大同矿区特厚煤层盘区大巷护巷煤柱合理宽度研究.pdf

万方数据 万方数据 太原理工大学硕士研究生学位论文 I 大同矿区特厚煤层盘区大巷护巷煤柱合理宽度研究 摘 要 目前大同矿区塔山井田主采石炭二叠系 3-5特厚煤层，煤层平均厚度 达 16.8 m。井田盘区大巷煤柱采用宽煤柱留设，煤炭资源浪费严重，此外 该系煤岩层受火成岩侵入，煤岩层赋存特征较为复杂，不同采区矿压显现 规律不尽相同。本文以塔山矿为工程背景，根据不同采区不同层位煤岩层 受火成岩侵入程度不同的地质状况，采用理论分析、相似模拟试验与数值 模拟计算相结合的方法，对火成岩侵入不同煤岩层地质情形下特厚煤层护 巷煤柱（巷间煤柱及停采煤柱）合理宽度进行优化，并对护巷煤柱留设过 程中煤柱应力、大巷围岩应力及变形、终采端上覆岩层结构形态对停采煤 柱留设影响等方面进行了深入的研究，得出以下结论 （1） 通过理论分析对护巷煤柱的稳定性进行分析。 当煤柱宽度较小时， 巷间煤柱由于应力叠加造成大巷围岩塑性区不断向煤柱内部扩展，煤柱弹 性核区宽度减小而失去承载能力，最终失稳；停采煤柱宽度较小时，超前 支承压力前移对大巷围岩应力增大，围岩强度超过其极限强度而失稳。 （2）通过 FLAC3D数值模拟软件对火成岩侵入不同煤岩层、不同水平 地应力环境下的地质模型施加不同动压系数垂直应力，对巷间煤柱合理宽 度进行模拟，得出巷间煤柱宽度应达到 20 m 为宜。 （3）通过相似模拟试验对特厚煤层高低位关键层随采场运动的结构形 态进行探究，分析得出当采场终采端以悬臂梁破断、高低位关键层同时来 万方数据 太原理工大学硕士研究生学位论文 II 压时，停采煤柱应力会显著增大，造成巷道围岩应力的突然增大而失稳； 同时建立下位关键层坚硬顶板力学模型，通过顶板挠度微分方程反映停采 煤柱弹性区应力变化。 （4）运用 FLAC3D数值分析软件，对火成岩侵入不同煤岩层类型下停 采线煤柱合理宽度进行数值模拟，并对煤柱应力、煤柱宽度对大巷围岩应 力及大巷围岩变形等矿压特征的影响进行对比分析，得出无火成岩侵入下， 煤柱合理宽度为 150 m，火成岩侵入越多，煤柱宽度留设越小，三层火成岩 侵入下煤柱宽度为 135 m。 通过对大同矿区塔山煤矿特厚煤层护巷煤柱优化研究，为大同矿区未 开采盘区煤柱留设提供一定借鉴意义。 关键词特厚煤层，数值模拟，围岩应力，护巷煤柱，超前支承压力 万方数据 太原理工大学硕士研究生学位论文 III STUDY OF RATIONAL WIDTH OF CHAIN PILLAR OF THICK COAL SEAM IN DA TONG MINING AREA ABSTRACT The Permo-Carboniferous 3-5 extremely thick coal seam, whose average thickness is 16.8 meters, is the main mining coal seam in datong mining area. The datong mine field sets large coal pillar for its huge coal reserve, which leads to coal resources wasted seriously, mine and layer is influenced by igneous, the strata-pressure behaves different in different mining area. Based on the background of different horizon of coal and rack was invaded in different mining area in Tashan mine, the paper majorly study on the rational width of coal pillar the width of pillar between roadway, the width of pillar of end-line mining in different type of overburden strata. The paper made further study on the internal stress of end coal pillar, vertical stress and abutment pressure distribution of around roadway with different overburden’s types, and study the influence of overburden structure in end mining to the end-line mining coal pillar. The paper used the major research includes theoretical research, numerical simulation and similar simulation.The results shows as follows Firstly, the paper studied the stability of chain Pillar using theoretical research. The reason of instability coal pillar between roadways dues to the plastic extended to the deep coal pillar ,which made the pillar capacity gets weak. The reason of instability end-line mining coal pillar dues to the result of the 万方数据 太原理工大学硕士研究生学位论文 IV strength of surrounding rock exceeds its limit because the abutment pressure keep passing forward. Secondly, the paper simulated the rational width coal pillar between roadways based on the geological condition that different horizontal stress and different horizon coal and rock intruded by igneous was disturbed with different coefficient vertical stress using FLAC3D numerical simulation software, and the result shows