显著，变形呈现出不均衡性，巷道中部及高帮煤体侧变形量较大；巷道 顶底板和两帮变形明显，体现了四周来压和软岩特性；按变形强弱程度可分为 5 个不同阶段，其中工作面前方 46.3m 至后方 83m 范围内巷道变形最为剧烈，至后 方 150m 后才趋于稳定，为巷道超前、滞后支护范围确定提供依据。随工作面的推 进，高帮煤体变形增加，应力峰值点向煤体深部移动，内部塑性区范围扩大。至 工作面后方 150m 时，煤体变形趋于稳定，应力峰值点固定在煤体内部约 3m 处。 结合煤体内应力分布和变形破坏规律，将高帮煤体按破坏程度分为破裂区，塑性 区，弹性区。验证了 31322 工作面在巷道旁留设 7m 小煤柱的合理性。 （3）通过对高帮煤体受力分析，得到高帮煤体与软弱底板的接触面上产生剪 切破坏判断准则 稳定性系数K tanφ/tanα， 式中φ为岩层与煤层之间的内摩擦角， α 为煤层倾角，当 α≥φ 时，则有 K≤1，即高帮煤柱沿煤层与底板接触面产生剪切 破坏，并提出了“五花眼”锚固与“十字形”护面相结合的沿空留巷围岩加密支 护方法和沿空留巷高帮煤壁小角度锚固法。 （4）综合数值模拟和现场实测提出了 4 个沿空留巷备选方案，并采用 UDEC 模拟计算， 选定“锚杆加密支护原始煤墩溜煤口矸石灌浆胶结”留巷支护方案。 通过 31322 工作面的现场试验验证了方案的合理性，满足矿井安全生产需求。 关键词关键词急倾斜煤层；俯伪斜开采；沿空留巷；巷道支护 万方数据 重庆大学硕士学位论文 II 万方数据 英文摘要 III Abstract Field practice has proved that gob-side entry retaining has obvious advantages in coal mining, but in steeply inclined hard roof and soft bottom thick seam, the mine pressure shows obvious, which seriously affects the production of the mine. In order to solve the problem of stability of gob-side retaining roadway, this paper studies the characteristics of strata pressure in stope and roadway during mining by combining theoretical analysis, numerical simulation and field test, emphatically analyses the failure mechanism of high-side coal body, puts forward effective support scheme, and carries out field test in 31322 working face. The main results are as follows 1 The distribution of rock pressure and the law of roof and floor deation in steeply inclined pit and pseudo-inclined stope are analyzed by numerical simulation. Analysis shows that The distribution of rock pressure in different positions along the inclined face is asymmetric. The deation of stope roof and floor is “floor micro-uplift, roof subsidence“, and roof subsidence is larger than floor heave. The area of intense activity of roof and floor corresponds to the area of sharp change of stress. 2 Deation and failure characteristics and stress distribution of gob-side retaining roadway and high-wall rock mass are determined by numerical simulation and field measurement. The results show that The deation of roof, floor and two sides of roadway is obvious, showing the characteristics of imbalance, surrounding pressure and soft rock. The deation of the middle and high sides of coal body is larger. According to the degree of deation, it can be divided into five different stages. The roadway deation in the range of 46.3 m in front of the work to 83 m behind is the most severe, and tends to be stable after 150 m behind, which provides the basis for determining the range of advanced and lagging support. With the advancing of the working face, the deation of high-side coal increases, and the peak stress point moves to the deep. The deation of coal body tends to be stable at 150 m behind the working face, and the peak stress point is 3 m inside the coal pillar. The rationality of setting 7m coal pillar beside roadway in 31322 face is verified. 3 Based on the stress analysis of high-side coal, the criterion of shear failure on the interface between high-side coal and soft floor is obtained Stability coefficient K tanφ/tanα, φ is the internal friction angle between rock and coal seam, and α is the dip angle of coal seam. When α≥φ, K ≤ 1, that is, shear failure occurs along the interface 万方数据 重庆大学硕士学位论文 IV between coal seam and floor. The paper puts forward the encrypted support for surrounding rock of gob-side retaining roadway and the small angle anchorage for high-side coal wall, which combines the “five-eye“ anchorage with the “cross“ retaining face. 4 Based on the results of numerical simulation and field measurement, four gob-side retaining roadway schemes are put forward, and UDEC is used to simulate and calculate the retaining roadway support scheme of “bolt encrypted support“. The rationality of the scheme is verified by field test of 31322 working face, which meets the safety production demand of mine. Keywords Steep inclined seam; subduction and pseudo-oblique mining; gob-side entry retaining; roadway support 万方数据 目 录 V 目 录 中文摘要中文摘要 .......................................................................................................................................... I 英文摘要英文摘要 ....................................................................................................................................... III 1 绪绪 论论 ......................................................................................................................................... 1 1.1 研究背景和意义研究背景和意义 ........................................................................................................................ 