曲江矿区深部煤巷支护技术研究.pdf

硕士学位论文硕士学位论文 曲江矿区深部煤巷支护技术研究曲江矿区深部煤巷支护技术研究 学位类型学位类型 学术型学位 学科 （专业学位类别）学科 （专业学位类别） 采矿工程 作者姓名作者姓名 张永青 导 师 姓 名 及 职 称导 师 姓 名 及 职 称 王卫军 教授 实践导师姓名及职称实践导师姓名及职称 学院名称学院名称 能源与安全工程学院 论 文 提 交 日 期论 文 提 交 日 期 2012 年 5 月 30 日 密密 级级公开 中图分类号中图分类号TD322 曲江矿区深部煤巷支护技术研究曲江矿区深部煤巷支护技术研究 学位类型学位类型 学术型学位 学科 （专业学位类别）学科 （专业学位类别） 采矿工程 作者姓名作者姓名 张永青 作者学号作者学号 09010102007 导 师 姓 名 及 职 称导 师 姓 名 及 职 称 王卫军 教授 实践导师姓名及职称实践导师姓名及职称 学院名称学院名称 能源与安全工程学院 论 文 提 交 日 期论 文 提 交 日 期 2012 年 5 月 30 日 学 位 授 予 单 位学 位 授 予 单 位 湖 南 科 技 大 学 Study of Supporting Technology under the Deep Coal Roadway at Qujiang Colliery Type of Degree Academic Degree Discipline Type of Professional Degree Mining Engineering Candidate Zhang Yongqing Student Number 09010102007 Supervisor and Professional Title Prof Wang Weijun Practice Mentor and Professional Title School School of Energy and Safety Engineering Date May 30th 2012 University Hunan University of Science and Technology 学位论文学位论文原创性声明原创性声明 本人郑重声明 所呈交的论文是本人在导师的指导下独立进行研究所取 得的研究成果。除了文中特别加以标注引用的内容外，本论文不包含任何 其他个人或集体已经发表或撰写的成果作品。对本文的研究做出重要贡献 的个人和集体，均已在文中以明确方式标明。本人完全意识到本声明的法 律后果由本人承担。 作者签名 日期 年 月 日 学位论文版权使用授权书学位论文版权使用授权书 本学位论文作者完全了解学校有关保留、 使用学位论文的规定， 同意学 校保留并向国家有关部门或机构送交论文的复印件和电子版，允许论文被 查阅和借阅。本人授权湖南科技大学可以将本学位论文的全部或部分内容 编入有关数据库进行检索，可以采用影印、缩印或扫描等复制手段保存和 汇编本学位论文。 涉密论文按学校规定处理。 作者签名 日期 年 月 日 导师签名 日期 年 月 日 i 摘摘 要要 随着开采深度的增加，巷道围岩条件越来越复杂，处于这种复杂环境下的软岩巷道 更加难于维护， 尤其是沿空掘巷。 在高应力的作用下， 巷道掘进初期就产生较大的变形， 巷道矿压显现强烈，巷道围岩长期变形不止，表现为四周来压、整体收敛，直至巷道完 全封闭报废，由此给深部软岩巷道的支护带来了很大的难度。本文以江西省丰城曲江煤 炭开发有限责任公司“307 工作面两巷围岩控制技术”项目为依托，采用现场试验、理 论分析和数值模拟相结合的方法， 对深部复合顶板下煤巷围岩控制技术进行了系统的研 究。 通过岩石力学实验得出了曲江矿区开采区域内具有代表性特征岩石的基本力学参 数，为理论研究和数值分析提供了基础参数。 曲江煤巷支护属于深井高应力软弱围岩稳定性控制技术难题，通过理论分析、锚杆 拉拔试验及现场调查分析得知造成煤巷发生大变形的主要原因有煤层埋深大，应力集 中程度高，煤体较为松散，锚索、锚杆支护失效，沿空掘巷护巷煤柱宽度不合理五个方 面所造成的。 运用 FLAC2D数值程序分析了锚杆预紧力、煤柱宽度对巷道围岩稳定性的影响，得 出两者对维护巷道稳定性有重要的作用；确定了锚杆预应力在 50KN70KN，煤柱宽度 在 4m6m 时较为合理。由模拟计算的结果看出，307 工作面沿空掘巷试验段采用锚网 梁预应力桁架锚索梁联合支护方式， 锚杆预应力和巷道煤柱宽度在确定的合理范围时， 巷道围岩的变形量得到了较好的控制。 模拟分析选取的煤柱宽度与理论计算出的煤柱宽 度基本吻合。 对桁架锚索梁结构的作用机理和力学行为进行了分析，为支护方式、材料的选取、 支护设计参数的确定提供了理论依据。 将锚网梁预应力桁架锚索梁联合支护方式应用于现场，从现场对巷道的控制效果 和岩层探测试验对比表明，此技术有效的控制了巷道的变形，试验段围岩内部结构破坏 程度明显减弱，顶板较为完整。巷道从掘进到工作面进行回采，试验段巷道顶底板、两 帮的累积最大平均变形量分别为 377mm、571mm，原支护方式段顶底板、两帮的累积 平均变形量分别为 1069 mm、1150 mm，以上数据显示，采用新支护方案用数值模拟的 分析的结果与现场支护控制的效果基本一致。 实践表明该技术可以在深井复合顶板巷道 中进一步研究推广。 本论文得到国家自然科学基金项目51074071资助。 关键词关键词深部煤巷；深部煤巷；沿空掘巷；煤柱；预应力桁架锚索梁；数值模拟沿空掘巷；煤柱；预应力桁架锚索梁；数值模拟 ii ABSTRACT With the increasing of mining depth,the most coal mining in our country has entered coal measure strata with complicated geological conditions,which makes soft rock roadway harder to maintain,especially for gob-side driving .Under the effect of high stress,large deation in roadway driving in initial stage was produced ,and the roadway mine pressure was strongly revealed,also the surrounding rock deed continuously,which is fully embodied by the pressure from all direction,thus,it has brought a great difficulty to deep soft rock roadway of support. Based on “307 face tow roadway surrounding rockcontrol technology” of Jiangxi province Fengcheng Qujiang coal LTD’project,used the field test、 theoretical analysis and numerical simulation,this made the deep composite roof of under coal roadway surrounding rock control theory and technology of this system research. The basic mechanical parameters of representative rock in mining region of Qujiang Mine,which provided the basic parameters for theoretical study and numerical analysis. Qujiang coal roadway supporting belongs to technical problems on soft surrounding rock stabilities control of deep high stress.According to theoretical analysis,Bolt Pullout Test and