that the minimum width of pillar is 20 meters. Thirdly, the paper studied the structure morphology of extremely thick coal seam key stratum with the stope mining using similar simulation test. The paper shows that when the high and low key layer breaks at the same time, the stress of end-line mining coal pillar gets higher markedly, and the stress of surrounding rock gets high suddenly; The paper established mechanical model of low key layer, and studied the elastic zone stress distribution characteristics of end-line mining coal pillar by the beeding deflection of rock beam . Finally, the Flac3D numerical simulation software was applied to explore the reasonable width of end-line coal pillar in extra-thick coal mining with different overburden’s types. The internal stress of end coal pillar, vertical stress and abutment pressure distribution of around roadway with different overburden’s types were analyzed emphatically, and made deep analysis to the difference reasons of width coal pillar, the stress of coal pillar and lead abutment pressure. With the increasing of hard layers ed by intruded igneous, the width of pillar is smaller. The result of numerical modeling shows that the width 万方数据 太原理工大学硕士研究生学位论文 V of end coal pillar without igneous intrusion is 150 m, the width of end coal pillar with three layered igneous is 135 m. The study can provide some significant references for the determination of end coal pillar’s width and the monitoring of stress around roadway for the designation of chain pillar of extra-thick coal seam in datong mining area. KEY WORDS extremely thick coal seam, numerical simulation, surrounding rock stress, chain pillar, lead abutment pressure 万方数据 太原理工大学硕士研究生学位论文 VI 万方数据 太原理工大学硕士研究生学位论文 VII 目录 摘 要 .............................................................................................................................. I ABSTRACT ................................................................................................................ III 第一章 绪论 ................................................................................................................. 1 1.1 选题背景和意义 ............................................................................................ 1 1.2 国内外研究现状 ............................................................................................ 2 1.2.1 特厚煤层超前支承压力分布规律研究现状 ........................................... 2 1.2.2 特厚煤层护巷煤柱研究现状 ................................................................... 5 1.2.3 特厚煤层巷道稳定性研究现状 ............................................................... 8 1.3 研究内容及技术研究路线 .......................................................................... 11 1.3.1 主要研究内容 ......................................................................................... 11 1.3.2 研究方法及技术路线 ............................................................................. 11 第二章 工程背景及煤柱稳定性分析 ....................................................................... 