保兴煤矿沿空掘巷窄煤柱稳定性及围岩控制研究.pdf

贵州大学 2019 届硕士研究生学位论文 保兴煤矿沿空掘巷窄煤柱稳定性及 围岩控制研究 学位类别工程硕士 专业矿业工程 校内导师艾德春教授 校外导师郁钟铭教授 研 究 生孙晓栋 中国﹒﹒贵州﹒﹒贵阳 2019 年 6 月 分 类 号 TD353 论文编号 2016022108 密级公 开 万方数据 I 摘摘要要 如何提高煤矿回采率同时保证软岩巷道在掘进期间和工作面回采期间稳定 性一直是煤矿开采过程的难点问题。本文以保兴煤矿 11073 运输巷作为研究对 象，基于软岩巷道的地质条件，运用理论分析、数值模拟、现场观测等手段对窄 煤柱稳定性及沿空巷道围岩控制问题进行研究。 首先本文根据11073运输巷的围岩破坏特点和上区段采空区侧向压力分布情 况合理布置巷道。通过现场调研和煤岩物理力学实验测定巷道周围岩层力学参 数， 结合相关实验参数运用抛物线强度准则计算出合理的窄煤柱宽度。之后根据 11073 运输巷周边岩石物理力学特性，运用 FLAC 3D 数值模拟软件建立相应模型 研究上区段采空区侧向压力在边缘煤层的分布以及巷道掘进期间和工作面回采 期间不同煤柱宽度下煤柱的变形破坏情况，根据理论分析和模拟结果确立留设 3 m 的合理煤柱宽度。最后提出保兴煤矿 11073 运输巷支护方案，利用 FLAC 3D 数 值模拟软件分析不同顶锚杆间距对巷道围岩稳定性的作用， 确定了顶锚杆最佳合 理间距排布，同时结合现场实际情况，采用“锚杆（索）锚网U 型钢”的支护 方式。 在巷道掘进期间和工作面回采期间的矿压观测中巷道围岩保持了良好的稳 定性，为相似地质条件下施工提供了一定的参考价值。 关键词沿空巷道，保护煤柱，数值模拟，联合支护; 万方数据 II Abstract How to improve the recovery rate of coal mine while ensuring the stability of soft rock roadway during excavation and working face mining has always been a difficult problem in coal mining process. In this paper, the 11073 transportation lane of Boxing Coal Mine is taken as the research object. Based on the geological conditions of soft rock roadway, theoretical analysis, numerical simulation and on-site observation are used to study the stability of narrow coal pillars and the surrounding rock control problems along the roadway. Firstly, according to the surrounding rock failure characteristics of the 11073 transportation lane and the lateral pressure distribution of the upper section Goa, the roadway is reasonably arranged. Through the field investigation and coal physics and mechanics experiments to determine the mechanical parameters of the rock surrounding the roadway, combined with the relevant parameters using the parabolic strength criterion to calculate a reasonable narrow coal pillar width. Then according to the mechanistically characteristics of the surrounding rock of the 11073 transportation lane, the FLAC3D numerical simulation software was used to establish the corresponding model to study the distribution of the lateral pressure of the upper Goa in the edge coal seam and the coal under different coal pillar width during the roadway excavation and working face mining. According to the theoretical analysis and simulation results, the reasonable coal pillar width of 3 m is established according to the deation and failure of the column. Finally, the support scheme of 11073 transportation lane in Boxing Coal Mine is proposed. The FLAC 3D numerical simulation software is used to analyze the effect of different top anchor spacing on the stability of surrounding rock of the roadway. The optimal and reasonable spacing of the top anchor is determined, and combined with the actual situation on site. The support of “bolt cable anchor net U-shaped steel“ is adopted. During the Hemingway excavation and the mining pressure during the mining period, the surrounding rock of the roadway has maintained good stability, which provides a certain reference value for the construction under similar geological conditions. 