特厚煤层边界条件转化期间矿压研究与控制技术.pdf

13802工作面概况 工作面在开采过程中会遇到不同的边界条件， 特厚煤层边界条件转化期间矿压研究与控制技术 * 冯飞胜， 成云海， 田厚强， 孙振平， 樊俊鹏 （安徽理工大学 煤矿安全高效开采省部共建教育部重点实验室， 安徽 淮南232001） 摘要 以水帘洞煤矿沿空巷道为工程背景，采用FLAC3D软件模拟，得到一面采空到两面采空 及其转换过程中小煤柱和沿空巷道围岩应力分布特征，通过理论分析建立特厚煤层沿空巷道覆岩结构 模型，对小煤柱和沿空巷道进行稳定性分析。对试验巷道回采期间支护方案进行设计和加固，并采用多 种手段跟踪监测。 结果表明，巷道支护设计有效，围岩应力、变形和顶板离层等控制效果良好。 关键词 特厚煤层； 一面采空到两面采空； 矿压特征； 围岩控制 中图分类号TD823.25 文献标志码A文章编号1008 － 8725（2014）07 － 0171 － 04 Ground Pressure Research and Control Technology on Transation of Boundary Conditions in Extra Thick Seam Mining FENG Fei-sheng，CHENG Yun-hai，TIAN Hou-qiang，SUN Zhen-ping，FAN Jun-peng （Provincial and Ministry Cooperated Key Lab of Coal Mine Safety and High Efficient Mining,Anhui University of Science and Technology, Huainan 232001, China） Abstract Taking Shuiliandong mine roadway as 1engineering background，the distribution characteristic of the stress distribution of narrow pillar and god-side entry surrounding rock was obtained by analyzing the thick seam mining working conditions from one side goaf to both sides goaf, and during the conversion between them through using the FLAC3Dnumerical software, through the theory established model of god-side entry cover load structure in thick coal seam，and analyzed the stress distribution of narrow pillar and god-side entry surrounding rock . On this basis, support scheme of test roadway was designed and reinforced during stoping, and the use of a variety of means to monitor the effect of practice, results showed that the design of roadway support was effective, surrounding rock stress、deation and roof separation has good control effect, studies show that support the guiding ideology and the basic theory is correct, the results can be applied under similar conditions. Key words thick coal seam; one side goaf to both sides; characteristics of underground pressure; surrounding rock control 数变小，在工作面推进的过程中，底煤直接顶经历 垮落、被压实、再垮落、再被压实的过程，以至于在 工作面推进至96 m之后，14测点的数值基本趋于 稳定，直到底煤开采结束。 