建新煤矿高应力动压巷道围岩控制技术研究.pdf

硕士学位论文硕士学位论文 建新煤矿高应力动压巷道围岩控制技术研究建新煤矿高应力动压巷道围岩控制技术研究 学学 位位 类类 型型 学术型学位 学科（专业学位类别）学科（专业学位类别） 矿业工程 作者姓名作者姓名 赵建峰 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 2016 年 5 月 25 日 密密 级级公开 中图分类号中图分类号TD353 万方数据 建新煤矿高应力动压巷道围岩控制技术研究建新煤矿高应力动压巷道围岩控制技术研究 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） 矿业工程 作者姓名作者姓名 赵建峰 作者学号作者学号 13010101004 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 2016 年 5 月 25 日 学 位 授 予 单 位学 位 授 予 单 位 湖 南 科 技 大 学 万方数据 Jianxin Mine High Stress Dynamic Pressure Roadway Surrounding Rock Control Technology Research Type of Degree Academic Degree Discipline Type of Professional Degree Mining Engineering Candidate Zhao Jianfeng Student Number 13010101004 Supervisor and Professional Title Prof. Wang Weijun Practice Mentor and Professional Title School School of Energy and Safety Engineering Date May25，2016 University Hunan University of Science and Technology 万方数据 学位论文原创性声明学位论文原创性声明 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 万方数据 i 摘摘 要要 随着开采深度的增加， 厚层软弱直接顶煤层高应力巷道在动压作用下常出现严重的 围岩锚固失效现象，致使巷道剧烈变形，严重时会造成冲击矿压现象的出现，这必然会 对矿井安全高效生产带来巨大的安全隐患， 同时事故的发生也会造成重大的人员伤亡和 经济损失。针对采动作用下的高应力厚层松软直接顶煤巷锚固支护失效难题，本文以建 新煤矿主采的 B4 煤层 212 工作面顺槽地质条件和支护技术为背景，通过综合应用锚固 失效理论分析、FLAC3D 软件模拟及现场施工监测等技术手段，对高应力动压煤层巷道 锚固失效进行研究。研究成果 1分析了高应力巷道围岩锚固失效及变形破坏机理，锚杆支护锚固的是破碎岩体， 巷道维护状况就取决于破碎煤岩锚固体的力学性能， 而锚固失效就是破碎煤岩锚固体在 超前支承压力作用下二次破裂。 2揭示了高应力作用下松软直接顶煤巷锚固支护失效及控制机理， 顶板锚索失效主 要表现为与顶板同步下移而不破断模式，锚杆的预紧力对锚固体力学特性产生重要影 响。 3运用数值模拟对深部高应力动压巷道围岩应力场、 位移场及破坏场变化特征进行 了模拟研究，巷道受开挖扰动影响，新掘巷道围岩内出现应力集中现象，巷道围岩变形 程度较大，破坏程度较严重且随着时间推移继续加重。 4从支护技术、巷道变形控制、锚杆和锚索的协调机制及施工工艺角度出发，进行 了巷道支护加固方案及参数设计研究，提出了预应力桁架支护体系、锚杆（索）、钢带 及锚网联合支护技术方案对煤巷变形破坏进行有效控制。 5通过数值模拟及现场实测，在新支护方案下，巷道围岩应力集中程度显著降低， 巷道围岩变形量明显降低，围岩破坏范围也明显减小，巷道围岩变形得到了有效控制。 6对建新煤矿 212 工作面顺槽巷道锚固失效进行了分析并对巷道支护技术方案进 行了优化设计，提出针对煤巷围岩控制的新技术，并取得了很好的控制变形效果，大大 提高了矿井的生产效率，对深井高应力动压巷道围岩稳定性控制具有一定的借鉴意义。 关键词锚固失效；关键词锚固失效；动压巷道动压巷道；巷道变形控制；方案设计；巷道变形控制；方案设计 万方数据 ii ABSTRACT As the increase of coal mining depth, roof dynamic roadway of soft and thick coal seam often appear bolt support failure phenomenon. It is out of shape for surrounding rock, so much as causing serious impact pressure phenomenon which will bring great security risks to the mine safety and efficient production, cause significant casualties and economic losses.For the high stress and thick coal seam, bolt support is defeated. Geological conditions and supporting technology of B4 coal seam of 212 working face in Qujiang coal mine is used as background, using anchorage failure theory, FLAC3D to numerical simulation, bolt support thchnology study the mechanism of the high stress deep coal roadway bolting failure. The research results is as follow 1This paper is to analyze the mechanism of bolting failure and is out of shape . Bolting anchoring is broken rock, roadway maintenance status is depended to mechanical properties of coal and rock anchor. Bolt support failure is broken coal and rock anchor in abutment pressure under the secondary breakup. 