13 2.1 井田概况 ...................................................................................................... 13 2.1.1 井田地质特征 ......................................................................................... 13 2.1.2 井田煤层赋存概况 ................................................................................. 14 2.2 火成岩侵入概况 .......................................................................................... 15 2.2.1 火成岩侵入机理 ..................................................................................... 15 2.2.2 火成岩侵入对煤层开采影响 ................................................................. 16 2.3 工作面概况与巷道布置 .............................................................................. 17 2.3.1 工作面生产技术 ..................................................................................... 17 2.3.2 工作面巷道布置 ..................................................................................... 17 2.4 煤柱应力及煤柱稳定性分析 ...................................................................... 18 2.4.1 煤柱应力状态分布 ................................................................................. 18 2.4.2 煤柱稳定性分析 ..................................................................................... 20 2.4.3 护巷煤柱合理宽度计算 ......................................................................... 23 2.5 本章小结 ...................................................................................................... 25 第三章 平行大巷间煤柱宽度优化数值模拟 ........................................................... 27 3.1 模型建立 ...................................................................................................... 27 万方数据 太原理工大学硕士研究生学位论文 VIII 3.2 模拟方案 ...................................................................................................... 28 3.3 模拟结果及分析 .......................................................................................... 29 3.3.1 巷间煤柱宽度对大巷稳定性影响 ......................................................... 29 3.3.2 不同应力环境对巷间煤柱宽度留设的影响 ......................................... 31 3.4 本章小结 ...................................................................................................... 37 第四章 终采端关键层覆岩结构对停采煤柱应力影响研究 .................................... 39 4.1 关键层位置判定 .......................................................................................... 39 4.2 关键层运移结构相似模拟 .......................................................................... 44 4.2.1 相似模拟方案 ......................................................................................... 44 4.2.2 模拟过程及结果 ..................................................................................... 46 4.3 关键层运移特征对超前支承压力的影响 .................................................. 49 4.3.1 关键层结构形态对超前支承压力的影响 ............................................. 49 4.3.2 高低位关键层破断型式对超前支承压力的影响 ................................. 51 4.4 基于弹性地基梁煤柱弹性损伤分析 .......................................................... 