沿空留巷理论与关键技术及实践(谭云亮)

1、2014年煤炭绿色开采高级研修班, 2014, 7,3, 山东新汶汇报提纲汇报提纲一、研究背景一、研究背景汇报提纲汇报提纲二、研究内容及技术路线二、研究内容及技术路线二、研究内容及技术路线二、研究内容及技术路线二、研究内容及技术路线二、研究内容及技术路线汇报提纲汇报提纲三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关技术内容121211LLmKhLLShZAA三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关技术内容ZASmKKS ZASAmKKKhh12三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关技

2、术内容SCFd dLLLLFLLLmLdLdLmAEEZZC0102022011225 . 05 . 00102022011225 . 05 . 0LLLLFLLLmLdLdLmdAEEZZC三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关

3、技术内容三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关技术内容（1）一次破断阶段IIIIIIIIII直接顶基本顶I I煤体巷道充填体采空区锚杆顶板运动特征：顶板运动特征： 在煤壁内一侧产

4、生断裂线在煤壁内一侧产生断裂线 形成形成“假塑性梁假塑性梁”（2）二次破断阶段顶板运动特征：顶板运动特征： 上覆岩层运动最为剧烈上覆岩层运动最为剧烈 充填体一侧产生二次断充填体一侧产生二次断裂裂IVIVI I基本顶直接顶IIIIIIIIII煤体巷道充填体采空区锚杆（3）错动离层带形成阶段顶板运动特征：顶板运动特征： 岩层运动趋于稳定岩层运动趋于稳定 上覆岩层平移下沉上覆岩层平移下沉 二次破断区产生错动二次破断区产生错动离层离层V VIVIV直接顶基本顶I IIIIIIIIIII煤体巷道充填体采空区锚杆I垮落区垮落区II煤壁支撑区煤壁支撑区III一次破断区一次破断区IV二次破断区二次破断区V错动

5、离层区错动离层区（1 1）形成垮落区阶段）形成垮落区阶段（2 2）一次破断阶段）一次破断阶段（3 3）二次破断阶段）二次破断阶段（4 4）错动离层带形成阶段）错动离层带形成阶段五五区区三三阶阶段段IIIII直接顶基本顶I煤体巷道充填体 采空区锚杆IVI基本顶直接顶IIIII煤体巷道充填体 采空区锚杆VIV直接顶基本顶IIIIII煤体巷道充填体 采空区锚杆支护体受力特征：支护体受力特征： 岩层运动的应力主要分布岩层运动的应力主要分布在冒落矸石上在冒落矸石上 充填体和锚杆受力仍然会充填体和锚杆受力仍然会继承第一阶段的变化趋势，继承第一阶段的变化趋势，只是变化趋于缓和只是变化趋于缓和 0一次破断阶段

6、形成垮落区阶段锚杆充填体受力/MPa时间/d（1）一次破断阶段IIIII直接顶基本顶I煤体巷道充填体 采空区锚杆（1 1）一次破断阶段）一次破断阶段支护体受力特征：支护体受力特征：充填体让压变形，为主要充填体让压变形，为主要承载体承载体锚杆辅助充填体支护锚杆辅助充填体支护二次破断阶段时间/d受力/MPa充填体锚杆形成垮落区阶段一次破断阶段0（2）二次破断阶段（2 2）二次破断阶段）二次破断阶段IVI基本顶直接顶IIIII煤体巷道充填体 采空区锚杆支护体受力特征：支护体受力特征： 充填体与锚杆受力基本充填体与锚杆受力基本没有变化没有变化错动离层带形成阶段0一次破断阶段形成垮落区阶段锚杆充填体受力

7、/MPa时间/d二次破断阶段（3）错动离层带形成阶段（3 3）错动离层带形成阶段）错动离层带形成阶段VIV直接顶基本顶IIIIII煤体巷道充填体 采空区锚杆锚杆作用: 一次破断阶段一次破断阶段 二次破断阶段二次破断阶段错动离层带形成阶段错动离层带形成阶段悬吊作用悬吊作用过渡作用过渡作用加固作用加固作用互补作用互补作用 将破碎岩体悬吊在稳将破碎岩体悬吊在稳定的岩层上定的岩层上 通过一次破断阶段使通过一次破断阶段使顶板运动过渡到二次顶板运动过渡到二次破断阶段破断阶段 防止岩石沿层面滑动防止岩石沿层面滑动阻止岩层间的水平错阻止岩层间的水平错动动 与充填体形成平衡互与充填体形成平衡互补的支护体系补的支