1 1.2 国内外研究现状国内外研究现状 ........................................................................................................................ 2 1.2.1 急倾斜煤层开采围岩应力场演化及运移规律研究现状.................................................. 2 1.2.2 沿空留巷围岩变形规律及控制研究现状 ..................................................................... 4 1.2.3 沿空留巷技术发展现状 ..................................................................................................... 6 1.3 研究内容、方法及技术路线研究内容、方法及技术路线 .................................................................................................... 8 1.3.1 研究内容及方法 ................................................................................................................. 8 1.3.2 技术路线 ............................................................................................................................. 8 2 试验矿井概况试验矿井概况 ....................................................................................................................... 11 2.1 矿井概况矿井概况 .................................................................................................................................. 11 2.1.1 矿井位置及地质条件 ....................................................................................................... 11 2.1.2 主采煤层概述 ................................................................................................................... 11 2.2 沿空留巷工作面情况沿空留巷工作面情况 .............................................................................................................. 12 2.2.1 工作面地质条件 ............................................................................................................... 12 2.2.2 水文及地质构造情况 ....................................................................................................... 13 2.2.3 工作面布置情况 ............................................................................................................... 14 2.2.4 巷道原始支护情况 ........................................................................................................... 14 2.3 本章小结本章小结 .................................................................................................................................. 16 3 俯伪斜采场初采及正常推进过程中采场矿压分俯伪斜采场初采及正常推进过程中采场矿压分布规律布规律 ............................ 17 3.1 三维数值模型建立三维数值模型建立 .................................................................................................................. 17 3.1.1 FLAC3D数值模拟软件简介 ............................................................................................. 17 3.1.2 模型尺寸及计算参数 ....................................................................................................... 17 3.1.3 模型边界条件的确定 ....................................................................................................... 19 3.1.4 计算过程 ........................................................................................................................... 20 3.2 初采期采场矿压及矿压显现初采期采场矿压及矿压显现 .................................................................................................. 20 3.3 正常推进时期采场矿压及矿压显现正常推进时期采场矿压及矿压显现 ...................................................................................... 29 3.3.1 走向方向采场矿压及矿压显现规律 ............................................................................... 29 3.3.2 伪斜方向采场矿压及矿压显现规律 ............................................................................... 33 万方数据 重庆大学硕士学位论文 VI 3.4 本章小结本章小结 .................................................................................................................................. 37 4 俯伪斜采场初采及正常推进过程中沿空留巷矿俯伪斜采场初采及正常推进过程中沿空留巷矿压压显现显现规律规律 ................. 39 4.1 硬顶软底条件下留巷围岩变形影响因素分析硬顶软底条件下留巷围岩变形影响因素分析 ...................................................................... 39 4.2 沿空留巷矿压显现规律沿空留巷矿压显现规律 .......................................................................................................... 40 4.2.1 研究方法 ........................................................................................................................... 40 4.2.2 初采期沿空留巷矿压显现规律 ....................................................................................... 42 4.2.3 正常推进时期沿空留巷矿压显现规律 ........................................................................... 55 4.3 本章小结本章小结 .................................................................................................................................. 60 5 沿空留巷高帮煤体失稳机理与支护原理沿空留巷高帮煤体失稳机理与支护原理 ............................................................ 63 5.1 高帮煤体的应力状态及变化高帮煤体的应力状态及变化 .................................................................................................. 