（矿业工程专业论文）短壁开采工艺与围岩控制的关键技术研究.pdf

太原理工大学工程硕士论文y 6 2 0 1 l l 摘要 结台享串东矿区石圪台矿以及上湾煤矿的主采煤层地质赋存拣况与 开采技术条件，详细研究了短壁工作面豹开采工艺布置参数优化、采场 顶扳和回采巷道围岩稳定性分类，短壁工作面和回采巷道的矿压显现规 律观测，最衙提出了以提高煤炭资源回收率和保证安全开采为强标的采 场顶板控制技术和回采巷道支护技术参数。j 圪外，分析了短壁机械仡旺 采工艺，在上湾矿1 2 煤层中实现高产高效豹技术途径和实际应用。谈 项研究，对类似煤层她质条件下完善短壁开采工艺和实现围岩的安全控 黼提高工作面煤炭翻 | 芟率，具有堑要的工程实用价值和理论指导作用。 奖键词；短壁开采工艺矿压显现采场和巷遵围岩控制开采技 术参数煤炭回收率 太原理工大学工程硕士论文 a b s t r a c t c o m b i n e dc o a ls e a f ns t a t e sw i t h 佃血l 崦t e c h n o l o g yc o n d i t i o n s o f s h i g e t a i m i n ea n d s h a n g w a n m i n ei ns h e n d o n g m i n i n g d i s t r i c t ， m i n i n gp a r a m e t e r so p t i m i z a t i o n ，c l a s s i f i c a t i o n s o ff a c er o o fa n d r o a d w a y s a r o u n d r o c k s t a b i l i t y ，u n d e r g r o u n dp r e s s u r e b e h a v i o r l a w so fs h o r t - w a l lf a c ea n dr o a d w a y sw e r ed e t a i l l ys t u d i e di nt h e p a p e r f i n a l l y , f a c er o o fc o n t r o l l i n gt e c h n i q u e sa n dm i n gr o a d w a y s s u p p o r tp a r a m e t e r s a i m e da t i n c r e a s i n g c o a l r e c o v e r i n g r a t ea n d e s s u r i n gs a f e t ym i n i n g w e r e p r e s e n t e d i n a d d i t i o n ，t h e p a p e r a n a l y s e d t h es h o r t - w a um e c h n a z e dt e c h n i q u e s a p p l i c a t i o n s a n d t e c h n o l o g y r o u t e so f r e a l e z i n gh i g ho u t p u t a n d h i g he f f i c e n c y i n1 2 c o a ls e r i t io f s a n g w a n m i n e t h er e s e a r c ho u t c o m e s h a v et h e i m p o r t a n te n g i n e e r i n g a p p l i c a t e d v a l u ea n dt h e o r e t i c a le f f e c to ni m p r o v i n gs h o r t - w a l l m i n gt e c h n o l o g y , r e a l i z i n g a r o u n d r o c k s a f e t yc o n t r o la n di n c r e a s i n g f a c e sc o a lr e c o v e r i n gr a t ef o rs i m i l a rc o a ls e a m s k e y w o r d s ：s h o r t - w a l lm i n i n gt e c h n o l o g y , u n d e r g r o u n d p r e s s u r e b e h a v i o r , a r o u n d r o c k c o n t r o lo f f a c e sa n d r o a d w a y s ， m i n i n gt e c h n o l o g yp a r a m e t e r s ，c o a l s e a n lr e c o v e r i n gr a t e 太原理工大学工程硕士论文 1 绪论 在本章，将结合国内外采矿工程技术的研究现状和发展趋势简述神 东矿区短壁开采工艺的发展历程，目前存在的主要问题以及今后我国在 应用时的发展方向。 