万方数据 III Keywords Roadway driving along next Goa; Protective coal pillar；Numerical modeling; Combination support 万方数据 IV 目录 摘要............................................................................................................................I Abstract......................................................................................................................II 目录............................................................................................................................III 1.绪论............................................................................................................................1 1.1 问题的提出及研究意义..................................................................................1 1.2 国内外研究现状............................................................................................2 1.2.1 沿空掘巷围岩控制国外研究现状...................................................2 1.2.2 沿空掘巷围岩控制国内研究现状.......................................................3 1.3 主要研究内容和研究方法..............................................................................4 1.3.1 主要研究内容.......................................................................................4 1.3.2 主要研究方法.......................................................................................5 1.4 技术路线..........................................................................................................6 2 沿空掘巷围岩稳定分析.............................................................................................7 2.1 沿空掘巷的基本特点......................................................................................7 2.1.1 沿空巷道围岩稳定性分析...................................................................7 2.1.2 沿空巷道合理位置选择.......................................................................7 2.2 煤岩物理力学参数测定.................................................................................9 2.2.1 试验内容...............................................................................................9 2.2.2 现场取样...............................................................................................9 2.2.3 煤岩样试件加工................................................................................10 2.2.4 煤岩物理力学性质测试及结果.........................................................11 2.3 窄煤柱稳定性分析及合理宽度初步确定....................................................16 2.3.1 沿空巷道窄煤柱稳定性分析.............................................................16 2.3.2 煤柱合理宽度确定.............................................................................17 2.4 本章小结........................................................................................................19 3 三软煤层沿空掘巷围岩稳定性数值模拟分析.......................................................21 3.1 数值模拟技术简介........................................................................................21 3.1.1 数值模拟软件 FLAC3D 简介...............................................................21 万方数据 V 3.1.2 数值模拟软件 FLAC3D 