52 4.5 本章小结 ...................................................................................................... 54 第五章 不同覆岩类型下停采煤柱合理宽度留设数值模拟 .................................... 57 5.1 数值模拟模型与方案 .................................................................................. 57 5.2 模拟结果及分析 .......................................................................................... 58 5.2.1 停采煤柱合理宽度留设结果 ................................................................. 58 5.2.2 煤柱内部应力分析 ................................................................................. 60 5.2.3 煤柱宽度对大巷围岩影响 ..................................................................... 62 5.2.4 结果分析 ................................................................................................. 65 5.3 本章小结 ...................................................................................................... 66 第六章 结论与展望 .................................................................................................... 67 6.1 基本结论 ...................................................................................................... 67 6.2 不足与展望 .................................................................................................. 68 参考文献 ...................................................................................................................... 69 致谢 .............................................................................................................................. 75 攻读硕士期间的学术成果与参加科研项目情况 ...................................................... 77 万方数据 太原理工大学硕士研究生学位论文 1 第一章 绪论 1.1 选题背景和意义 煤炭资源在我国一次能源消耗中一直处于主导地位。在已探测、查明的煤炭资源储 量中，厚及特厚煤层储量占 40左右。区别于常规煤层开采，特厚煤层开采因其矿压显 现剧烈、煤炭采出率较低、支护难度大等一系列问题[1-9]，其开采方法及技术一直是煤 矿开采的难点，经过近 10 多年的不断摸索、改进及试验，开采技术才不断发展、进步， 并获得合理应用。 改革开放以来，在以经济建设为中心的国家政策引导下，我国煤矿一直以较粗放式 的经营开采为主，生产实践中呈现出一系列问题如地表塌陷严重、地下水污染、煤炭 采出率及回收率极低，尤其造成煤炭资源的极度浪费。在 21 世纪人文面临与资源需求 及可持续发展的挑战背景之下，我国开始进行能源的转型开采，着手能源结构的不断调 整及改革，实施新能源战略。基于我国基本国情，在未来相当长的时间内，煤炭仍然是 不可替代的主体能源，因而提高煤炭资源采出率及利用率是煤矿生产的一个重要目标。 煤矿生产中煤炭损失主要包括设计煤量损失、工作面回采丢煤、临近终采丢煤、采 区煤柱损失及放煤工艺引起的煤炭损失[10]。 其中采区煤柱损失是煤炭损失的一个重要因 素，其又包括上下山煤柱损失、保护煤柱损失及巷道顶低煤损失，尤其对于特厚煤层开 采，因其避免矿压显现严重，普遍留设宽煤柱，资源浪费量十分巨大。相对于通过改进 工艺提高煤炭资源的回采率，通过降低采区煤柱损失是最节约成本、最易控制及最见成 效的手段，也是目前学者普遍及着重研究的内容。 塔山矿 3～5煤层为目前的主采煤层，煤层平均厚度为 16.8 m，采用一次放煤、不 打放煤工艺巷的开采方法。 开拓布置采用盘区式， 共划分 7 个盘区。 沿煤层底板布置 1070 主运输巷、1070 主回风巷、1070 辅助运输巷，塔山煤矿护巷煤柱目前留设宽度较大， 三条 1070 大巷间煤柱宽度为 45 m 左右，停采煤柱宽度为 230 m 左右。仅停采煤柱造成 遗煤量高达 165 万吨，鉴于煤柱留设造成资源的巨大浪费，塔山矿于 8105 工作面首次 开展了优化缩小停采煤柱的试验， 一度将煤柱宽度减小到 180 m， 但遗煤量估计仍有 150 万吨[11]。宽停采煤柱的留置虽保障三条斜井的长期稳定运行，但为响应目前国家对煤炭 资源的宏观调控政策，需尽可能地对宽度大的煤柱进行回收，提高矿井煤炭产出率，提 万方数据 太原理工大学硕士研究生学位论文 2 高矿井生产和服务年限，从而增加矿井社会经济效益。但对塔山矿护巷煤柱进行优化留 设过程中， 应慎重考虑到三条 1070 大巷留设停采煤柱时应尤其注意与采场较近的 1070 回风大巷免受采场扰动而产生较大变形甚至破坏。 在本论文中，针对塔山煤矿不同层位煤岩层受火成岩侵入的地质条件，运用理论分 析 FLAC3D数值模拟等方法对塔山矿不同采区不同覆岩类型下 3-5特厚煤层开采的护巷 煤柱（巷间煤柱及停采煤柱）宽度进行合理优化，给出最佳的煤柱尺寸，并对大同矿区 甚至全国其余相似地质条件矿井提供一定的借鉴意义。 1.2 国内外研究现状 特厚煤层护巷煤柱的留设关系到煤柱的稳定性及巷道（巷道围岩）稳定性。其合理 留设既能提高煤炭资源的采出率，又不会严重影响矿井巷道的安全稳定运行。采场采动 应力动态变化对煤柱及巷道稳定性产生直接影响。