1 1 神东矿区短壁开采的研究现状争发展趋势 神东煤炭公司的许多煤矿，为了弥补长壁综采在搬家倒面期间的 产量，同时为了开采不适宜于布置长壁工作面的矿井边角块段煤炭资 源，多会使用短壁开采工艺作为矿井采煤方法的重要补充。另外，神东 煤炭公司多种经营分公司所属的武家塔煤矿、霍洛湾煤矿和石圪台煤矿 等，现在一般也多用短壁开采工艺。在神东矿区范围内，短壁开采工艺 主要有两种形式：普通短壁开采工艺( 柱式开采) 和机械化短壁开采工 艺( 旺格维利采煤方法) 。这种短壁开采工艺的重要特点是，巷道系统 简单，可以实现采掘一体化，初期投资少，单产很高。 短壁开采的研究现状是工作面的采掘设备和相关配套设备方面已 经积累了丰富的经验，逐渐走向成熟；而神东矿区浅埋深、厚冲积沙和 薄基岩条件下短壁工作面的开采工艺、采场巷道布置和围岩控制等方 面，尚处于摸索阶段，与高产高效的客观需求还有很大的差距。因此， 应开展深入的研究。 短壁开采工艺在我国有着悠久的历史，目前通过学习西方国家特别 是澳大利亚和英国、美国的先进经验，神东矿区的短壁开采工艺技术可 以说不仅在国内处于领先水平，就短壁开采的产量方面来讲，在世界上 也是领先水平。当前，短壁开采的最新动态是应用澳大利亚引进的旺格 维利采煤技术，即机械化的短壁开采工艺技术，该技术的核心是以连续 采煤机为基础，配备以锚杆支护机组、连续运煤系统以及胶带运输机等 太原理工大学工程硕士论文 设备，实现短壁开采的高产高效目的。 神东煤田具有埋深浅、冲积沙厚、基岩薄和富含第四系潜水的典型 开采特点，在全国各大矿区与此相似的开采条件很少可以借鉴的开采 实践经验和成功范例尚属空白，而神东煤炭公司所属的矿井本身开发历 史又比较短暂，采场围岩控制与顶板管理经验尚不很丰富，因此常常被 采场和巷道顼板冒顶这类多发性事故所严重影响和困扰。这就要求神东 煤炭公司所属的井工开采矿井在采场顶板控制与管理及其巷道围岩控 制等方面，特别是短壁开采工艺的完善提高方面，做大量的、具有针对 性的、艰苦细致的研究工作，晟终指导神东煤炭公司的煤矿岩层控制设 计与管理实践 神东煤炭公司的武家塔煤矿、霍洛湾煤矿和石圪台煤矿均是重要 的骨干矿井。武家塔煤矿现主采2 “煤层，霍洛湾煤矿主采3 “煤层，而 石圪台矿主采2 - 2 煤层。三个矿所采煤层均为厚煤层，顶底板围岩条件 也有差异，开采深度亦有不同，因此在开采过程中采场顶板类型与巷 道顶板围岩控制难易程度均有差别，短壁工作面开采的采场留采布置参 数、隔离煤柱距离和宽度参数、巷道锚杆支护形式与参数等则对矿井工 作面的正常开采有致关重要的影响。具体地讲，矿井开采煤层的顶板分 类决定了短壁采场的采留布置参数与隔离煤柱参数，以及采场围岩控制 与顶板管理方法：巷道围岩稳定性分类决定了回采巷道的支护形式与布 置技术参数、以及护巷煤柱宽度参数，关系到巷道的安全使用与维护工 程量大小。 采场的采留比例或设计尺寸参数确定，既要满足尽可能高的回收率 要求，减少煤炭资源损失，又要符合采场顶板控制的双重要求，即在回 采期间保证采区分段与工作面分段内的安全开采需要，避免发生顶扳灾 害事故和人员伤亡事故；在采区和工作面回采结束后使采场顶板能随着 时间推移按照开采的先后顺序自然垮落，防止采空区出现大面积悬顶的 状况，消除矿井采空区发生大面积冲击性垮落来压的毁灭性灾害事故。 2 太原理工大学工程硕士论文 工作面回采巷道的煤柱尺寸与锚杆支护布置形式及其技术参数确 定，则应绝对保证工作面回采期间巷道的维护要求与安全使用，同时兼 顾采场运输和通风的需要。 在井下调研和广泛收集相关资料的基础上，经过详细全面和充分细 致的科学分析论证，认为对该问题进行研究具有现实工程意义和推广使 用价值，能切实指导神东矿区的短壁工作面开采实践，使短壁开采工艺 和围岩控制技术提高到一个新的水平，促进神东煤炭公司地下煤炭开采 技术的科技进步与健康发展 1 2 神柬破匠短壁阴采的存在同题综述 旺格维利开采工艺，是神华集团神东煤炭公司根据矿区的煤层地质 赋存状况及其生产需要，从国外引进全套采掘设备与开采技术的一种全 新开采工艺。这种旺格维利开采工艺，属于采掘一体化的连续回采布置 系统，连采机组既可以掘进巷道又可以回采煤炭，使用连续运煤系统或 者运煤车运输煤炭，锚杆机组完成巷道和支巷的支护工作。因此，连采 工艺的巷道掘进与回采速度快，顶板控制简单，不仅对于综采工作面的 快速成巷起着重要作用，并且补充了综采工作面产量的不足，是矿井煤 炭产量的重要组成部分，对实现矿井高产稳产功不可没。 旺格维利连采工艺与巷道布置系统简单，开采高效，是短壁高产高 效回采方法。该种采矿工艺，由于以掘进巷道和回采支巷作为回采的主 要途径，巷道与支巷顶板使用锚杆机组完成锚杆支护，常规的锚杆支护 间排距多为( 1 o 1 2 m ) ( 1 10 1 2 m ) ，锚杆长度1 6 1 8 m ，普 通圆钢材质的端锚形式，锚固剂为树脂药卷，多用1 卷，有时在支巷交 叉口或者巷道顶扳比较破碎的地带，使用预应力锚索进行加强支护。