的优点...........................................................21 3.1.3 数值模拟软件 FLAC3D 的缺点...........................................................22 3.2 数值模型的建立............................................................................................22 3.2.1 工程地质概况.....................................................................................22 3.2.2 建立数值模型....................................................................................24 3.3 沿空掘巷窄煤柱应力分布............................................................................24 3.4 窄煤柱应力分析............................................................................................26 3.4.1 巷道掘进期间窄煤柱应力分布.........................................................27 3.4.2 工作面回采阶段窄煤柱应力分布.....................................................29 3.5 煤柱的变形特征点........................................................................................31 3.5.1 巷道掘进期间煤柱的位移分布.........................................................31 3.5.2 工作面回采阶段煤柱的位移分布....................................................32 3.6 留设煤柱宽度对巷道稳定性的整体分析....................................................33 3.6.1 巷道掘进期间顶底板移近量特点.....................................................33 3.6.2 工作面回采期间顶底板移近量特点.................................................34 3.6.3 巷道掘进期间和工作面回采期间两帮移近量特点........................34 3.7 本章小结........................................................................................................35 4 沿空掘巷围岩联合控制..........................................................................................37 4.1 沿空掘巷围岩变形影响因素分析................................................................37 4.1.1 巷道围岩所处地质条件.....................................................................37 4.1.2 不同煤柱宽度的承载能力分析.........................................................37 4.1.3 其他因素对煤柱强度的影响.............................................................37 4.2 锚杆支护参数优化设计................................................................................38 4.2.1 锚杆支护作用机理分析.....................................................................38 4.2.2 模拟方案的确定.................................................................................41 4.2.3 模拟的结果分析.................................................................................42 4.2.4 锚杆支护参数确定.............................................................................43 4.3 U 型钢支护设计............................................................................................44 4.3.1 U 型钢支护作用机理分析.................................................................44 万方数据 VI 4.3.2 U 型钢支护参数确定.........................................................................45 4.4 11073 运输巷支护方案设计........................................................................45 4.4.1 巷道临时支护设计.............................................................................46 4.4.2 永久支护方案设计.............................................................................46 4.5 本章小结.......................................................................................................47 