analysis of the field,the reasons causing the large deation in coal roadway is that Coal seam buried deeply,stress concentration degree is high,coal is loosely relatively, suspended effect of roof rock anchor cable can’t work well,failure of roof and sides anchor active support,protecting coal pillar width of gob-side entry driving is unreasonable. Using FLAC2D numerical program analyzed bolt pretension、 the influence of coal pillar width to stability of rock around roadway,both of them have an important role on maintain the stability of roadway,Determined bolt pretension range on 50KN70KN,width of coal pillar on 4m6m was more reasonable. By simulation calculation results see the test section of gob-side entry driving in 307 face using bolt mesh and beamprestressed truss anchor beam of combination support ,when the bolt pretension and coal pillar width is determined in a reasonable range,the deation of roadway surrounding rock is controlled well. It si the same basically with the coal pillar width of theoretical calculation. Analyzed the mechanism and mechanical behavior of truss anchor beam structure, provide theoretical basis for parameterizing support 、material of selection、support design. Using the bolt mesh and beamprestressed truss anchor beam of combination support on field show that the technology effective control the deation of roadway from iii the controlled effect of roadways on the scene and the comparing among the prospecting test for coal roadway strata,it is illustrated that destruction degree for the rock’s internal structure in test section weakened markedly and roof was comparatively complete. From Tunneling to mining in face of roadway,the most large average cumulative deation of top and floor,two coal side respectively for 377mm、571mm,and the section of primary support system respectively for1069mm、1150mm,above the date show that the results of field support control effect and use numerical program analyzed under new support system is basic consistent.The practice showed that this technology can further study and extended for deep well composite roof rock roadway. This paper is supported by national natural science foundation project51074071 Keywords the deep coal roadway; gob-side entry driving; coal pillar; prestressed truss anchor beam; numerical simulation 湖南科技大学硕士学位论文 目目 录录 摘摘 要要 ...................................................................................................................................... i ABSTRACT ......................................................................................................................... ii 第一章第一章 绪论绪论 1.1 选题意义 ......................................................................................................................1 1.2 问题提出及选题背景...................................................................................................1 1.3 国内外煤矿软岩巷道支护理论发展及现状 ................................................................2 1.3.1 国外支护理论研究发展现状 .................................................................................2 1.3.2 国内支护理论研究发展现状 .................................................................................3 1.4 深部软岩巷道支护技术现状 .......................................................................................4 1.5 锚杆支护理论 ..............................................................................................................4 1.6 国内外煤巷锚杆支护技术现状 ...................................................................................5 1.7 锚索支护 ......................................................................................................................6 