4结语 在“三软”厚煤层下行开采过程中，由于上层煤 开采后，其上覆岩层经历了下沉、离层、弯曲乃至垮 落等变形和移动， 岩层的原始状态已遭到破坏，岩 层强度减弱并变得更“软”，所以下层煤开采时上覆 岩层的移动和变形具有以下特点 （1）下煤层开采过程中，裂隙发育自下而上呈 梯形分布，并且岩层沿着“梯形”两斜边破坏最为严 重，特别是岩层在煤层的顶底板处有明显的折断现 象。 随着工作面的推进，离层的层位被不断抬高，虽 然离层出现比较频繁，但会在较短时间内闭合。 （2）下煤层开采时，上覆岩层就收到较大的影 响，上覆岩层的下沉量明显比上煤层的大，约是上 煤层开采时上覆岩层下沉量的1.7倍， 并且下煤层 开采时，工作面来压的周期性并不明显。 （3）受上煤层开采的影响，下煤层开采时的垮 落角比上煤层的垮落角要大得多，顶煤开采时垮落 角约35，底煤垮落角约55，不过上覆岩层的充分 采动角基本上保持不变，均约65。 （4）下分层开采过程中，经常遇见单体支架被 压死、歪倒和破网窜柱等现象，要求支架必须具备 适应顶板大变形量的特征。 参考文献 ［1］王国旺.大柳塔煤矿浅埋近距离煤层群下行开采下工作面矿压规 律［ D］.西安西安科技大学，2011. ［2］黄艳利，张吉雄，范军，等.近距离煤层回采巷道合理布置方案 ［J］.煤矿安全，2009（9）66-68. ［3］张顶立.下分层综放开采矿山压力控制［J］.岩石力学与工程学 报， 1998，17（2）159-166. ［4］张开智，刘先贵，金泰，等.网下综采放顶煤开采技术的研究［J］. 煤炭学报，1995，20（6）596-600. ［5］林韵梅.实验岩石力学模拟研究［M］.北京煤炭工业出版社，1984. ［6］李鸿昌.矿山压力的相似模拟试验［M］.徐州中国矿业大学出版 社， 1998. 作者简介杨敏（1988-），安徽滁州人，硕士研究生在读，研究方 向矿山压力及控制，电子信箱yangmin0003. 责任编辑王秀丽收稿日期2014－02－08 煤炭技术 Coal Technology Vol.33No.07 Jul. 2014 第33卷第07期 2014年07月 doi10.13301/ki.ct.2014.07.063 *国家自然科学基金（51174002；51274008）；山东省矿山灾害预防控 制国家重点实验室培育基地开放基金（MDPC2012KF02）；安徽省高 等学校省级自然科学研究资助项目（KJ2013A098） 171 第33卷第07期Vol.33No.07特厚煤层边界条件转化期间矿压研究与控制技术冯飞胜，等 从一面采空、两面采空、三面采空到孤岛工作面等。 姜福兴等依据覆岩空间结构理论将以上边界条件 下的覆岩结构模型分别定义为O、S、C和θ形，此 种理论突破传统“直接顶”和“老顶”矿压研究范围 的限制，为覆岩运移和矿压显现的研究提供了新的 思路；窦林名等依据关键层理论，结合微震监测，根 据不同的边界条件， 提出覆岩空间结构的OX-F-T 演化模型，此种模型为不同边界条件下空间覆岩结 构失稳型冲击矿压机制研究与预防提供一定理论 基础。 以上对研究矿压特征与覆岩空间结构之间的 关系具有重要的指导价值，但以上研究均指工作面 对应的一个边界条件时的情况，对于同一工作面经 历2个边界条件以及条件转换阶段的矿压特征研 究尚不完善，同时特厚煤层的影响也应考虑。 以彬县水帘洞煤矿特厚煤层3802工作面为工 程背景，由于地质构造原因3801开切眼在3802开 切眼以东370 m，导致3802工作面开采过程中会经 历从一面采空到两面采空状态的转变， 如图1所 示。 本文主要研究特厚煤层3802工作面在此期间 的矿压特征、矿压力学分析、制定此情况下巷道支 护方案并进行效果监测。 图13802工作面概况 2工程概况 水帘洞煤矿3802工作面长度160 m， 西邻大 佛寺煤矿，南面为未开采的3804工作面，北面为 因构造无法开采的实体煤和3801采空区，之间留 设8 m煤柱，底板为铝质泥岩，遇水成泥，属软弱 底板；基本顶为中-细粒砂岩，单轴抗压强度79.0 111.8 MPa，属坚硬稳定顶板；工作面采用综放采全 高，沿空巷道留底煤2.5 m。 3数值模拟 （1）几何模型 采用FLAC3D软件模拟特厚煤层3802工作面由 一面采空到两面采空转变过程中支承压力变化特 征。 模型共220 800个单元格， 模型长宽高＝400 m520 m160 m， 没有在模型中显示的岩层用外加 载荷替代，沿空巷道位于模型中部。 （2）模拟结果分析 图2是特厚煤层两面采空时距离工作面10 m 处煤层应力剖面图。 图2特厚煤层应力分布云图 数值模拟结果显示特厚煤层两面采空距离工作 面10 m时支承压力峰值为35.05 MPa， 应力集中系 数3.43，同时矿压较一面采空条件下大，这是由于沿 空巷道在经历两面采空时掘进阶段承受的移动支承 压力转为回采阶段本工作面的移动支承压力和上工 作面采空区侧向支承压力相叠加形成了总支承压力。 