5 现场巷道矿压观测...................................................................................................48 5.1 矿压观测的目的和意义................................................................................48 5.2 11073 运输巷矿压观测................................................................................49 5.2.1 监测设备选择.....................................................................................49 5.2.2 检测设备的安装.................................................................................49 5.3 11073 运输巷表面位移的监测分析............................................................51 5.3.1 掘进期间表面位移分析.....................................................................51 5.3.2 回采期间表面位移分析.....................................................................52 5.4 本章小结........................................................................................................54 6 主要结论与不足.......................................................................................................55 6.1 主要结论........................................................................................................55 6.2 不足................................................................................................................56 致谢..............................................................................................................................57 参考文献......................................................................................................................58 万方数据 1 1.1.绪绪 论论 1.11.1 问题的提出及研究意义问题的提出及研究意义 煤炭资源在我国国民经济中占有重要的作用。 当前随着煤矿开采深度的加深 或所处地质条件复杂,普遍会面临严重的巷道支护问题,矿井工作面采掘接替困 难， 资源利用率低下。 因此合理有效利用煤炭资源， 提高煤炭资源开采的回采率， 实现矿业的可持续发展，是我国煤炭行业现阶段急需解决的问题 [1]。 保兴煤矿位于贵州高原西部，最高点位于中部的鸭子塘，海拔约1773.99m， 最低点位于西北部的松林脚附近，海拔约1230m本地最低侵蚀基准面，相对最 大高差 543.99m。含煤地层出露标高一般为1265-1600m，矿区顺地层走向呈矩 形，南北长，东西短，以中东部南北向发育的分水岭为界，其西面为龙潭组、飞 仙关组碎屑岩地层，为反向坡出露，坡陡；其东面三叠系永宁镇组碳酸盐岩地层 则形成桌状山，山势陡峻，岩溶发育。该矿所处地质条件特殊，在巷道掘进中普 遍遇到软岩支护问题，已经严重影响到矿区的正常生产。为了保证矿区经济健康 持续发展， 降低巷道在使用期间的返修率。 应首先将巷道布置在应力较低的地方, 避免高应力对巷道围岩的破坏。其次留设合理的煤柱宽度，提高煤炭资源的回采 率。最后提供较好的施工工艺和合理支护手段确保沿空巷道在使用期间的稳定 性。 当前，随着现代开采技术的不断发展，为了提高煤炭资源的回采率和降低巷 道掘进率，沿空掘巷技术开始应用于煤矿开采过程中 [2,3]。一般来说，沿空掘巷 可分为两种不同的施工方式，一种是无保护煤柱开采也就是完全沿空掘巷，另一 种是留设窄煤柱掘进巷道。本文的特点是把巷道设置在靠近煤层的低应力场中， 易于维护巷道，减少变形。核心是合理留设煤柱的宽度。保兴煤矿位于我国西南 地区，地形起伏不定，强烈切割。特殊的地质条件使得保兴煤矿是典型的“三软 煤层”矿井。这些煤层以及顶板和底板是结构松软的岩层，煤层裂缝发育，结构 复杂。 由于软岩巷道受到上区段采空区侧向压力和本工作面回采期间引起的超前 支撑压力叠加的影响 [4]，所以在这种复杂的地质条件下，实现沿空掘巷的围岩控 制就显得更加困难 [5]。 沿空掘巷合理留设窄煤柱及围岩控制技术一直是采矿工程的重点及难点问 题， 国内外专家学者虽然对煤矿巷道软岩支护问题做了大量的研究工作，软岩巷 万方数据 2 道围岩控制理论也日渐丰富。 但当前， 软岩支护仍然存在着投入量大、 返修量大， 维护成本高等诸多问题 [6-7]。因此完善软岩巷道围岩控制理论，实现煤炭生产的 安全、高效、可持续生产是我们当代采矿人急需解决重大的问题 [8-10]。本文以六 盘水保兴煤矿 11073 运输巷为工程背景，结合理论分析、数值模拟、现场矿压观 测， 对沿空掘巷围岩破坏机理及窄煤柱稳定性进行系统研究。并提出合理的围岩 控制技术，为今后类似地质条件巷道掘进提供了一定的参考价值。 1.21.2 国内外研究现状国内外研究现状 1.2.1 沿空掘巷围岩控制国外研究现状沿空掘巷围岩控制国外研究现状 20 世纪初，经典的机械力学开始被引入到地下工程的岩石力学分析中。海 姆A．Aim、朗金代表的古压力理论认为作用在支撑结构上的压力是其上覆盖 岩层质量的 RH 倍，其不同之处在于侧压力系数 [11]。 俄罗斯学者 Protozoa Kn of 在 1907 年提出普氏冒落拱理论 [12]。根据这一理 论，在岩层中开挖巷道后，在巷道的上方会形成自然平衡拱。 