1.8 存在问题 ......................................................................................................................8 1.9 研究内容和研究方法...................................................................................................8 1.9.1 论文研究主要内容 ................................................................................................8 1.9.2 研究方法 ...............................................................................................................8 第二章第二章 沿空掘巷围岩控制原理与技术及现场试验分析沿空掘巷围岩控制原理与技术及现场试验分析 2.1 沿空掘巷围岩控制原理 ............................................................................................. 11 2.1.1 沿空掘巷开挖位置 .............................................................................................. 11 2.1.2 沿空掘巷矿压显现 .............................................................................................. 12 2.1.3 煤柱合理宽度的理论分析................................................................................... 13 2.1.4 巷道“支护围岩”的相互作用原理 ............................................................... 16 2.2 岩石力学试验 ............................................................................................................ 17 2.2.1 岩石试件的取样及加工 ...................................................................................... 17 2.2.2 试验内容与过程 .................................................................................................. 18 2.3 煤巷锚杆拉拔试验 .................................................................................................... 21 2.3.1 试验设备及试验方案 .......................................................................................... 21 2.3.2 试验要求及试验过程 .......................................................................................... 21 2.4 煤巷岩层探测试验 .................................................................................................... 23 2.4.1 307 工作面回风巷基本概况 ................................................................................ 23 2.4.2 钻孔岩层探测方案 .............................................................................................. 23 2.4.3 307 风巷试验巷道测点布置及测孔分布 ............................................................. 24 2.5 本章小结 .................................................................................................................... 34 第三章第三章 矿区工程地质概况与煤巷破坏特征分析矿区工程地质概况与煤巷破坏特征分析 3.1 矿区工程地质条件概况 ............................................................................................. 37 3.2 307 工作面概况 .......................................................................................................... 38 湖南科技大学硕士学位论文 3.3 曲江煤巷原支护方式................................................................................................. 39 3.4 曲江煤巷围岩变形破坏特征与分析 ......................................................................... 40 3.5 原支护方式支护失效机理分析 ................................................................................. 42 3.6 本章小结 .................................................................................................................... 45 第四章第四章 煤巷支护数值模拟分析煤巷支护数值模拟分析 4.1 FLAC2D 软件概述 ..................................................................................................... 47 4.2 数值模型的建立 ........................................................................................................ 50 4.3 数值模拟 .................................................................................................................... 51 4.3.1 原支护方案（锚梁网锚索组合支护）巷道变形破坏机理................................. 51 4.3.2 锚杆预应力对围岩稳定性的影响 ....................................................................... 