模型模拟每5 m开挖1次， 考虑到计算方便， 从3801工作面前方100 m开始开挖， 对工作面超 前支承压力峰值进行监测，得到特厚煤层工作面在 一面采空到两面采空转变时超前支承压力峰值与 工作面推进距离的关系，如图3所示。 图3超前支承压力峰值与工作面边界条件关系图 监测结果显示在工作面两面采空时压力峰值稍 大于一面采空时峰值，3802工作面开采靠近工作面 3801开切眼时矿压显现剧烈，此阶段是一面采空到两 面采空的边界条件转换期间，围岩变性大。小见方和大 见方以及见方中点位置附近时，矿压显现明显，应力集 中大，因为工作面见方阶段，上覆关键层积聚了大量的 弹性能，同时下方岩层的断裂转移上来的应力也都聚 集在此关键层，特别当2个工作面为大见方时，2个相 邻工作面顶板协同运动，煤柱覆岩边界条件两侧均为 开采工作面OX形结构的弧三角板， 形成“T”形结构， 裂隙发育和垮落带范围上移，沿空巷道上覆基本顶弧 形三角块结构失稳下沉，严重影响巷道安全。 4特厚煤层沿空巷道覆岩结构及小煤柱稳定性 3802工作面在前期工作面周期来压阶段支架 稳定性好，工作面支架未有压坏压实的现象，说明 直接顶作用力可不考虑。 直接顶厚度h123 m，根据 已有资料计算充填系数N＝h1/hm2.56，说明3802工 作面采空区几乎充填完全， 即老顶作用力可不考 虑。 此时，支架的作用力为最低值 Pmin（Mdγ1Mzxγ2）S3 400 kN（1） 式中Md顶煤厚度，Md5.5 m； γ1顶煤容重，γ11.4104N/m3； -3.504 6 e007 to-3.300 0 e007 -3.300 0 e007 to-3.000 0 e007 -3.000 0 e007 to-2.700 0 e007 -2.700 0 e007 to-2.400 0 e007 -2.400 0 e007 to-2.100 0 e007 -2.100 0 e007 to-1.800 0 e007 -1.800 0 e007 to-1.500 0 e007 -1.500 0 e007 to-1.200 0 e007 -1.200 0 e007 to-9.000 0 e006 -9.000 0 e006 to-6.000 0 e006 -6.000 0 e006 to-3.000 0 e006 -3.000 0 e006 to 0.000 0 e006 工作面推进距离/m 支承压力峰值/MPa 与切眼相交， 边界条件转换 45 40 35 30 25 20 15 078164244324404484 两面采空 一面采空 工 作 面 小 见 方 工 作 面 大 见 方 构造无法开采区域 煤柱 在采3802 工作面 未采3804工作面 已采3801 工作面 工作面 一面采空 一面采空到两面 采空转换阶段 工作面 两面采空 运输巷 回风巷 172 第33卷第07期Vol.33No.07特厚煤层边界条件转化期间矿压研究与控制技术冯飞胜，等 Mzx下位直接顶厚度； γ2下位直接顶容重，γ22.7104N/m3。 S8000/17/32型支架及宽度控顶区面积， SL（LdLk）7.34 m2（2） L支架中心距，L1 500 mm； Ld顶梁长度，Ld4.53 m； Lk空顶距，Lk0.36m。 将各参数代入式（1），得Mzx19 m，即下位直接 顶厚度19 m，上位直接顶厚度按5 m计算。 由此确定结构如图4所示。 图4特厚煤层沿空巷道结构模型 3802工作面上位直接顶与已垮落矸石挤压而 形成“岩-矸”结构，说明上位直接顶范围位于煤层 上方1924 m。3801工作面采空区应力监测表明侧 向具有明显周期来压现象， 说明3802工作面侧向 老顶也形成“岩-梁”结构。 故3802工作面运输巷处 于内应力场，有利于稳定。 5控制方案试验 （1）控制方案 在3802工作面一面采空开采状态期间巷道围 岩稳定；在3802工作面两面采空开采阶段，直接顶 与垮落矸石形成“岩-矸”结构特征，侧向老顶形成 “岩- 梁”结构特征；在3802工作面由一面采空到两 面采空开采条件转变时，3802工作面超前支承压力 明显，应力集中系数高，采场支架载荷大，且工作面 下部支架瞬间压力变化剧烈。 针对3802工作面由一面采空到两面采空的应 力位移特征，巷道支护方案的设计按照分区分段不等 强支护理念，根据应力位移的特征在不同区段不同位 置不同时间的耦合关系下施加不同强度的支护。 