国内外学者通过不同研究手段及方法 对厚煤层综放开采支承压力分布、巷道稳定性及煤柱稳定性作了大量研究。 1.2.1 特厚煤层超前支承压力分布规律研究现状 采场回采后，煤岩体应力会进行自我调整并重新分布，通常将采场煤体前方所受的 压力称为采场超前支承压力。通过对超前支承压力的研究可加强对采场覆岩运移规律、 覆岩顶板控制及支架载荷及超前支护等方面的认知和实践，国内外学者对超前支承压力 形成机理、分布规律等理论研究及实践应用探索已积累了丰富的经验[12-19]。 靳钟铭等[20]认为采场超前支承压力对顶煤的压裂是放顶煤开采的基础， 运用理论分 析对超前支承压力弹塑性区域支承压力分布进行分析，得出应力分布计算表达式；运用 相似模拟实验对超前支承压力理论分析进行对比验证，并于现场实测系统研究了放顶煤 采场超前支承压力具体分布，分析了煤层性质、煤层厚度及顶煤放出率对超前支承压力 的影响因素，表明塑性区宽度较大时，可促进对顶煤的压裂，应力峰值若较小，对硬煤 冒放具有一定难度，放顶煤一次采厚也是有一定限度的。 蒋军军等[21]就郭家河煤矿 1305 工作面 14.8m 特厚煤层临空巷道超前支护段大巷变 形严重问题，通过数值模拟软件模拟分析得出特厚煤层综放采场超前支承压力和侧向支 承压力的分布特征 特厚煤层超前支承压力值由于开采空间较一般采场大， 本身就很高； 随着工作面推进，特厚煤层综放工作面超前支承压力峰值点由工作面前方 10 m 增加到 25 m，峰值应力集中系数由 1.2 增大到 3.2 后，应力及集中系数随后趋于稳定，支承压 万方数据 太原理工大学硕士研究生学位论文 3 力影响范围逐渐增大超过 100 m， 其与侧向支承压力的共同作用使得采空区大巷段应力 集中系数增大到 4 倍，使得变形严重。 N.E. Yasitli[22]等通过 FLAC3D数值模拟软件对土耳其某矿厚煤层顶煤形态进行模拟 研究，得出超前支承压力峰值点与煤壁距离为 7 m，顶煤运移特征显示支架上部 1.5 m 范围内完全破碎，在破碎区上部 3.5 m 内是不完全破碎区，以较大的块体阻碍顶煤的放 出。 王金华等[23]进行了更深入的研究， 通过假三轴实验模拟研究得出超前支承压力对中、 下位顶煤体内裂隙的扩展和顶煤体的破坏起着关键性作用，认为特厚煤层综放开采随采 场开采容易垮落的“散体带‖，是由于煤壁前方超前支承压力高对下位顶煤体高应力及 与支架反复支撑作用的结果；中位顶煤体的“块体带”是由于受超前支承压力与上位顶 煤体结构的挠曲变形压力作用形成，冒落块度不均，但基本都可回收；上位顶煤体一方 面超前支承压力应力较小，扰动较弱，另一方面支架的支撑力受“散体带‖和“块体带” 的不连续及高度造成传递作用变小，同时受顶板结构的作用形成“裂隙梁带” 。 常卫等[24]对特厚煤层大采高综放采场埋深效应对超前支承压力的影响进行了理论 分析和研究，基于早期学者的探究，认为基本顶和直接顶的运动是超前支承压力产生和 分布的决定因素，通过数值模拟进行进一步研究发现随着埋深的增加，煤体的支承压力 增大，超前破坏距离以二次多项式随埋深的增大而增大，垂直应力峰值逐渐增加；与煤 壁相同距离下应力集中系数、应力峰值超前工作面距离都随着埋深的增加而逐渐增大。 张春等 [25]基于综放开采工作面煤体前方支承压力峰值位置对工作面安全生产具有 密切关系这一理论认识， 通过相似模拟研究得出煤体普式系数与超前支承压力峰值位置 的关系曲线，通过数值模拟研究厚度和推进速度对超前支承压力峰值位置的影响，得出 峰值与煤壁距离随煤厚的增加而增加，但变化距离逐渐减小并趋于一定值；推进速度对 支承压力峰值影响会随着推进速度的增大而逐渐减小，最终对峰值位置几乎无影响。作 者继而应用回归分析方法得到了支承压力峰值位置确定的经验公式 0.2 56.2 10.80.05 hv Le f   式中，L 为峰值与煤壁距离，h 为煤层厚度，v 为工作面推进速度。最后通过现场实际观 测对理论分析进行了验证。 朱志洁等[26]以同忻矿 8106 特厚煤层综放工作面地质状况及工作面生产技术条件为 研究背景，运用 FLAC3D数值模拟研究工作面日推进速度分别为 4.8 m、6.4 m 及 8 m 对 万方数据 太原理工大学硕士研究生学位论文 4 超前支承压力的影响，得出超前支承压力峰值会随着工作面推进速度的加快而变高，支 承压力峰值点到煤壁的距离会随着推进速度的加快反而变小；推进速度越快，工作面来 压步距越长、动载系数越大，工作面矿压显现更强。并提出同忻矿强矿压显现在一定程 度上与工作面推进速度有关，应适当降低工作面推进速度。 梁运培等[27]就特厚煤层大采高综采采场关键层于跨落带及断裂带是否形成悬臂梁 和铰接岩梁结构，采用理论分析进行得出关键层 2 种结构形态及 6 种运动型式，并具体 给出了各结构形态和运动型式条件下的表达式； 通过 UDEC 对 6 中运动形式建模， 并着 重分析跨落带关键层运动型式（悬臂梁直接垮落式、悬臂梁双向回转垮落式、悬臂梁二 次回转垮落式及悬臂梁-铰接结构交替式）及断裂带结构型式对采场矿压的影响，表明 跨落带关键层“悬臂梁”运动方式是影响采场来压的主要因素，造成工作面来压强度增 大、来压步距及持续长度增大，支架下沉；断裂带关键层稳定“铰接”结构运动型式与 其和关键层位置有关，当满足一定条件时，工作面可能会出现大小周期来压现象，小周 期来压由本层关键层破断引起，大周期来压由上相邻关键层破断导致本层关键层随之提 前破断共同引起，周期来压步距和动载系数呈现大小交替现象，反之与一般大采高工作 面来压情况一致。 黄庆享等[28]根据现场实测和物理模拟分析， 大采高工作面顶板形成 “厚等效直接顶” ， 使基本顶关键层铰接结构层位上移。由相似模拟实验根据特厚煤层直接顶垮落对采空区 的充填程度对上覆岩层结构形成的影响进行分类，认为采空区充分充填型使得顶板覆岩 容易出现双砌体梁结构，此结构下超前支承压力较大，但破断产生的动压较小；而采空 区一般充填型下覆岩以典型的“斜台阶岩梁-砌体梁”结构出现，此结构下前方应力较 大，且结构破断使产生的动压载荷更大。 郭杰凯[29]通过 UDEC 数值模拟软件主要从主关键层层位及厚度这两个因素对超前 支承压力分布规律的影响进行研究，得出若主关键层层位与工作面开采煤层越远，且厚 度越大，则工作面超前支承压力峰值集中系数会相对越小，但超前支承压力影响范围会 增加，且支承压力在峰值之后的衰减速度变慢；主关键层厚度越大，其对超前支承压力 的影响程度越大，其与开采煤层距离越远，其影响程度越小。通过大量数值模型模拟结 果分析，对工作面超前支承压力最大影响范围进行二元线性回归 max 0.7810.9693926.334Lhh  万方数据 太原理工大学硕士研究生学位论文 5 式中，∆L 为最大影响范围；h  为主关键层与煤层距离;h 主关键层厚度。此外还研究 了开采深度、一次采出煤体厚度、煤体强度及工作面长度对超前支承压力的影响，指出 采宽存在一个临界值，当采宽小于临界采宽时，主关键层对超前