63 5.2 现场实测高帮煤体变形破坏规律现场实测高帮煤体变形破坏规律 .......................................................................................... 66 5.3 高帮煤体变形破坏分区高帮煤体变形破坏分区 .......................................................................................................... 68 5.4 沿空留巷围岩变形破坏机理分析沿空留巷围岩变形破坏机理分析 .......................................................................................... 70 5.5 高帮煤体支护原理高帮煤体支护原理 .................................................................................................................. 72 5.6 本章小结本章小结 .................................................................................................................................. 74 6 沿空留巷支护设计与现场试验沿空留巷支护设计与现场试验 ................................................................................. 75 6.1 沿空留巷支护方案确定沿空留巷支护方案确定 .......................................................................................................... 75 6.2 沿空留巷支护设计详述沿空留巷支护设计详述 .......................................................................................................... 84 6.3 现场试验现场试验 .................................................................................................................................. 90 6.3.1 现场试验的主要内容及目的 ........................................................................................... 90 6.3.2 监测断面布置 ................................................................................................................... 91 6.4 矿压观测结果及分析矿压观测结果及分析 .............................................................................................................. 94 6.5 本章小结本章小结 ................................................................................................................................ 104 7 结论与展望结论与展望 .......................................................................................................................... 105 7.1 主要结论主要结论 ................................................................................................................................ 105 7.2 后续研究及展望后续研究及展望 .................................................................................................................... 106 参考文献参考文献 .................................................................................................................................... 107 附附 录录 .................................................................................................................................... 113 A. 作者在攻读硕士学位期间主要学术成果 ............................................................................ 113 B. 作者在攻读硕士学位期间参与的科研项目 ........................................................................ 113 C. 学位论文数据集 .................................................................................................................... 114 致致 谢谢 .................................................................................................................................... 115 万方数据 1 绪 论 1 1 绪 论 1.1 研究背景和意义 我国煤炭资源储量丰富，煤类齐全，占我国化石能源资源的94左右，其他化 石能源仅占6[1] ，在国际上占有重要地位。虽然近年来国家推进多元化的能源结 构，煤炭在一次能源消费中的比重将逐步降低，但从维护国家能源安全、保障国 家能源稳定的角度供应考虑，在未来相当长的时间内我国以煤炭为主体的能源结 构不会改变。不仅如此，随着煤炭开采技术的进步，煤炭的开采成本越来越低， 煤炭的价格仅为汽柴油价格的1/9、天然气价格的1/3，除了具有储量优势之外，在 价格上的优势也十分明显，它为发电、运输等行业，提供了强大的能源保障，是 国民经济发展的重要支撑[2]。近年来，煤炭行业政策持续出台，针对煤炭行业过剩 产能、煤炭供需不平衡，污染排放等问题提出了更高的要求。随着我国去产能和 生态环保政策的继续强力实施，预计今年煤炭行业国内生产总量将在满足经济发 展的前提下继续减少，煤炭行业想要获得较好的经济效益，需要在技术上实现重 大突破，一要提高煤炭回采率，另外还要降低巷道支护及维护成本，实现安全高 效生产[3]。 传统的巷道布置方式往往需要留设较宽的护巷煤柱，使得区段煤柱的煤炭不 必要损失量居矿井煤炭生产总损失的首位，并且宽煤柱护巷方法，不仅不利于回 采巷道的维护，有时还会在煤柱区域造成应力集中，促使煤柱下方的回采巷道的 维护难度增加，严重时甚至导致冲击地压、煤与瓦斯突出等灾害事故。另外，随 着对煤炭资源的不断开发，赋存条件较好的中、东部地区煤炭资源逐渐枯竭，煤 炭资源开采的中心逐渐向西部地区转移。而在西部地区 50的矿井均含急倾斜煤 层，尤其是西南地区含急倾斜煤层的矿井占比高达 80[4-6]。由于急倾斜煤层赋存 条件复杂，开采过程中容易出现矿压显现强烈，巷道维护困难[7-11]煤炭采出率低 [12-14]，支架稳定性受影响严重，综采设备适应性差[15-20]等问题。 目前，沿空留巷在开采过程中具有以下优点而被广泛应用①巷旁煤柱留设 尺寸小或无煤柱，煤炭采出率得到提高，矿井服务年限得以延长；②矿井巷道的 总掘进量减少，降低成本投入、有利于缓解矿井工作面接替紧张的局面；③能降 低万吨掘进率，缩短了工作面搬家的时间，能有效防止采空区发火问题；④开采 过程中产生的煤矸石可作为巷旁支护原材料，减少矸石运输和堆放管理的费用， 废物利用，改善地面环境，有利于实现矿山绿色开采[21-24]。现阶段对于沿空留巷 的研究和应用，大多是针对顶板条件较好的近水平、缓倾斜的薄及中厚煤层。对 于煤层赋存条件较差的大倾角至急倾斜厚煤层中沿空留巷的研究报道和现实应用 万方数据 重庆大学硕士学位论文 2 都较少[25]。因此，基于此研究背景下，对于急倾斜硬顶软底厚煤层沿空留巷围岩 稳定性控制研究是很有必要的。 四川省煤炭产业集团公司石洞沟煤业公司，现有两个采区，其中一个为生产 采区（32 采区） ，一个为准备采区（31 采区） ；32 采区采用区段布置，采区东西翼 各布置一个采煤工作面（31321、31322 回采工作面） ，煤层倾角为 54 左右，厚度 为 3.5m 左右。两个采煤工作面均采用伪倾斜柔性掩护支架采煤法，选用新型可缩 性液压掩护支架，平均月产 3 万余吨。石洞沟煤矿 32 采区全区仅有一层煤可采， 若不采用沿空留巷技术，不仅需要增加施工一条回风巷的成本投入，还会导致采 面无法正常接续，影响矿井正常生产。 近几年来，川煤集团各矿井也在积极探索有效的沿空护巷方案，较为成功的 方案主要为顶板预裂爆破、柔模护巷、砌码混凝土块等。但根据石洞沟煤矿的 实际情况，因煤层倾角大、煤层较厚等因素考虑使用以上方案时发现一些不足之 处，如采用顶板预裂爆破法，预裂炮眼的施工困难，且爆落的大块岩体将在重力 的作用下冲入运输巷，无法满足护巷要求。而柔模护巷技术，因采高大的原因， 眼口斜撑支柱施工、柔模安装难度大，且每米成本较高。 本论文以石洞沟煤矿 31322