对 r 短壁开采工艺，锚杆维护巷道或支巷的顶板，回采结束后对留设问隔煤 太原理工大学工程硕士论文 柱与锚杆所承载的大面积采空区顶板并不采取任何人工处理措施，任由 其自然垮落。由此，不可避免地在回采过程和回采结束后带来了一些难 以统筹解决甚至存在相互矛盾的重要问题。 1 ) 回采过程的顶板支护与维护稳定问题 短壁开采( 含旺式开采) 工艺和设备的布置特点，要求巷道断面很 大，属于大跨度的高空间巷道，一般巷道跨度多为4 5 m 6 m ，高度多 为3 5 m 4 5 m ，这种大跨度高空间的全煤巷道在过去的煤炭行业即属 于高难度维护巷道，在神东矿区典型浅埋煤层条件下，虽然支护难度有 所下降，但仍然比较困难。为此，神东矿区应用短壁开采( 含旺式开采) 工艺技术时，就存在着如何合理留设煤柱尺寸、优化巷道的锚杆支护布 置形式与技术参数设计，防止连采巷道冒顶事故的发生，避免重大的人 身伤亡与设备损坏。康家滩矿连采巷道的冒项、乌兰木伦矿与大柳塔矿 连采工作面顶板冒顶造成的设备掩埋事故，都是这方面的例子。正由于 此，连采工作面的巷道顶板支护，应当在合理布置采准巷道与煤柱尺寸 参数的基础上。尽可能地加强回采空间和进出通道的支护稳定性，充分 保证回采工作的安全程度，实现连采的正常安全生产。 2 ) 短壁开采的栗空区顶板大面积垮落灾害威胁问题 短壁开采( 含旺式开采) 工艺的一个显著特点就是对采空区不加任 何人为处理措施，因此当采空区面积发展到一定程度并经历很长悬露时 阃最必然存在巷大面积采空区项板垮落的冲击性灾害威骆河避。电子强 采时，留设了大量的隔离煤柱，且对顶板实施了较高密度的锚杆或锚索 支护，在浅埋煤层条件的一般情况下，采空区顶板会长期悬露，不能及 时垮落，从而形成采空区顶板大面积垮落来压的严重威胁。一旦受到外 界扰动因素时，或者顶板达到其极限承载悬露面积( 步距) 时，则会发 4 太原理工大学工程硕士论文 生矿井顶板的重大灾害事故。这种事故的发生，如果没有准确可靠的顶 板状态监测设备与预测预报手段，将具有很大的随机性和突然性，形成 采空区与回采场所附近的暴风以及冲击波，造成巨大的人身伤亡灾难和 设备损害事故。因此，根据顶板破断垮落运动的力学分析模型，预测特 定条件下采空区发生垮落来压的面积，避免形成重大灾害则显得非常重 要。 3 ) 短壁开采工艺所要求的回采期间顶板稳定性与安全维护，同回 采结束后需要采空区顶板能分区段和分时期的有序、小规模逯步垮落失 稳，减缓冲击能量的释放强度，本身就是一对矛盾。如何合理地协调处 理这一矛盾，尽可能满足两方面的要求，既能保证短壁开采( 含旺式开 采) 的安全生产，又要防止发生采空区带有突发性与预见性微弱的大面 积顶板垮落冲击灾害，显得至关重要。众所周知，短壁开采( 含旺式开 采) 的顶板稳定性与安全生产，要求留设较大的煤柱尺寸和进行密集的 巷道顶板支护，这样才能使回采过程越安全；而回采时愈安全，造成采 空区顶板垮落越困难，发生冲击性顶板来压的灾害威胁越严重。 由此可见，短壁开采( 含旺式开采) 工艺的安全维护与采空区顶板 的灾害危险性是一个相关的反比影响关系，回采越安全，顶板灾害越严 重，反之亦然。两者的相互关系，参见图1 。 4 ) 短壁开采( 含旺式开采) 工艺的开采安全与降低采空区顶板的 灾害事故，客观上要求妥善处理这一矛盾，即保证短壁开采( 含旺式开 采) 的最低安全限度，确保采空区顶板的逐渐有序的垮落状态，最大 程度的降低大面积顶板灾害事故的威胁。这就要求能用矿山岩石力学和 矿山压力控制的基础理论，结合短壁开采( 含旺式开采) 的实际工艺过 程情况，分析优化连采巷道以及工作面相关布置尺寸参数，设计合理的 太原理工大学工程硕士论文 巷 遒、 工 作 面 安 垒 稳 定 分 析 遘 采 系 统 的 稳 定 性 监 删 工 致 足 岩 性 与 臻 廑 参 数 巢 煤 层 的 地 质 赋 稃 条 束 参 虢 采 空 区 顶 搬 状 态 的 监 测 顶 棱 坶 落 的 力 学 理 论 势 荼豌匹配最洗状态靠数的获得 连呆工艺系统的 顶板稳定与安垒 采空区系统的顶扳 安垒有序垮菇 图1 连采系统的安全维护与采空区系统顶板安全垮落的优化匹配关系 f i g 1c o u p l i n g r e l a t i o n sb e t w e e ns a f e t yo f c o o t i n i o u sm i n i n g s y s t e ma n d r o o f s a f e t yc a v i n go f g a bs y s t e m 巷道支护方式和技术参数，再辅之以现场采空区状态监测手段，提出科 学可靠的短壁开采( 含旺式开采) 工作面顶板岩层控制技术与巷道支护 技术，使短壁开采( 含旺式开采) 的开采过程与采后的采空区顶板垮落 过程都能实现系统匹配最优的安全。如此，依据矿山压力控制基础理论 与系统工程的优化技术，寻找开采系统中顶板安全控制与采空区系统中 顶板不存在大面积冲击垮落威胁状态的协调工况点或称系统最优化参 太原理工大学工程硕士论文 数解答，则是项目立题研究的难点与重点。 