图5巷道支护断面图 在沿空巷道进行锚杆锚索锚网联合支护，锚杆长 2 200 mm、两帮锚索长度为4 300 mm、顶板锚索长度 为8 300 mm，使巷道围岩形成整体支护，充分发挥岩 体自身承载能力，保持连续性支护阻力；在工作面前 方50100 m超前支承压力影响区域，采取不等强加 强支护设计，在工作面前方2050 m超前支承压力严 重影响区域，采取套棚加固补强和加密顶板锚杆等措 施；在端头处采用超前液压支架和巷道顶肩部密集锚 杆联合支护；松散和破碎围岩等情况下，视情况采取 注浆等措施，加固胶结松散破碎围岩，确保围岩在本 工作面走向支承压力和上工作面采空区的侧向支承 压力的共同影响下安全稳定。 （2）支护效果监测 为检测3802工作面由一面采空到两面采空开 采条件下巷道支护设计的合理性， 在回采期间，对 沿空巷道围岩应力特征、顶板位移特征和工作面矿 压显现特征进行监测，测点布置如图6所示。 图6测点布置图 （3）监测分析 侧向支承压力的监测结果如图7示。 图7工作面前方不同位置侧向支承压力曲线图 1.距工作面5 m测线2.距工作面15 m测线3.距工作面25 m测线 4.距工作面35 m测线 结果分析可知，在距离3802工作面较远时，煤 层仅受上工作面侧向支承压力影响，在距离工作面 约25 m时，支承压力峰值达到28.5 MPa左右，并逐 渐向巷道侧移近，在距离工作面5 m左右时，工作 面煤层进入应力降低区域。 对此区域巷道顶板岩层相对离层量的监测结果如 图8所示， 可知距离工作面20m左右时会出现周期来 压情况，在靠近工作面时，会发生顶板急剧离层的情况。 图83802工作面各层位离层相对位移图 1. 32 m钻孔岩层2. 28 m钻孔岩层3. 24 m钻孔岩层4. 20 m钻 孔岩层5. 16 m钻孔岩层6. 12 m钻孔岩层 对工作面支架载荷各项参数的统计图如图9 所示，为方便数据分析，对数值较小的动载系数做 放大50倍的处理。 由图9最大来压点数据可知，一面采空时，沿工 5 m5 m 顶板离层仪 3802运输巷 支架阻力 监测仪 钻孔应力计 孔深4 m 孔深8 m 孔深12 m 孔深16 m 孔深20 m 孔深24 m 3802工作面 3802回风巷 准L20 mm2 200 mm 准L17.8 mm8 300 mm 准L20 mm2 200 mm 15 m19 m5 m8 m 煤层 下位直接顶 上位直接顶 老顶 应力值相对大小/MPa 30 25 20 15 10 5 0 距煤壁距离/m 4812162024 1 2 3 4 距离工作面距离/m 离层量/mm 180 160 140 120 100 80 60 40 20 0 1 2 34 5 6 2220181614121086420 173 作面倾向呈现工作面中间最高、向两面逐渐减小的压 力分布趋势，两面采空时，工作面压力下端最高，往 两面逐渐变小。 同时，两面采空时工作面支架载荷 较大，较一面采空时高1525，工作面周期来压 频繁， 来压步距由平均的15.2 m减小到12.4 m ，来 压时平均最大阻力由以前的7 623.50 kN增加到 8 261.99 kN，特别是工作面“一次见方、二次见方” 时压力增大，动载系数变大，现场发现有个别液压 支架被压垮的现象；在一面采空到两面采空转换期 间，压架数量大幅增加，动载系数变化复杂，瞬间压 力变化剧烈。 图93802支架载荷统计图 1.动载系数＃50 2.压架数量/架3.最大来压点/架次 6结语 （1）通过数值分析模拟，研究了特厚煤层支承 压力分布特征，峰值区域均集中在煤柱处，峰值为 35.05 MPa，应力集中系数3.43。 （2）依据工程实践和理论分析确定在3802工 作面两面采空阶段， 直接顶与垮落矸石形成 “岩- 矸”结构特征，侧向老顶形成“岩-梁”结构特征；同 时确定一面采空开采状态期间巷道围岩稳定，一面 采空到两面采空开采条件转变期间，3802工作面支 承压力明显，应力集中系数高，采场支架载荷大，且 工作面下部支架瞬间压力变化剧烈。 （3）对彬县水帘洞煤矿3802工作面沿空巷道 进行支护方案设计和效果监测，监测结果表明巷道 支护设计有效，围岩应力、变形、顶板离层和气体交 流控制效果良好，说明支护指导思想和理论研究基 本正确，研究结果可以在类似条件下推广应用。 参考文献 ［1］姜福兴，张兴民，杨淑华，等.长壁采场覆岩空间结构探讨［J］.岩 石力学与工程学报，2006，25（5）979-984. ［2］姜福兴.采场覆岩空间结构观点及其应用研究［J］.采矿与安全 工程学报，2006，23（1）30－33. ［3］窦林名，贺虎.煤矿覆岩空间结构OX-F-T演化规律研究［J］.岩 石力学与工程学报，2012，31（3）453-460. ［4］窦林名，何烨，张卫东.孤岛工作面冲击矿压危险及其控制［J］. 岩石力学与工程学报，2003（11）1 866-1 869. ［5］张永久.特厚硬煤层综放工作面护巷煤柱合理宽度研究［D］.