20 世纪 50 年代以后，专家学者运用弹塑性力学原理解决了地下工程的支护 问题。其中最著名的是卡斯特纳公式和 R.fencer 公式 [13-14]。简单来说，弹塑性 支护理论通过“支撑-围岩”的联合作用解释了支撑与围岩联合作用的原理。 在 20 世纪 60 年代，奥地利学者 4L.V. Rabcewitz 提出了一种新的隧道设计 和施工方法，称为“新奥法 ”[15-18]。 新奥法的核心是利用围岩的自身的支撑作用来 支护巷道的。使巷道周边的围岩成为支撑结构的重要组成部分，和巷道其它支护 结构一起形成支撑环。 M. Salamon 等人于 1970 年提出早期的能量支持理论 [19]。该理论认为巷道围 岩和支撑结构是互相的影响的。它们的变形是通过能量相互转化而产生的。通过 支护结构吸收围岩在变形过程中所释放的能量，使它们之间保持平衡。 澳大利亚 SCT 岩层控制技术有限公司与原煤炭工业科技部合作， 开展东庞煤 矿锚杆支护技术研究。他们认为在距离采空区 13m 范围内的侧岩层中存在一组 裂隙，而留设的窄煤柱恰好在其范围内，由于受到上区段采面的采动影响，不利 于巷道围岩的稳定，所以留设的煤柱宽度应大于 15 米。经后续研究表明沿空 巷道煤柱宽度在 5m 左右时，实践取得了良好的效果 [20-21]。 万方数据 3 日本学者山地宏和樱井春辅提出了围岩支撑的应变控制理论 [22]。根据该理 论， 随着支撑强度的增加， 巷道围岩应变逐渐减小。 所以可以通过增加支撑强度， 将围岩形变控制在合理的范围内。 澳大利亚学者GellEr等人提出了最大水平应力理论 [23]。 该理论的核心是煤矿 巷道围岩的水平应力一般大于垂直应力， 水平应力分为最大水平主应力和最小水 平主应力， 两者之间往往相差好几倍。 研究发现当沿最大水平主应力布置巷道时， 巷道的围岩变形最小。这是因为此时巷道稳定性不受最大水平主应力的影响，而 是最小主应力。因此在条件适合情况下,应尽可能的将巷道按最大主应力方向进 行调整。最大水平主应力理论最早兴起于澳大利亚、英国,一般应用于地下工程 巷道锚杆支护的设计和施工中。它强调在重视巷道围岩强度的同时,应更加重视 围岩的应力的大小和方向以及稳定性。 1.2.21.2.2 沿空掘巷围岩控制国内研究现状沿空掘巷围岩控制国内研究现状 我国的巷道软岩支护研究起始于上世纪 50 年代末期，最初仅是在巷道支护 和施工工艺等方面取得一些理论成果。改革开放后，沿空掘巷技术开始在我国大 面积推广 [24-25]。通常是把巷道布置在位于靠近上区段采空区边缘的低应力场，这 样做的优点是易于沿空巷道维护，减少巷道围岩形变量。 1960 年，陈宗基院士提出岩性转化理论 [26-27]。他认为同样的矿物成分和结 构形式会在不同的施工条件下产生不同的应力应变，从而形成不同的本构关系。 1981 年，于香馥等提出了“轴理论” [28]，认为围岩的变形是因为超过岩体自 身强度极限的应力引起的。在巷道塌落后，围岩应力将重新分配。其特征在于高 应力降低和低应力升高并最终达到自稳定平衡。 徐金海教授和缪协兴教授 [29]利用最小势能原理分析了巷道顶板与煤柱之间 的关系，并建立了顶板刚度、煤柱软化和蠕变的时间稳定性数值模型成功地得出 了保持煤柱稳定性的最短时间算法。 侯朝炯和李学华教授 [30]提出综采放顶煤沿空掘巷围岩变形大、小结构稳定性 原理， 分析了沿空巷道开挖后围岩变形破坏规律，强调了大小结构在各自时期的 岩层中互相影响的动态关系。 谢和平院士等 [31]提出煤柱受力变形和不稳定是一个远离平衡态的线性过程， 可以通过突变理论描述煤柱破坏机理。 万方数据 4 郑雨天、冯豫、陆家梁、朱效嘉等人在新奥法 [32-36]的基础上提出了联合支撑 理论。该理论认为在软岩巷道的支护时，不能过于强调支护刚度。应先适度放 松支护，等到围岩变形稳定后再使用支撑工具进行支护。该方法的支撑形式包括 锚喷网技术，锚带网架技术，锚喷网等联合支撑技术。 孙均、郑雨天和朱效嘉基于联合支撑理论提出锚喷弧板支撑理论 [37]。该理论 认为不能总强调让软岩的释放压力。当压力释放到一定程度，必须用支护结构 牢固地约束，即使用高强度钢筋混凝土弧形板进行支撑，坚决限制并承受围岩向 空心板的位移。 董方庭提出松动圈理论 [38-39]，该理论认为巷道围岩的稳定性取决于围岩的松 动圈， 围岩的松动圈越小巷道稳定性越好。在坚硬围岩无支护巷道中的松动圈可 以近似看为零，这时巷道围岩的变形虽然依旧存在，但是基本不需要支护。相反 围岩松动圈越大，巷道的收敛变形越大，稳定性也就越差，支护难度也就越高。 所以支护的目的就是限制松动圈在形成过程中的无益变形。 方祖烈提出的主次承载圈支护理论 [40]，他认为在巷道掘进之后，围岩中将 会形成拉伸压缩区。围岩深部的压缩带是围岩自承能力的来源，维护巷道稳定， 故称为主要荷载区。在巷道周围形成张拉区域，并且可以通过加固支护形成一定 的支撑能力。但和主承载区比较起到辅助支撑的作用，所以称之为次承载区。支 撑对象是张拉区域，原则上，支撑强度应该到位一次。 1.31.3 主要研究内容和研究方法主要研究内容和研究方法 本文选取保兴煤矿 11073 运输巷为研究对象，进行在软岩地质条件下沿空掘 巷巷道窄煤柱稳定性和围岩控制分析。通过建立沿空巷道数值模型，采用理论分 析和数值计算的方法对煤柱内部的力学特征和变形规律深入分析,为合理煤柱宽 度留设及支护方案提供理论指导。 1.3.11.3.1 主要研究内容主要研究内容 1.沿空掘巷的煤柱和围岩参数测定 2.窄煤柱的影响因素及宽度确定 分析影响煤柱强度的相关因素，根据抛物线强度准则初步确定煤柱宽度。 3.确定合理的支护方案和参数 万方数据 5 以保兴煤矿 11073 运输巷为研究对象，采用加固围岩和锚杆 U 形钢支架的组 合支护方法。使用 FLAC 3D 进行数值模拟，模拟在不同煤柱宽度下巷道顶底板 的位移以及应力分布状况， 最后根据现场实际情况选出最优的支护方式和其相关 支护参数。 4.现场观测 通过每掘进 100m 安设一组顶底板检测仪，定期对顶板和底板岩层进行监测 并作好记录。观察 11073 运输巷顶板、两帮位移情况以及巷道支护情况，验证支 护理论。 1.3.21.3.2 主要研究方法主要研究方法 （1）通过理论分析，了解沿空掘巷巷道围岩应力变化趋势。 （2）在理论分析的基础上，通过抛物线强度准则，分析沿空掘中巷围岩变 形的相关影响因素，计算保护煤柱合理宽度。 （3）利用数值模拟软件对不同煤柱宽度下上区段采空区侧向压力对巷道围 岩稳定性的影响。 1.41.4 技术路线技术路线 万方数据 6 1 1.4.4 技术路线技术路线 保兴煤矿沿空掘巷窄煤柱稳定性及围岩控制研究 查阅文献数值模拟 煤岩物理力学参数测定 支护方案及参数确定 窄煤柱稳定性分析 窄煤柱合理宽度留设确定 现场调研理论分析 现场工程实践 确定合理方案 调 整 支 护 参 数 重 新 计 算 万方数据 7 2 2 沿空掘巷围岩稳定分析沿空掘巷围岩稳定分析 2.12.1 沿空掘巷的基本特点沿空掘巷的基本特点 为了巷道和围岩在工作期间保持较