2This paper is to reveale the mechanism of bolting failure and control it. The roof cable failure is mainly manifested as with synchronous roof downward without breaking mode.Bolt pre-tightening force is important to improve mechanical properties. 3Numerical simulation is used to study stress field, displacement field and damage field of deep high stress soft rock roadway surrounding rock, to analyze the influence of roadway excavation. It often appears stress concentration phenomenon of the new roadway surrounding rock and deation to a great extent. At the same time, the degree of damage is serious and with the passage of time continues to increase. 4From the perspective of support technology, tunnel deation control, the coordination mechanism of bolt and anchor cable, and construction technology, it is to study bolt supporting reinforcing scheme and parameters design, come up with supporting scheme which effective control roadway deation by the prestress truss support,support system of bolt cable,strip and bolting with wire mesh combined support support technology. 5Through numerical simulation and field measurement, the roadway surrounding rock stress concentration decreased significantly,roadway surrounding rock deation decreased obviously, the damaged area of surrounding rock is significantly reduced, roadway surrounding rock deation has been effectively controlled by use new support 6The roadway anchor failure of work face 212 in Jianxin Coal is analyzed, and the technology programme of roadway support is designed optimally, Introduce new technologies for coal roadway surrounding rock control, and have achieved good effects of control distortion, greatly improving the production efficiency of the mine, It has a certain significance for the deep high stress dynamic pressure roadway support. Keywords Anchorage failure; Dynamic pressure roadway; roadway deation control; scheme design 万方数据 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 绪绪 论论 .................................................................................................. 1 1.1 课题研究的背景及意义 ......................................................................................... 1 1.1.1 研究背景 ...................................................................................................... 1 1.1.2 研究意义 ...................................................................................................... 1 1.2 国内外研究现状 .................................................................................................... 