8、护体系 充填体作用:保持直接顶与保持直接顶与基本顶的紧贴基本顶的紧贴 通过一次破断阶段通过一次破断阶段使顶板运动过渡到使顶板运动过渡到二次破断阶段二次破断阶段保持巷旁稳定保持巷旁稳定平衡冒落带对应范平衡冒落带对应范围内的岩层的重量围内的岩层的重量 一次破断阶段一次破断阶段 二次破断阶段二次破断阶段错动离层带形成阶段错动离层带形成阶段辅助锚杆作用辅助锚杆作用 过渡作用过渡作用下缩让压作用下缩让压作用 平衡作用平衡作用 三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关技术内容三、创新成果及相关技术内容(1)aKZKAOAE L hm LKaL 采用相似材料模拟实验方法，对矸石

9、充填条件下的沿空留巷巷道围岩稳定性进行模拟，研究不同开采时期充填体支承压力变化值。采用的立体模型架，长度为1.9m，宽度为1m，高度为1.5m。模型装配设计图 装填后模型 区区 矸石充填的选择：区采用1.5m宽矸石充填带+双排单体支柱 ，区采用2.5m宽矸石充填带+单排单体支柱对比实验。 矸石充填支护俯视图 区区A、B排测点C排测点矸石充填支护剖面图 采用高精度数字压力表（如下图所示）测试A、B、C三排支柱的压力，并采取每2秒记录一次数据，观测记录每排支柱的支承压力值。测点油缸与压力表连接图观测仪器设置图 B排C排A排 （1）A、B排柱测点数据变化相对平滑，C排柱测点数据出现频繁波动，尤其在第

10、一次压力值大幅提升后，说明2.5m矸石带+单排柱所受压力变化剧烈，支撑效果不佳。 （2）C排柱测点数据普遍大于AB两排柱测点数据，说明采用2.5m矸石带+单排柱顶板压力过大，支撑能力不佳。 （3）1.5m矸石带+双排柱支护，区B排测点数据普遍较小，这是由于A排柱承担了较多的支撑点压力，直接缓解了矸石带和B排柱的支撑压力，支撑效果良好。 3.0MPa0.9MPa6.0MPa模拟方案： 模拟开采按照实际开采的先后顺序，即随着工作面的推进，不断堆模拟开采按照实际开采的先后顺序，即随着工作面的推进，不断堆积矸石充填体，提出合理充填体宽度。根据模拟充填体不同宽度分积矸石充填体，提出合理充填体宽度。根据模

11、拟充填体不同宽度分为三种方案：方案为三种方案：方案I: 1.0m; 方案方案II: 1.5m; 方案方案III:2.0m。东西壁工作面西四壁（下）工作面西四壁（上）工作面主上山六石门巷切下顺槽槽顺中（采空区）654321采空区充填体围岩塑性区观测点（y=50m）西四壁（下）工作面西四壁（上）工作面10m1110987监测点布置：（1）围岩塑性区变化方案方案I：1.0m方案方案II：1.5m方案方案III：2.0m充填体宽度对巷道顶板的和两帮的影响较大，充填体宽度对巷道顶板的和两帮的影响较大，对底板的影响几乎一样。对底板的影响几乎一样。 方案方案I中的顶板塑性区最大中的顶板塑性区最大范围达到范围

12、达到4.0m，超出了锚，超出了锚杆的锚固范围（锚杆长度杆的锚固范围（锚杆长度2.0m）之内，方案）之内，方案和方和方案案的顶板和煤壁的塑性的顶板和煤壁的塑性区范围分别为区范围分别为0.8m和和1.5m，未超过锚杆的锚固范围。未超过锚杆的锚固范围。方 案方 案 对 顶 板 的 控对 顶 板 的 控制效果最差，方案制效果最差，方案、 对 顶 板 的 控 制 效 果对 顶 板 的 控 制 效 果相差不大相差不大 塑性区0.8m0.8m(c)方案III：2.0m(b)方案II：1.5m(a)方案I：1.0m1.5m1.5m采空区采空区采空区0.97m4.0m 充填体巷道巷道充填体充填体巷道（2）巷道顶

13、底板位移监测点充填体巷道采空区顶板下沉量底臌变化u方案方案与方案与方案中顶板下沉相差中顶板下沉相差为为5cm左右，当充填体宽度继续增加左右，当充填体宽度继续增加时，顶板位移变化不再明显时，顶板位移变化不再明显 ；u三种方案下的底板位移变化相差不三种方案下的底板位移变化相差不大，都维持在大，都维持在6.7cm-7.8cm之间之间 。（3）巷道两帮位移采空区巷道充填体监测点充填体水平位移 煤帮水平位移 当充填体宽度为当充填体宽度为1.0m时，充填体和时，充填体和实体煤侧水平位移分别为实体煤侧水平位移分别为16.3cm和和12.1cm，随着充填体宽度的增加，随着充填体宽度的增加，水平位移减小，当充填