为了解决上述短壁开采( 含旺式开采) 中目前出现的顶板岩层控 制问题，对神东矿区短壁开采( 含旺式开采) 工艺与顶板岩层控制关 键技术进行细致深入的研究，以便完善和推动神东矿区短壁开采( 含 旺式开采) 开采技术的健康顺利发展，确保短壁开采( 含旺式开采) 的 安全高效生产和高强度开发优势，是十分必要的。 l - 3 输文的研究方法、研究内容和技街路绕 i 3 1 项目研究方法 在短壁工作面开采工艺与围岩控制关键技术研究中，根据项 目的研究对象和所研究问题的实质，结合生产现场的地质赋存实际条件 和开采布置情况，对顶板分类问题必须进行煤层和顶板岩层的力学性质 与强度参数测试，顶板裂隙分布参数测试与分层厚度测试等项工作；对 回采巷道护巷煤柱尺寸参数的设计问题，首先应查明煤柱支承压力的最 大峰值、分布特征及影响范围，最后确定支承压力不相互叠加的合理煤 柱宽度值，作为回采巷道煤柱宽度的优化取值参数；其次，对于回采巷 道的锚杆支护设计问题，应该测定巷道围岩的松动圈范围大小，用实测 结果作为巷道锚杆支护设计的依据；最后，还应对隔离煤柱所圈定采空 区的顶板失稳与垮落情况进行监测 为实现上述目的，短壁工作面开采工艺与围岩控制关键技术研 究的研究方法是：矿山岩石力学的理论分析法、实验室研究方法和现 场实测研究方法，前两者为后者提供理论指导，而后者将是前两者的理 论应用和实践这种理论与实践相结合的研究方法，将使本项目研究顺 利进行，获得短壁工作面顶板分类和回采巷道锚杆支护与煤柱宽度的合 理参数，评价隔离采空区顶板大面积的冲击性垮落来压对开采生产的影 响。为短壁工作面的围岩控制和采空区处理提供决策依据。 ( 1 ) 矿山岩石力学的理论分析方法 结合矿井现场矿压监测分析成果，建立短壁工作面煤柱稳定性的 太原理工大学工程硕士论文 力学分析计算模型，用先进的矿山岩石力学理论分析确定矿井主采煤层 的合理留采布置尺寸参数、隔离煤柱宽度参数以及巷道锚杆支护参数， 对不同条件下短壁工作面布置参数与回采巷道锚杆支护参数进行初步 设计。 ( 2 ) 现场实测研究方法 在现场进行工作面顶板的裂隙类型( 闭合型、张开型) 、充填性质 ( 裂隙内充填物质的岩性组成、厚度) 和空间分布参数( 即组数、倾向、 倾角、方位、间距以及与巷道布置轴线匹配关系) 测试；同时进行顶板 岩层分层厚度的参数测试，为顶板分类提供基础依据。 在采场留设煤柱内，布置钻孔液压枕，观测煤柱的支承压力分布特 征和变化规律，确定合理的留采尺寸参数，作为短壁工作面布置设计的 基础依据；在隔离煤柱所圈定的采空区内布设专用压力传感器观测顶 板垮落失稳的异常变化规律，为隔离煤柱留设以及采空区处理提供依 据；在回采巷道煤柱内布设钻孔液压枕，观测巷道煤柱的支承压力分布 特征和变化规律，确定合理的护巷煤柱尺寸参数，作为巷道煤柱设计的 依据；用锚杆测力计与位移测杆进行锚杆载荷测试以及巷道围岩变形测 试，作为巷道维护效果评价和锚杆支护设计的依据；用超声波测试仪器 实测巷道围岩的松动圈范围，作为巷道锚杆支护设计的依据 ( 3 ) 煤层和顶底板的力学性质及其强度参数的实验室测试 在矿井范围内，选择适宜地点进行煤层、顶底板岩层的岩芯钻探工 作，然后在太原理工大学采矿研究所完成煤岩样性质与力学强度参数测 试分析工作，给采场顶板分类提供准确可靠的基础参数。 1 3 2 论文研究的主要内容 为实现论文的预期研究目的，围绕研究主线，拟订的主要研究内 容有： 1 ) 石圪台矿采场项板围岩结构、力学性质的分析调研； 太原理工大学工程硕士论文 2 ) 石圪台矿煤层、顶底板岩层性质及力学强度参数的实验室测试； 3 ) 石圪台矿采场顶板分类和巷道围岩稳定性分类； 4 ) 石圪台矿短壁采场布置参数与回采巷道煤柱尺寸选择的现场实 测研究； 5 ) 石圪台矿巷道支护效果评价和锚杆支护参数实测研究，此部分 包括3 部分研究内容即 a ) 巷道锚杆载荷测试； b ) 巷道围岩变形测试： c ) 巷道松动圈测试； 6 ) 短壁工作面隔离采空区内顶板垮落失稳征兆与变化规律研究； 7 ) 短壁开采采场布置尺寸设计参数的理论分析和实测研究： 8 ) 高产高效的短壁机械化( 旺采) 开采工艺在上湾煤矿的应用实 践研究。 本论文研究的技术关键是采场顶板、巷道稳定性分类和煤柱支承压 力分布测试最关键的是采空区顶板垮落失稳实测。这是现场实测研究 的重点和难点，也是本论文研究的基础。 1 3 2 论文研究的技术路线 实施本论文研究的总体技术路线为； 石圪台矿2 2 煤层地质条件和开采技术条件调研一短壁工作面煤层 与顶底板岩石性质与力学强度测试一现场顶板裂隙分布状况和直接顶 分层厚度观测一顶板分类一回采巷道围岩稳定性分类一巷道矿压显现 观测一短壁工作面矿压显现观测一支撑煤柱稳定性及破坏过程观测一 隔离煤柱稳定性及破坏过程观测一采空区顶板岩层的破断失稳过程观 测一整体矿压观测结果的整理和理论分析一短壁工作面总体布置参数、 采留布置参数、区段隔离间距参数以及隔离煤柱宽度参数优化一回采巷 道的煤柱宽度参数和支护技术参数的优化。 太原理工大学工程硕士论文 2 石圪台主采煤层顶板分类和 巷道囤岩稳定性分类 在本章，将进行石圪台矿主采煤层的煤岩层力学试验分析，短壁工 作面顶板分类和巷道围岩稳定性分类，以便为短壁开采条件下采场和巷 道的围岩控制奠定科学基础。 