2 1.3 论文的主要内容和研究方法 ................................................................................. 5 1.4 论文的技术路线 ..................................................................................................... 6 第二章第二章 巷道围岩锚固失效及变形破坏机理巷道围岩锚固失效及变形破坏机理 ............................................... 7 2.1 锚固破坏形式及影响因素分析 ............................................................................. 7 2.1.1 锚固主要破坏形式 ...................................................................................... 8 2.1.2 锚固失效影响因素 .................................................................................... 10 2.2 深部高应力动压巷道变形破坏形式及特征 ...................................................... 11 2.3 支护失效机理分析 ............................................................................................... 12 2.4 本章小结 ............................................................................................................... 14 第三章第三章 建新煤矿高应力动压巷道围岩变形破坏特征研建新煤矿高应力动压巷道围岩变形破坏特征研究究 ..................... 15 3.1 地质概况 .............................................................................................................. 15 3.2 模型建立与计算 ................................................................................................... 16 3.2.1 计算模型 ................................................................................................... 17 3.2.2 计算参数 ................................................................................................... 17 3.2.3 计算过程 ................................................................................................... 18 3.3 深部高应力动压巷道围岩矿压显现规律 .......................................................... 19 3.3.1 深部高应力动压巷道围岩应力场分布特征 ........................................... 19 3.3.2 深部高应力动压巷道围岩位移场分布特征 ........................................... 22 3.3.3 深部高应力动压巷道围岩破坏场分布特征 ........................................... 24 3.4 本章小结 ............................................................................................................... 25 第四章第四章 建新煤矿动压巷道围岩变形破坏控制技术建新煤矿动压巷道围岩变形破坏控制技术 ................................. 27 4.1 支护方案确定的原则 .......................................................................................... 27 万方数据 目录 4.2 支护参数确定的原则 .......................................................................................... 27 4.3 原巷道支护设计 .................................................................................................. 27 4.4 桁架锚索支护设计 .............................................................................................. 29 4.4.1 风巷桁架锚索支护方案 ........................................................................... 29 4.5 施工中问题与建议 ............................................................................................... 33 4.6 本章小结 .............................................................................................................. 