14、体宽度增加水平位移减小，当充填体宽度增加到到2.0m时，变化不再明显。时，变化不再明显。 （4）巷道垂直应力分布方案方案I和方案和方案II在靠近煤壁一侧存在应力集中区，在靠近煤壁一侧存在应力集中区，随着充填体宽度的增加，应力集中区减小。随着充填体宽度的增加，应力集中区减小。 方案方案I：1.0m方案方案II：1.5m方案方案III：2.0m采空区巷道充填体实体煤2.0m监测点位置采空区充填体巷道实体煤采空区应力和巷道顶板以上采空区应力和巷道顶板以上应力相近，远远比充填体和应力相近，远远比充填体和实体煤上方的应力要小，表实体煤上方的应力要小，表明煤层开采以后，上覆岩层明煤层开采以后，上覆岩层的主

15、要承载体为充填体和实的主要承载体为充填体和实体煤。体煤。 采空区、充填体、巷道及实体煤上方垂直应力监测：随着充填体宽度的增加，充填体上方压力增大，所以充填体宽随着充填体宽度的增加，充填体上方压力增大，所以充填体宽度不能太大，而是存在一个合理的宽度，如果充填体宽度太大，度不能太大，而是存在一个合理的宽度，如果充填体宽度太大，有可能会导致充填体上覆岩层所施加的压力超过充填体承载力，有可能会导致充填体上覆岩层所施加的压力超过充填体承载力，使其破坏失效，失去承载作用，而且不经济。使其破坏失效，失去承载作用，而且不经济。 采空区充填体巷道实体煤（5）采场支承压力分布）采场支承压力分布 在工作面推进方向上

16、，充填体宽度会对前方支承压力有较大的影响，尤其是在充填在工作面推进方向上，充填体宽度会对前方支承压力有较大的影响，尤其是在充填体宽度较小时，会使前方支承压力增大，如果充填体宽度太小，可能会对煤层的开采体宽度较小时，会使前方支承压力增大，如果充填体宽度太小，可能会对煤层的开采留下安全隐患，这也说明了充填体存在一个合理的宽度。留下安全隐患，这也说明了充填体存在一个合理的宽度。实体煤工作面采空区推进方向监测点位置上覆岩层（6）模拟结果分析比较）模拟结果分析比较方案方案I(1.0m)I(1.0m)控制控制围岩变形效果最围岩变形效果最差，方案差，方案II(1.5m)II(1.5m)和方案和方案III(2

17、.0m)III(2.0m)相差不大相差不大围岩塑性区变化围岩塑性区变化顶底板位移顶底板位移两帮水平位移两帮水平位移垂直应力垂直应力采场支承压力采场支承压力充填体宽度不能太充填体宽度不能太大大充填体宽度不能太充填体宽度不能太小小方案方案II(1.5m)II(1.5m)为最佳充填体为最佳充填体宽度宽度施加的压力锚杆钢带施加的压力 在底板比压测试方法的基础上，自主研发了一种新的矸石墙承载力的测试方法。无锚杆约束锚杆约束 乳化液中转站123乳化液泵站乳化液箱乳化液泵4567891-顶板；2-钢带；3-托盘；4-锚杆；5-底板；6-绞梁；7-焊接圆圈；8-钢板；9-注液口；10-测压表；11-开关101

18、1无锚杆约束有锚杆约束 矸石墙承载力仅为6.5MPa，在超过其极限承载力以后，表现出缓慢软化的特性 。矸石墙承载力的变化情况 由于受到来自侧向的约束，矸石墙承载力变化在开始阶段就表现出较快的增加，相比无锚杆情况下，承载力也更大，达到了13.4MPa 。 根据现场试验现象，在有锚杆约束的情况下，如果锚杆一直能够提供侧向的约束，矸石墙承载力会因为其本身的应变硬化特性不断增大。 与此同时，横向锚固矸石墙具有一个较大的变形，间接的反映出其所具有的让压变形的特性，相比一些刚性支护，横向锚固矸石墙巷旁支护在这方面具有较大的优势。锚杆钢带施加的压力在滞后工作面1020 m时，矸石墙压缩量增加趋势较小，当工作