淮 南安徽理工大学，2012. ［6］张永久，成云海，李琳，等.特厚硬煤层综放开采合理区段煤柱尺 寸研究［J］.煤炭工程，2012（1）10－13. ［7］钱鸣高，缪协兴，许家林.岩层控制中的关键层理论研究［J］.煤 炭学报，1996，21（3）225-230. ［8］成云海，姜福兴，庞继禄.特厚煤层综放开采采空区侧向矿压特 征及应用［J］.煤炭学报，2012，37（7）1 088-1 093. 作者简介冯飞胜（1990-），安徽池州人，硕士研究生，研究方 向矿山压力及控制，电子信箱1946801809. 责任编辑王秀丽收稿日期2014－01－28 0引言 随着能源需求的增加， 煤炭产量逐年增长，浅 深部厚煤层开采底板巷道受采动影响矿压显现规律研究 * 陈登红 1， 华心祝1，2， 鲁德超1， 张忠浩1 （1.安徽理工大学 能源与安全学院， 安徽 淮南232001；2.煤矿安全高效开采省部共建教育部重点实验室（安徽理工大学）， 安徽 淮南232001） 摘要 以丁集煤矿1282（3）工作面为工程背景，采用超前支承压力分段简化，构建了底板应力分 布表达式，通过矿压实测数据代入后计算得到前方底板不同深度处应力增量集中系数，得出采动超前影 响范围110 m。 考虑计算时忽略巷道自身开掘及长期蠕变的影响，最后通过底大巷实测、综合收作段地质 条件进一步确定了合理的停采线为177 m，研究成果为类似条件下的巷道维护及煤柱留设提供一定参考。 关键词 底板应力传递； 深部厚煤层； 安全高效开采 中图分类号TD322文献标志码A 文章编号1008 － 8725（2014）07 － 0174 － 04 Study on Mining Effect Laws on Tunnel of Floor Affected by Minining Pressure under Deep Thick Coal Seam CHEN Deng-hong1，HUA Xin-zhu1，2，LU De-chao1，ZHANG Zhong-hao1 （1. College of Energy and Safety, Anhui University of Seience and Technology, Huainan 232001, China; 2. Ministry of Education Key Laboratory of Safety and High-efficiency Coal MiningAnhui University of Science and Technology, Huainan 232001, China） Abstract Based on 1282（3）face of Dingji mine, advanced abutment pressure was segmented simplified and then the expression of distribution of floor stress was obtained. Stress concentration increment coefficient were calculated by the observation data and advanced mining effect distance was 110 m. Considering that the roadway’s itself mining effect and longterm creep, at last the reasonable mining terminal line was identified as 177 m by considering geological condition, Reference can be provided for roadways maintenance and coal pillar reserved. Key words stress transmission laws on floor; deep thick coal seam; safe and efficient mining *高等学校博士点专项科研基金（20103415110001）；国家自然科学 基金重点项目（51134012）；国家自然科学基金面上项目（51274010） 煤炭技术 Coal Technology Vol.33No.07 Jul. 2014 第33卷第07期 2014年07月 doi10.13301/ki.ct.2014.07.064 周期来压次序/次 16 18 20 22 24 26 28 30 32 34 36 38 40 42 100 80 60 40 20 0 相对数值 切眼处 见方处 1 2 3 174