33 第五章第五章 建新煤矿动压巷道变形控制效果检验建新煤矿动压巷道变形控制效果检验 ......................................... 35 5.1 数值模拟 .............................................................................................................. 35 5.2 现场观测试验 ...................................................................................................... 36 5.2.1 监测内容 ................................................................................................... 36 5.2.2 观测手段及测试方法 ............................................................................... 37 5.2.3 212 工作面风巷监测站布置 .................................................................. 37 5.2.4 观测结果分析 ............................................................................................ 38 5.3 本章小结 ............................................................................................................... 44 第六章第六章 结论与展望结论与展望 ...................................................................................... 45 6.1 结论 ...................................................................................................................... 45 6.2 展望 ...................................................................................................................... 45 参考文献参考文献 ........................................................................................................ 47 致致 谢谢 .............................................................................................................. 49 附录（攻读硕士学位期间的主要研究成果）附录（攻读硕士学位期间的主要研究成果） ........................................... 49 万方数据 湖南科技大学硕士学位论文 - 1 - 第一章第一章 绪绪 论论 1.1 课题研究的背景及意义课题研究的背景及意义 1.1.1 研究背景 江西建新矿区主采的 B4 煤层，为典型的深井高应力软弱煤层，煤层平均煤厚约 2.8m，工作面煤层埋深在 800～1200m，直接底为 10～15m 厚的泥岩和粉砂岩，受动压 作用时巷道断面收敛达到 60以上，造成运输、行人、通风不畅，工作面常因风巷瓦斯 超限而停产。类似情况还存在于湖南白沙、山东新汶、四川宜宾、安徽淮北、贵州六盘 水等矿区，已严重制约了这些矿区的深部开采。 在现场看到， 高应力软弱顶板煤层巷道矿压显现具有与一般动压巷道显著不同的特 征 1. 围岩塑型区、破碎区范围大，实体煤巷道两帮煤体 6～8m 深处仍有裂隙发育， 支承压力作用期间，两帮煤体呈现“液化”特征，锚杆大部份失效即出现缓慢流动状态， 是巷道变形最大最难以控制的部位； 2. 在厚层厚度 8m 以上松软顶板巷道中，长度超过 10m 的顶板锚索随顶板煤层 同步下移，锚索大部份失效； 3. 两帮锚杆锚固力在工作面回采期间发生突变。因此，对这类巷道的锚杆、锚索 支护失效机理、失效模式进行深入研究是十分必要和紧迫的，只有揭示这类巷道的锚固 失效机理才能找到解决其围岩控制的技术途径。 1.1.2 研究意义 长期以来，针对深井高应力动压巷道围岩易失稳破坏的情况，国内外学者和专家均 进行了大量而深入的研究， 为解决深部高应力动压巷道围岩难以支护的困难取得了显著 的成果。 然而，随着开采深度的增加，深井高应力动压巷道的维护再次成为矿压领域关注的 热点问题， 这类巷道在动压作用下常出现严重的围岩锚固失效现象， 致使巷道剧烈变形， 严重时会造成冲击矿压现象的出现，这必然会对矿井安全高效生产带来巨大的安全隐 患，同时事故的发生也会造成重大的人员伤亡和经济损失。因此，对这类巷道的锚杆、 锚索支护失效机理、失效模式进行深入研究是十分必要和紧迫的，国内外专家与学者均 认为其与锚固失效有着密切关系， 只有揭示这类巷道的锚固失效机理才能找到解决其围 岩控制的技术途径。 我国 600m 以下煤炭储量约占总储量 73.19,1000m 以下煤炭储量约占总储量 53.17,由此可以看出我国煤炭储量主要以深部为主。 煤矿开采深度也以每年 8～12m 的 万方数据 第一章 绪论 - 2 - 速度向下延伸，全国大部分矿区自本世纪以来陆续进入深部开采，围岩条件也在不断恶 化，包括三动压层在内的软弱煤层越来越多，动压巷道的维护越来越困难，维护成本越 来越高，给矿井的安全和效益带来了巨大的挑战[15]。 1.2 国内外研究现状国内外研究现状 经过学者、专家及煤矿工作者的共同努力，针对高应力巷道，巷道围岩条件相对较 好的情况， 在国内外众多专家、 学者及煤矿工作者的共同努力下， 巷道支护采用锚杆 （索） 支护即能较好的对围岩进行控制。