19、面继续推进时，矸石墙压缩量开始以一个恒定的速率缓慢增加，直到滞后工作面35 m左右时，由于岩层的剧烈运动，其压缩量开始急剧增加，当压缩量达到140mm左右时其压缩量开始保持不变。 矸石墙压缩量随工矸石墙压缩量随工作面推进变化情况作面推进变化情况 试验研究在木城涧+450水平三槽工作面下顺槽，试验长度240m，沿空留巷获得成功，支护效果令人满意。 巷道围岩稳定性可以得到有效的控制，验证了相似材料模拟试验结果与数值模拟研究结果的准确性。顶板稳定充填体稳定整体效果好 京西矿区进入深部开采，采掘应力集中更为明显，这与多煤层开采煤柱留设有很大的相关性。煤层群开采时将会产生支承压力相互干扰的现象，沿空留巷

20、异常压力现象更加明显，影响煤矿安全生产。 为避免或减轻煤柱支承压力的影响，通过对轴14槽倾向17煤层两侧不同程度的开挖，分别对60m、50m、40m、30m、20m、10m、5m等不同煤柱尺寸时支承压力分布状况及在底板中的传播规律进行模拟研究 。大安山矿煤岩层分布模型示意图 轴轴14槽槽轴轴13槽槽轴轴12槽槽轴轴10槽槽0102030405060-505101520支承压力集中系数距倾斜煤柱上端距离/m距倾斜煤柱上端距离/m煤柱上支承压力/MPa煤柱上支承压力/MPa-0.50.00.51.01.52.02.53.0煤柱上集中系数煤柱上集中系数010203040500510152025支承压

21、力集中系数距倾斜煤柱上端距离/m距倾斜煤柱上端距离/m煤柱上支承压力/MPa煤柱上支承压力/MPa0.00.51.01.52.02.53.0煤柱上集中系数煤柱上集中系数-505101520253035400510152025支承压力集中系数距倾斜煤柱上端距离/m距倾斜煤柱上端距离/m煤柱上支承压力/MPa煤柱上支承压力/MPa0.00.51.01.52.02.53.03.5煤柱上集中系数煤柱上集中系数051015202530-5051015202530支承压力集中系数距倾斜煤柱上端距离/m距倾斜煤柱上端距离/m煤柱上支承压力/MPa煤柱上支承压力/MPa-0.50.00.51.01.52.02

22、.53.03.54.0煤柱上集中系数煤柱上集中系数05101520051015202530支承压力集中系数距倾斜煤柱上端距离/m距倾斜煤柱上端距离/m煤柱上支承压力/MPa煤柱上支承压力/MPa0.00.51.01.52.02.53.03.54.0煤柱上集中系数煤柱上集中系数0246810051015202530支承压力集中系数距倾斜煤柱上端距离/m距倾斜煤柱上端距离/m煤柱上支承压力/MPa煤柱上支承压力/MPa0.00.51.01.52.02.53.03.54.0煤柱上集中系数煤柱上集中系数0123450510152025303540支承压力集中系数距倾斜煤柱上端距离/m距倾斜煤柱上端距离

23、/m煤柱上支承压力/MPa煤柱上支承压力/MPa012345煤柱上集中系数煤柱上集中系数不同宽度煤柱中支承压力和应力集中系数分布图：60m50m40m30m20m10m5m-75-65-55-45-35-25-15-551525354555657585距煤柱中心点水平距离/m-85-80-75-70-65-60-55-50-45-40-35-30-25-20-15-10-505101520253035离煤柱中心点垂直距离/m轴14槽煤轴13槽煤轴12槽煤轴14槽煤轴13槽煤轴12槽煤-75-65-55-45-35-25-15-551525354555657585距煤柱中心点水平距离/m-85-

24、80-75-70-65-60-55-50-45-40-35-30-25-20-15-10-505101520253035离煤柱中心点垂直距离/m轴14槽煤轴13槽煤轴12槽煤-70-60-50-40-30-20-1001020304050607080距煤柱中心点水平距离/m-85-80-75-70-65-60-55-50-45-40-35-30-25-20-15-10-505101520253035离煤柱中心点垂直距离/m轴14槽煤轴13槽煤轴12槽煤-75-65-55-45-35-25-15-551525354555657585距煤柱中心点水平距离/m-85-80-75-70-65-60-5

25、5-50-45-40-35-30-25-20-15-10-505101520253035离煤柱中心点垂直距离/m轴14槽煤轴13槽煤轴12槽煤-75-65-55-45-35-25-15-551525354555657585距煤柱中心点水平距离/m-85-80-75-70-65-60-55-50-45-40-35-30-25-20-15-10-505101520253035离煤柱中心点垂直距离/m轴14槽煤轴13槽煤轴12槽煤-70-60-50-40-30-20-100102030405060708090距煤柱中心点水平距离/m-85-80-75-70-65-60-55-50-45-40-35-