2 1 石破主采煤屑顶板性赏和力罩弑验分析 石圪台矿短壁工作面顶板分类和巷道支护方式及其技术参数的优 化研究，顶板岩层的力学性质和强度参数是重要基础资料。项目研究的 第一步将对主采煤层的顶板岩层力学性质和强度参数进行试验室试验， 以便通过测试和计算分析手段得出用于项目各项研究工作的顶板岩性 强度参数。 2 1 1 矿井主采煤层顶板岩石试样的采集 为了分析石圪台矿2 2 煤层的顶板岩石力学性质，进行石矿2 _ 。煤 短壁工作面顶板分类和巷道支护优化研究，在巷道顶板采取打钻取芯的 方法，对顶板岩层的直接顶和老顶( 即基本顶) 取出直径矿7 5 m m 的岩 芯，编号蜡封后，按照岩芯的自然取出排列顺序，装箱并保持适当的湿 度，用汽车运至太原理工大学采矿研究所的岩石力学试验室。 石圪台矿2 _ 2 煤顶板岩层取芯总长度为4 3 m ，其中第一次进尺 1 1 m ，无芯；第二次进尺3 2 m ，取芯长度3 o m 。 2 1 2 顶板岩石力学试验的试件加工和试验要求 石圪台矿2 _ 2 煤层的顶板岩样运至试验室后，将直径庐7 5 小埘的岩芯 1 0 太原理工大学工程硕士论文 置于锯石机上加工成长度1 5 0 r a m 的岩石试件，使试件的高径比符合2 ： 1 的标准。抗拉试件应该加工成厚径比为l ：2 的规格，即厚度3 7 5 m m 左右，直径7 5 r a m ，以便使用巴西劈裂方法进行实验。 试件初步加工完后，为保证岩石力学性质和强度的试验精度和可靠 性，必须对试件的两个端面进行磨平精加工，即要满足试件的两个端面 平行度严格控制在实验要求范围内，单轴抗压强度试验时端面平行度 ( 或称磨平度) 应小于等于0 0 2 r a m ，巴西法间接拉伸试验时端面平行 度应小于等于0 2 5 m m ；端面与试件轴线的垂直度也应控制在一定范围 内，单向拉伸试验时轴线垂直度小于等于0 0 0 1 r a d ( 3 5 ”) 或试件长 度5 0 m m 不大于0 0 5 m m ，巴西法间接拉伸试验时轴线垂直度应小于等于 o 2 5 。；试件的侧面不平度在单压试验时小于等于0 3 m m ，间接拉伸试 验厚度不平度0 0 2 f r o m 。 单轴压缩试验的加载速率控制在0 4 9 o 9 8 m p a s ，间接拉伸的加 载速率控制在 2 0 0 n s ；加载时间对单压试验为5 1 0 m i n ，阔接拉伸试 验应 1 5 3 0 s 。 石圪台矿2 煤层的顶板岩样，总共加工成试件l i 件。 顶板抗压试验用试件加工成6 件，其中直接顶泥岩4 件，编号s 1 4 、 s 1 9 、s 1 5 a 和s 1 5 b ；老顶( 基本顶) 砂岩2 件，编号s 1 2 a 和s 1 2 b 。 巴西间接劈裂试验的抗拉试件加工成5 件，直接顶泥岩3 件，编号 s l l 4 、s l l 9 和s l 2 l ：老顶砂岩2 件，编号s l 8 和s l l 0 。 石圪台矿2 _ 2 煤层顶板岩石试件的尺寸参数，参见表2 2 一l 。 标准试件的单轴抗压强度计算公式为 p4 p 盯= _ 堕：善，( m p a ) c a 疗d 去 太原理工大学工程礤士论文 式中pn 为试件破坏时的最大载荷，m n ；a 为试件的横截面积。m 2 ；d 。 为试件的直径，m 。 表2 - 1 2 - 1 石矿2 2 煤层顶板岩石试件的尺寸 t a b 1r o o fr o c k s s m p l e s d i m e n s i o n so fi n c o a ls e 口2 2s h i g e t a im i n e 试件编号直径d ( m m )高度l 或厚度t ( m m )试验性质 s 1 4 ( 泥岩) 7 5 o1 4 9 6 s 1 9 ( 泥岩) 7 4 81 5 1 o s 1 5 a ( 泥岩) 7 5 01 4 8 9 单轴抗压试验 s 1 5 b ( 泥岩) 7 4 61 5 0 0 s 1 2 a ( 砂岩) 7 4 91 5 0 2 s 1 2 b ( 砂岩) 7 5 01 4 8 5 s l l 9 ( 泥岩) 7 4 83 6 9 s l l 4 ( 泥岩) 7 5 03 7 5 s l 2 1 ( 泥岩) 7 4 83 7 o巴西劈裂试验 s l 8 ( 砂岩) 7 4 93 7 2 s l i o ( 砂岩) 7 5 13 5 4 用巴西劈裂方法，测试的岩石抗拉强度计算公式为 太原理工大学工程硕士论文 2 p 盯2 z j d o t - m p a 式中pn 为巴西间接抗拉试验时试件破坏的最大载荷，m n ：d 为试件的 直径，m ；t 为试件的厚度，m 。 2 1 - 3 顶板岩石力学的试验内容与测试参数 在试验室岩石力学试验过程中，根据项目研究内容所需要的顶板岩 石力学性质和强度参数，试验内容主要进行单轴抗压强度和巴西间接劈 裂方法的抗拉强度试验。 