对于埋深大、围岩条件复杂的巷道支护问题，国外如 美国、俄罗斯、澳大利亚等产煤国家没有解决，而且研究成果甚少[6-9]。而国内学者对 高应力复杂条件巷道的支护一直在研究中，对围岩锚固失效及解决途径、支护理论与技 术进行了卓有成效的研究，取得了一批重要成果。 在锚固失效机理的研究方面有以下代表型成果。丁华、张海军、徐建文[10]认为，引 起锚杆锚固失效的影响因素主要有锚固剂搅拌时间过长、水对锚固剂的影响、钻孔直径 过大则导致锚固剂流出、直径过小则锚固剂难以推到孔底在中途锚固。熊海[11]通过现场 调查，认为锚杆失效的原因主要有锚杆材质不符合要求、围岩松软破碎、锚固基础差和 锚杆孔中水的作用。徐仲东[12]通过分析淮南潘二矿锚杆支护条件下巷道冒顶事故，得出 了锚杆支护失效的原因在于支护设计不合理、在具有构造的区域锚杆支护强度低。边强 [13]分析了山西晋城无烟煤矿业集团煤巷锚杆支护失效的原因， 认为地质变化降低锚杆锚 固力，还有锚杆材质、施工质量也是锚杆支护失效的主要原因。陶伟，郜锦柱[14]对动压 动压巷道锚杆支护进行了分析，认为锚杆支护失效的主要原因有初始锚固力低，同时 受巷道大变形作用下造成锚固剂受剪切失效，以及钻孔中的水和渣降低了锚杆的锚固 力。江以德[15]从锚固剂的型能、锚固基材、锚固剂搅拌等方面的原因分析了锚固失效机 理。 李伟、 陈久龙[16]分析了协庄煤矿深部煤巷锚杆支护失效的原因， 主要有以下三方面 一是锚杆预紧力小，二是锚杆强度低，三是锚杆护表构件的强度与刚度小。薛建国[18] 研究得出锚杆杆体钢筋拉断、托板失效、粘结及锚空失效是造成锚固失效的主要原因， 而防治锚杆失效锚固长度必须大于 1.5m. 康红普，林健，吴拥政[19]提出了一种针对高低应力、大变形巷道的有效支护技术， 该技术是以高预应力强力支护理论为基础， 利用高预应力较短长度的锚索对巷道围岩进 行全断面布置。 许兴亮，张农，李桂臣等[20]综合运用数值模拟软件对巷道围岩内外层结构（外层关 键层岩梁、内层预应力承载结构）的相互作用关系进行了研究，得出关键岩梁具有屏蔽 和阻断应力传播的能力，同时也承担了在巷道围岩应力重新分布过程中的水平应力作 用，是巷道围岩的关键骨架。 王凯，杨双锁[21]研利用理论分析和数值模拟，提出了巷道锚固体厚度和巷道高度的 万方数据 湖南科技大学硕士学位论文 - 3 - 最佳比为 310,采用此支护理论能够在松软两帮巷道支护过程中取得良好效果。 何满潮，齐干，程骋等[22]提出巷道围岩和锚杆、锚索、锚网等支护体系相互组合的 最佳耦合支护理论，即最大限度的发挥和利用巷道围岩的自承能力与发挥锚杆锁支护 能力相互耦合，实现一体化系统支护。 高鑫福[23]现场实践的基础上， 提出了针对厚度大的动压层支护应以锚杆和锚索联合 支护的方法。 李东印，邢奇生，张瑞林[25]以及杨峰，王连国，贺安民等[24]均对复合顶板变形破坏 的形式及机理进行了研究，同时构建了复合顶部变形破坏的力学模型，并针对复合顶板 巷道在掘进过程中的关键围岩控制技术。 Wahab KhairA[26]以及赵洪亮， 姚精明， 何富连等[27]均对大断面巷道围岩控制技术进 行了研究，提出并分析论述了预应力桁架锚索支护原理。 姜耀东，王宏伟，赵毅鑫等[28]针对小康煤矿巷道围岩的力学及变形破坏特征进行了 研究，得出该矿动压回采巷道围岩失稳机制。 徐金海，褚化坤，石炳华等[29]研制了适应两帮大变形的可缩工字钢支架，通过数值 模拟，研究了三软条件下，锚梁网索支护对围岩变形的控制效果，认为关键是提高锚杆 的初锚力，布置底脚锚杆及顶角锚索。柏建彪、侯朝炯[30]对极软煤层巷道锚杆支护技术 进行了研究，提出了加强顶板支护强度，充分利用围岩自承能力的支护原理。认为深部 巷道围岩控制的基本原理是转移围岩高应力降低浅部应力，采用高预应力、大延伸量锚 杆强化锚固区围岩强度以提高围岩自身的稳定型。 文献[31 、32]研究认为， 和浅部巷道只有 一处损伤破裂面不同，深部巷道围岩中可以出现多个相互平行的损伤破裂面，破裂面之 间的岩体将处于卸载状态。徐贤毕[33]认为破碎围岩巷道有一个承载圈，为确保承载圈以 外岩体的支护，要加强锚杆的长度和支护强度。程国奇[34]等在破碎顶板支护过程中，为 防止顶板冒落，采用长锚杆进行超前支护，取得了较好的效果。 傅鹤林、韩汝才、李大伟、侯朝炯[35]认为一次锚喷网、二次大刚度、高强度的支护 方式是控制低强度动压巷道大变形的有效方式。 康立勋、杨双锁[36]认为，在破碎顶板条件下采用拱形整体锚固结构支护围岩进入松 动变形区后并不一定发生垮落而表现出一定的承载能力。 高明仕，张农，郭春生[37]通过对三维锚索支护的力学原理进行分析研究，得出采用 三维锚索支护技术是解决特厚松软煤层巷道顶板稳定的重要途径。 王元仁[38]针对深井煤层巷道围岩变形破坏特征，对巷道支护体系提出新的要求，支 护体系应具备让压性能和对围岩破碎松散部分有效控制的性能， 同时具备抑制巷道围岩 变形向着深部持续无限变形的能力。 薛亚东、 康天合[39]认为煤层与顶板强度的对比关系对巷道变形破坏规律和形式具有 重要影响。 万方数据 第一章 绪论 - 4 - 谢生荣， 何富连[40]等将预应力桁架锚索组合支护体系在白龙煤矿大断面泥岩顶板切 眼进行了应用，对大断面巷道围岩进行了有效控制。 从上述研究成果可知，关于高应力软弱顶板煤层巷道围岩变形机理、支护理论与技 术方面的研究取得了较大的进展，对于动压巷道围岩控制中锚固失效的研究也有所涉 及，但基本是从锚杆杆体、锚固剂、护表构件、锚固参数等方面进行研究。而根据现场 观察，深井高应力动压巷道围岩锚固失效固然有上述原因存在，但更关键的因素是软弱 煤层的存在使工作面前方应力场分布发生了较大的改变， 使得这类巷道围岩应力场显著 不同于一般动压巷道；同时还存在高应力对锚固基础、锚固体的破坏。为此，本论文将 深井高应力动压巷道围岩锚固失效机理作为主要研究内容， 系统研究该类巷道锚固失效 的模式及其力学机制，从本质上揭示这类巷道的破坏机理，以期解决其围岩控制问题。 针对深井的概念，国内外均有着不同的定义，美国西部采矿业以 1874 年布莱克山 金矿的发现为标志，被划分为前后 2 个时期，即浅层开采时期和深层挖掘时期[41]。所 谓深部，通常解释为 5000 英尺 1554 m 或以上[42]。南非将 1500m 的矿井称为深矿 井。俄罗斯有学者将其划分为 3 级300 1000 m