26、30-25-20-15-10-505101520253035离煤柱中心点垂直距离/m-70-60-50-40-30-20-100102030405060708090距煤柱中心点水平距离/m-85-80-75-70-65-60-55-50-45-40-35-30-25-20-15-10-505101520253035离煤柱中心点垂直距离/m轴14槽煤轴13槽煤轴12槽煤不同宽度煤柱时底板岩层中的应力分布图：60m30m5m40m50m10m20m由以上两组图可知：0102030405060020406080100120传播深度样本点拟合曲线传播深度/m煤柱宽度/mModelLogisticEqu

27、ationy = A2 + (A1-A2)/(1 + (x/x0)p)Reduced Chi-Sqr42.78087Adj. R-Square0.98165ValueStandard ErrorBA1-0.789889.42601BA2159.3288941.16809Bx032.624968.38218Bp2.049120.79807BEC2016.58581BEC5032.62496BEC8064.1746301020304050602.53.03.54.04.55.0集中系数样本点拟合曲线集中系数煤柱宽度/mModelAllometric1Equationy = a*xbReduced

28、Chi-Sqr0.04655Adj. R-Square0.92911ValueStandard ErrorBa7.169460.52529Bb-0.230420.025012)6 .32(1160159xh23. 017. 7xk 通过对倾斜煤层不同煤柱宽度下支承压力在底板中传播深度的统计，对采集的数据点进行方程式拟合分析，得到煤柱下支承压力传播深度h及集中系数k分别与煤柱宽度x的关系式为： 在14槽10m煤柱，13槽中部留设10m煤柱的基础上，根据12槽煤留设煤柱不同位置和不同尺寸，设计六种多煤层留设煤柱组合方案，对不同方案中的支承压力分布及传播规律进行进行比较分析 ： 方案一：12槽上侧留

29、设20m煤柱；方案二：12槽上侧留设10m煤柱； 方案三：12槽中部留设20m煤柱；方案四：12槽中部留设10m煤柱； 方案五：12槽下侧留设20m煤柱；方案六：12槽下侧留设10m煤柱。-20-15-10-5010152025303540支承压力集中系数上侧20m煤柱煤柱上支承压力/MPa1.01.52.02.53.03.54.0煤柱上集中系数-10-8-6-4-2015202530354045支承压力集中系数上侧10m煤柱煤柱上支承压力/MPa1.52.02.53.03.54.04.5煤柱上集中系数-10-50510101520253035支承压力集中系数中部20m煤柱煤柱上支承压力/MP

30、a1.01.52.02.53.03.5煤柱上集中系数-6-4-202460510152025303540支承压力集中系数中部10m煤柱煤柱上支承压力/MPa0.00.51.01.52.02.53.03.54.0煤柱上集中系数05101520101520253035支承压力集中系数下侧20m煤柱煤柱上支承压力/MPa1.01.52.02.53.03.5煤柱上集中系数024681001020304050支承压力集中系数下侧10m煤柱煤柱上支承压力/MPa0.00.51.01.52.02.53.03.54.04.5煤柱上集中系数方案一方案二方案四方案五方案六方案三12槽煤柱不同尺寸及位置时支承压力和

31、应力集中系数分布图 -80-60-40-20020406080距12槽中心点距离-80-60-40-20020406080100离12槽煤层中心点距离/m轴14槽煤柱轴13槽煤柱轴12槽煤柱轴10槽煤层-80-60-40-20020406080距12槽中心点距离/m-80-60-40-20020406080100离12槽煤层中心点距离/m轴14槽煤柱轴13槽煤柱轴12槽煤柱轴10槽煤层-80-60-40-20020406080距12槽中心点距离/m-80-60-40-20020406080100离12槽煤层中心点距离/m轴14槽煤柱轴13槽煤柱轴12槽煤柱轴10槽煤层-80-60-40-20020406080距12槽中心点距离/m-80-60-40-20020406080100离12槽煤层中心点距离/m轴14槽煤柱轴13槽煤柱轴12槽煤柱轴10槽煤层-80-60-40-20020406080距12槽中心点距离/m-80-60-40-20020406080100离12槽煤层中心点距离/m轴14槽煤柱轴13槽煤柱轴12槽煤柱轴10槽煤层-80-60-40-20020406080距12槽中心点距离/m-80-60-