53 4.3.3 锚网梁预应力桁架锚索梁联合支护在原巷道中的应用 .................................. 61 4.3.4 煤柱尺寸大小对巷道稳定性的影响 ................................................................... 63 4.4 新支护方案在巷道中的应用 ..................................................................................... 70 4.5 本章小结 .................................................................................................................... 72 第五章第五章 煤巷预应力桁架锚索支护技术及工程实践煤巷预应力桁架锚索支护技术及工程实践 5.1 煤巷预应力桁架锚索支护技术 ................................................................................. 73 5.2 预应力桁架锚索结构的基本概念 ............................................................................. 73 5.3 预应力桁架锚索梁的作用机理及受力分析 .............................................................. 74 5.3.1 预应力桁架锚索梁作用机理 ............................................................................... 74 5.3.2 预应力桁架锚索力学简化分析 ........................................................................... 75 5.4 预应力桁架锚索控制系统支护与锚索支护不同之处............................................... 77 5.5 预应力桁架锚索结构形式 ......................................................................................... 77 5.6 工程实践 .................................................................................................................... 79 5.6.1 工程概况 ............................................................................................................. 79 5.6.2 支护方案的确定 .................................................................................................. 79 5.6.3 支护材料及参数的确定 ...................................................................................... 80 5.6.4 施工过程及注意事项 .......................................................................................... 81 5.6.5 巷道围岩变形监测分析 ...................................................................................... 83 5.7 本章小结 .................................................................................................................... 85 第六章第六章 结论与展望结论与展望 6.1 主要结论 .................................................................................................................... 87 6.2 研究展望 .................................................................................................................... 88 参考文献参考文献 ............................................................................................................................. 89 致致 谢谢 .................................................................................................................................. 93 附录（攻读硕士学位期间参与的科研项目及发表的学术论文）附录（攻读硕士学位期间参与的科研项目及发表的学术论文） ..................................... 95 湖南科技大学硕士学位论文 - 1 - 第一章第一章 绪论绪论 1.1 选题意义选题意义 多年来，我国煤炭工业为保证国民经济的高速发展做出了巨大的贡献，煤炭生产量 与消耗量占到世界的 1/3。根据我国资源储存情况，在近期我国还将以煤炭资源为主要 能源。据专家预测,到 2050 年,我国能源中煤炭的比重仍然要达到 50[1]。由于受到资源 赋存条件的特点，我国露天开采的比重只占国有重点煤矿产量的 67[2]，因此我国煤 矿矿井主要是井工开采。 据统计， 我国煤炭资源埋深在 600m 以下的约占总储量的 73， 埋藏在 1000m 以下的约占煤炭资源总量的 53[3]。 目前国有重点煤矿中采深大于 1000m 的矿井有 34 处， 开采深度以每年 1020m 下延， 东部矿井以每年 1025m 的速度延深[4]。 随着开采深度的增加，煤矿开采大都进入临界深度以下，并逐渐延伸到复杂地质条件煤 系地层，井工巷道的支护也出现了新的特点。 煤矿进入深部开采以后，巷道所处的环境更加复杂[5-6]，地压增大，岩体的非线性力 学现象就凸显出来，巷道矿压显现强烈，巷道掘进初期就产生较大的变形，巷道围岩趋 于稳定的时间较长或长期变形不止，直至巷道完全破坏，相对于浅部较稳定的岩层支护 技术已经远远不能满足这种复杂条件下软岩巷道的支护问题。对于深部软岩巷道，在掘 进和维护方面普遍存在难度较大且安全性也较差等问题。其多数巷道需多次返修、扩刷 和支护，造成成本急剧升高，尚且不能有效控制围岩变形，尤其对于深井煤巷，由于煤 体强度较低，围岩变形量过大、断面收敛及底鼓严重，巷道掘出较短时间内就表现出大 范围巷表煤岩体脱落、片帮，冒顶等现象，给安全生产带来很大隐患。长期以来，尽管 国内外学者对软岩巷道支护进行了大量的研究，使软岩支护理论与技术有了较大发展， 对软岩的支护起到了重要的指导作用，但因软岩工程问题的复杂性，软岩巷道支护仍是 煤矿巷道支护的难题。因此，本课题的研究不仅对解决曲江矿区深部软岩巷道的支护问 题有重要的现实意义，而且对丰富软岩支护的研究也具有一定价值。 1.2 问题提出及选题背景问题提出及选题背景 当前曲江矿区的部分工作面实际开采深度已超过 850m， 原岩应力达到了 22.4MPa， 煤