在这2 个试验中，必须测试的岩石性质和强度参数有 ( 1 ) 顶板岩石的弹性模数e ( 2 ) 顶板岩石的泊松比v ( 3 ) 顶板岩石的单轴抗压强度盯 c ( 4 ) 顶板岩石的单轴抗拉强度盯( 亦即巴西劈裂法间接抗拉强 l 度) ( 5 ) 顶板岩石的内聚力c ( 6 ) 顶板岩石的内摩擦角 2 1 4 石矿主采煤层顶板岩石力学试验的溯试结果分析 2 1 4 1 顶板岩石的抗匿弑雅鼓撩分析 r ，石矿2 7 煤层顶瓴岩石的单轴杭压强度试验结暴 石矿2 j 煤层5 个顶板岩石抗压强度试件的试验数据结果，见表 2 一卜4 1 。由表可知，直接顶泥岩s 1 4 试件单轴抗压强度为3 9 ，o m p a ，s 1 9 试件单轴抗压强度4 0 9 m p a ，s 1 5 a 试件单轴抗压强度为4 0 9 m p a ，s 1 5 b 试件单轴抗压强度为3 9 o t “p a 。综合石矿2 - 2 煤层直接顶泥岩的抗压强 太原理工大学工程硕士论文 度试验结果，其单轴抗压强度为4 0 o m p a 老项砂岩s t 5 a 试件单轴抗压强度7 0 2 m p a ，s 1 5 b 试件单轴抗压强 度8 9 6 m p a ，平均抗压强度为7 9 9 m p a 。 伸，石矿2 一。煤层埙梭岩石的弹性棋童试验结幂 石矿2 _ 2 煤层顶板岩石的试验应力一应变曲线如图2 1 。由岩石弹性 重 v r 氆 棼 ，蓝 s 12 a ( 砂岩) 试件单轴压缩试验应力一应变 l、：i = 6 。拼7 i 7 盯鼍 l：j 彳， ： 。”1 1 一0 o l一0 o u 5 000 0 50 0 l 应变 + s i2 a 试件纵向试验曲线十s lz a 横向试验曲线 0 刍 一 r 倒 吐 懂 s l2b ( 砂岩) 试件单轴压缩曲线 i4 1 y = 2 3 2 8 4x + 1 0 6 2 l ii：l 一， i l 、 ：中1 i = = 叫，一 。，r 一003 0 0 2 0 0 1 00 0 10 0 20 0 30 0 4 应变 + s i2 b 试件纵向+ s i2 b 试件横向 1 4 图2 1 石矿2 2 煤层顶扳岩石单向压缩试验应力一应蛮曲线 f i g 2 1r o o fr o c k s s t r e s s s t r a i nc u r v eo fa x e sc o m p r e s s i nc o a ls e a m2 2s h i g e t a im i n e 1 5 太原理工大学工程硕士论文 模量的定义，试验过程中岩石应力一应变曲线的直线段斜率即为弹性模 量e 。 e 。a g a 占 中盯为直线段应力增量，押a ；占为相应直线段的应变增量，占。 为了全面反映岩石的变形性质，将应力一应变的直线段进行线性回归， 取其回归直线的斜率作为岩石试件的弹性模量数值。 根据石矿4 个直接顶板岩石试件的单轴压缩应力一应变曲线的线性 回归结果，s 1 4 试件的弹性模量e = 1 5 4 7 8 m p a ，s 1 9 试件的弹性模量 e = 9 7 9 6 1 m p a ， 表2 1 - 4 1石矿2 j 煤层顶板岩石抗压强度试验数据 t a b 2 1 _ 4 1r o o fr o c k s c o n j p r e s , ss t r e n g t hi nc o a ls e 2 s h i g e t a im i n e 垂直 试件垂直位移 水平位移 水平位移 试件载荷应变横向应变泊松比v 编号 【0 o l m m )( 0 0 1 r a m )( 0 o l m m ) ( m p a )( “占)( “s ) 1 3 21 5 21 2 01 5 2 0 0 9 3o0 1 5 31 5 21 3 42 3 3 8 6 0 50 0 0 1 50 0 0 2 1 7 01 5 31 4 03 1 1 8 1 4d 0 0 2 7 1 40 0 0 3 s 1 2 a1 9 01 5 31 4 63 8 9 7 6 7 50 0 0 4 1 4 30 0 0 3 8 6 ( 砂岩)2 1 01 5 31 5 54 6 7 7 2 10 0 0 5 5 7 10 0 0 5 1 4 2 1 51 5 41 6 05 4 5 6 7 4 6o 0 0 5 9 2 90 0 0 6 2 3 51 5 j1 6 56 2 3 6 2 8 ld 0 0 7 3 5 70 0 0 6 8 6 2 4 01 5 51 7 07 0 1 5 8 2d 0 0 7 7 1 40 0 0 7 5 7 s 1 2 b ( 砂岩)1 0 21 5 54 91 52 0 0 9 300 0 1 9 5 2 1 6 1 7 31 5 55 52 33 8 6 0 50 0 0 5 0 7 10 0 0 0 8 6 2 2 31 5 55 73 1 1 8 1 40 0 0 8 6 4 30 0 0 1 1 4 3 2 01 8 55 03 8 9 7 6 7 50 0 1 5 5 7 10 0 0 4 4 3 3 5 52 9 54 25 2 6 1 8 6 2d 0 1 8 0 7 10 0 1 9 3 9 02 7 76 05 4 5 6 7 4 60 0 2 0 5 7 10 0 1 9 4 2 52 6 47 36 2 3 6 2 8 l0 ，0 2 3 0 7 l0 0 1 9 4 6 02 6 l7 87 0 1 5 8 1 6d 0 2 5 5 7 l0 0 1 9 2 9 太原理工大学工程硕士论文 4 9 52 6 l8 0 7 7 9 5 3 5l0 0 2 8 0 7 10 0 1 9 5 7 5 3 02 6 18 2 8 57 4 8 8 60 0 3 0 5 7 l0 0 1 9 8 6 5 6 58 9 6 4 6 50 0 3 3 0 7 1 1 0 21 5 54 91 5 2 0 0 9 30o 1 7 31 5 55 82 33 8 6 0 500 0 5 0 7 l00 0 1 2 9 s 1 4 ( 泥岩) 2 2 31 5 55 83 l1 8 1 4d0 0 8 6 4 30 0 0 1 2 902 0 1 1 4 l 3 2 03 8 9 7 6 8d0 1 5 5 7 1 1 2 92 8 94 01 52 0 0 9 300 1 5 52 8 94 42 33 8 6 0 500 0 1 8 5 20 0 0 0 5 7 1 7 02 8 94 53 l1 8 1 400 0 2 9 2 s0 0 0 0 7 l s 1 5 a ( 泥岩) 1 8 02 8 94 53 50 7 9 0 800 0 3 6 4 300 0 0 7 l02 3 6 0 9 9 1 9 02 9 04 53 89 7 6 7 500 0 4 3 5 j0 0 0 0 8 6 2 0 04 0 9 2 5 60 0 0 5 0 7 1 1 2 92 8 94 01 52 0 0 9 3o0 1 5 52 8 94 42 3 3 8 6 0 5d 0 0 1 8 5 20 0 0 0 5 7 1 7 02 8 94 53 1 1 8 1 40 0 0 2 9 2 900 0 0 7 1 s 1 5 b ( 泥岩) 0 2 3 6 0 9 9 1 8 02 8 94 53 5 0 7 9 0 80 0 0 3 6 4 20 0 0 0 7 1 1 9 02 9 04 53 8 9 7 6 7 5d 0 0 4 3 5 700 0 0 8 6 2 0 04 0 9 2 5 6d 0 0 5 0 7 1 4 44 3 61 61 5 2 0 0 9 3oo 1 6 24 3 61 82 3 3 8 6 0 50 0 0 1 2 8 60 0 0 0 2 9 s 1 9 ( 泥岩) o t 8 8 0 3 4 1 7 04 3 61 83 1 1 8 1 40 0 0 1 8 5 70 0 0 0 2 9 1 7 73 8 9 7 6 80 0 0 2 3 5 7 $ 1 5 a 试件的弹性模量e = 5 3 4 3 9 m p a ，s 1 5 b 试件的弹性模量e = 5 3 4 3 9 m p a 。 综合石矿2 2 煤层直接顶岩石的试验结果，平均弹性模量5 5 0 8 1 d p a 石矿2 2 煤层老顶砂岩的2 个试件，s 1 2 a 试件弹性模量 e = 6 8 2 8 7 m p a ，s 1 2 b 试件弹性模量e = 2 3 2 8 4 m p a ，分析认为后一测试数 据失真，故取砂岩的弹模数值为s 1 2 a 试件的数据，即弹性模量为 6 8 2 9 m p a 旧，石矿p 2 蝶层顶梭岩石的泊私出p 试验结幂 1 7 太原理工大学工程硕士论文 由试验可以得出，石矿2 j 煤层直接顶泥岩的泊松比分别为0 2 0 1 、 0 2 3 6 、0 2 3 6 和0 1 8 8 ，故泊松比平均值为0 2 2 。 老顶砂岩试件的泊松比为0 2 0 。 2 。1 4 2 顶板岩石的抗拉试验数据分析 石矿2 j 煤层顶板岩石的巴西劈裂法试验数据结果，参见表 2 1 4 2 。 表2 1 - 4 2 石矿2 j 煤层顶板岩石的巴西劈裂法试验数据 t a b 2 - 卜4 2r o o fr o c k s t r a i ls t r e n g t hb yb r a i l sm e t h o d i nc o a ls e a 2 2 s h i g e t a im i n e 试件油缸压强 抗拉强度 编号 p ( m p a ) 盯( m p a ) s l 8 ( 砂岩) o 6 52 5 3 $ l i o ( 砂岩) 0 72 7 3 平均值 o 6 7 52 6 3 s l l 4 ( 泥岩) j 0 62 3 4 s l l 9 ( 泥岩) o 5 52 1 4 s l 2 1 ( 泥岩) 0 62 - 3 4 、 平均值 o 5 82 2 7 由表2 - 1 4 - 2 可知，石矿2 煤层直接顶泥岩s l l 4 试件单轴抗拉 强度为2 3 4 m p a ，s l l 9 试件单轴抗拉强度2 1 4 m p a ，s l 2 1 试件单轴抗拉 强度2 3 4 m p a ，泥岩单轴抗拉强度平均值为2 2 7 m p a 。 石矿2 煤层老顶砂岩s l 8 试件单轴抗拉强度为2 5 3 m p a ，s l i o 试 太原理工大学工程硕士论文 件单轴抗拉强度为2 7 3 e p a ，则老顶砂岩抗拉强度平均为2 6 3 m p a 。 2 1 4 3 顶板岩石内聚力和内摩擦角的分析 在同一沉积环境条件下，煤层顶底板围岩的同一种岩石的力学性质 之间存在着确定的对应关系，这样就可以通过一些岩石力学性质推算其 它的相关力学性质参数。具体至4 这次试验。则将根据岩石试件的单轴抗 压试验与抗拉试验结果进行岩石内聚力和内摩擦角参数的推算。 按照岩石的线性库仑一摩尔强度准则，内聚力和内摩擦角是强度理 论的两个重要基础参数。根据现有的理论研究成果，同一种岩石的单轴 抗压强度( 盯) 、单轴抗拉强度( 盯) 、内聚力( c ) 和内摩擦角 c l ( 西) 之间存在着确定的数学关系。据此就可以通过岩石强度的拉压比 值( 盯a) 计算它的内聚力( c ) 及内摩擦角( 妒) 。 cl 在线性的库仑一摩尔强度准则中，应力空间盯盯内，有 心孺r 口- - 菰r , 堋。 c = 譬露 通过公式( 2 1 4 2 ) 和( 2 1 4 3 ) 计算时，一般情况下内摩擦角 数值偏大，为使计算结果趋于合理。采用试验过程中最大抗拉强度和最 小抗压强度参与计算，可以得到石矿2 j 煤层顶板岩石的内聚力和内摩 擦角强度参数如表2 一卜4 3 。 太原理工大学工程硕士论文 表2 1 - 4 - 3 石矿2 j 煤层顶板岩石的内聚力和内摩擦角参数 t a b 2 - 1 - - 4 3r o o fr o c k s c o h e s i o na n di n n e rf r i c t i o n ga n g l e i nc o a ls e r m2 1s h i g e t a im i n e 岩石抗压强度抗拉强度拉压比内聚力内摩擦角 种类o 。( m p a )e 。( m p a )。口o tc ( m p a )巾( 。) 直接顶 4 0 0 02 2 71 7 6 21 4 4 81 8 2 ( 泥岩) 老顶 7 9 9 02 6 33 0 3 82 5 7 52 4 4 ( 砂岩) 因此，石矿2 煤层直接顶泥岩的内聚力为1 4 4 8 m p a ，内摩擦角为 1 8 2 0 。老顶砂岩的内聚力为2 5 7 5 m p a ，内摩擦角为2 4 4 0 。 2 1 4 4 石矿2 2 煤层顶板岩石的力学性质和强度参数试验数据汇总 石矿2 j 煤层顶板岩石的力学性质与强度参数的试验分析结果，汇 总于表2 一l _ 4 以。 表2 1 _ 4 4 石矿2 - 2 煤层顶扳岩石的力学性质与强度参数汇总 t a b 2 - 1 4 4 s u m m a r i z i n go fr o o fr o c k s p r o p e r t i e sa n ds t r e n t h i nc o a ls e 2 1s h i g e t a im i n e 层 单轴抗单轴抗 弹性模量泊松比内聚力内摩擦角 压强度拉强度 位e ( m p a )c ( m p a )中( 9 ) o 。( m p a )e ( m p a ) 直接顶 l 4 0 0 02 2 75 5 0 80 2 21 4 4 81 8 2 ( 泥岩) 老顶 7 9 9 02 6 36 8 2 90 2 02 5 7 52 4 4 a 础堵) 石圪台矿2 j 煤层顶板岩石的力学试验最终成果为 2 0 太原理工大学工程硕士论文 直接顶( 泥岩) 的力学性质与强度参数：单轴抗压强度4 0 v i p a ，弹 性模量5 5 0 8 m p a ，泊松比0 2 2 ，单轴抗拉强度2 2 7 m p a ，内聚力1 4 4 8 m p a ， 内摩擦角1 8 2 0 ； 老顶( 砂岩) 岩石的力学性质与强度参数；单轴抗压强度7 9 9 m p a ， 弹性模量6 8 2 9 m p a ，泊松比0 2 2 ，单轴抗拉强度2 6 3 m p a ，内聚力 2 5 7 5 m p a ，内摩擦角2 4 4 0 。 2 2 石矿主采煤层的采场顶板分类 在此，将按照前面的中国煤层顶板分类和巷道围岩稳定性分类标 准，根据石屹台矿主采2 j 煤层的顶板岩性强度、裂隙间距和分层厚度 等参数，进行顶板分类，以期指导石矿的地下采矿生产实际，为工作面 顶板控制和巷道支护提供决策依据。 2 2 1 石圪台矿主采2 j 煤层顶板裂隙产状的测试分析 2 0 0 2 年1 0 月1 9 日，在石圪台矿井下对2 煤层的顶扳裂隙的空间 产状参数进行了实地测定，参见表2 2 1 。测试地点为石矿的二采区四 分段，测试点在井下随机选定。测试仪器采用地质罗盘与钢卷尺。 测试人高峰、宋选民、赵君和武建国。 由表2 2 1 可知，石屹台矿2 j 煤层顶板岩层发育有两组裂隙。 石屹台矿2 j 煤层顶板裂隙分布的总体规律是，受该区域断裂构造 的影响。i 组主裂隙的走向方位和断层延伸走向基本致，主裂隙走向 方位变化在2 7 0 0 3 5 0 。范围，方位角的平均值为3 0 3 8 。；倾角为4 5 。 8 0 0 ，平均为6 1 7 0 ；裂隙间距为1 2 5 m ，平均间距1 7 7 m ；延伸长度 变化在3 l o m 之间。一般延伸长度多为5 6 m 。该组裂隙延伸长度较 大，倾角较陡属于高角度裂隙，对巷道维护的影响较大，如巷道布置 轴线与该组主裂隙方位