神东矿区浅埋煤层开采及矿压研究.pdf
辽宁工程技术大学 硕士学位论文 神东矿区浅埋煤层开采及矿压研究 姓名马茂盛 申请学位级别硕士 专业矿业工程 指导教师张永吉;杨景才 2002.1.1 辽宁工程技术夫学硕士学位论文 摘要 浅埋煤层由于一L 覆岩层较薄,在回采过程中,上覆岩层的移动及 矿山压力的显现,均具有特殊性。 在回采过程中。工作面矿压显现比较明显,顶板基岩沿全厚切落, 产生的裂隙通达地表并有明显的台阶下沉。 鉴于神东矿区煤层埋藏浅雨引起的顶板移动、跨落特点,在回采 过程中加快工作面推进速度,能够比较有效的控制顶板岩层。 关键词。浅埋煤层It I T i X松散沙层爝7 名j } 辽宁工程技术大学硕士学位论文 A 璐s 劬。固c n B e c a u s eo v e r l y i n gS t r a t au p o ns h a l l o wc o a ls e a n li s t h i n , m o v e m e n ta n ds t r e s sb e h a v i o r so f o v e r l y i n g S t r a t aa l lb e a r p a r t i c u l a r i t yd u r i n gm i n i n g . D u r i n gm i n i n g ,t h e s t r e s sb e h a v i o r so fw o r k f a c ea F e v e r yo b v i o u s .T h i n r o c ks t r a t ao fr o o ff a l lb yf u l lt h i c k ,p r o c r e a n t c r a n n y r e a c ht h ee a r t h ’Ss u r f a c ea n dh a v e c l e a r l ys i d e s t e p p e d s u b s i d e n c e W h e r e a st h ec h a r a c t e ro fr o o f ’Sm o v e m e n ta n df a l l i n g c a u s e db yc o a ls e a mi ss h a l l o wi nS h e n - d o n gm i n ed i s t r i c t , t h ew o r k f a c ea d v a n c er a t em u s tb ep i c k e du pd u r i n gm i n i n g , i no r d e rt oc o n t r o ls t r a t ao fr o o f e f f e c t i v e l y l i c e 3 , W o 腻脑S h a l l o w C o a lS e a m s i d e s t e p p e ds u b s i d e n c e L o o s eS a n dB e d 辽宁工程技术大学硕士学位论文 1绪论 11 神府东胜矿区概况。 神府东胜矿区位于陕西省北部榆林地区和内蒙古自治区南部伊克昭盟境内。煤田面 积31 2 万平方公里,探明储量2 2 3 6 亿吨,远景储量高达1 0 0 0 0 亿吨,占全国探明储量 的四分之一,相当于7 0 个大同矿区、1 6 0 个开滦矿区,是我国己探明储量最大的煤田, 该煤田与美国的阿巴拉契煤田、德国的鲁尔煤田等被并称为世界七大煤田,是国家“七 五”、“八五”、“九五”计划重点建设项目。神华集团神府东胜煤炭有限责任公司经国务 院批准,负责建设经营神府东胜矿区大型骨干矿井及配套项目。从1 9 8 5 年开始至今, 公司在矿区先后建设矿井1 1 对,其中特大骨干型高产高效矿井有大柳塔煤矿 能力从 6 0 0 万“a 已扩大到1 8 0 0 万t /a 、补连塔煤矿 8 0 0 万t /a 、榆家梁煤矿 8 0 0 万t /a 、 乌兰木伦煤矿 3 0 0 万t /a 等。矿井综采设备全套引进,工作面最高年产达8 0 3 .3 5 万吨, 最高月产达9 02 3 万吨,最高日产达3 6 8 4 6 吨,直接工效达5 4 36 3 吨/工。2 0 0 0 年神府 东胜矿区生产原煤2 4 0 0 万吨,2 0 0 1 年矿区计划生产原煤3 4 0 0 万吨,提前实现“神华工 程”一期建设目标。2 0 0 2 年矿区将达到4 0 0 0 万吨原煤生产能力,并具备6 0 0 0 万吨生产 能力。神府东胜矿区己成为我国具有国际先进水平的西部现代化能源基地。 神府东胜煤田开采规划区内地面广覆着现代风积沙及第四系黄土,含煤地层为中下 侏罗统延安组 J 1 - 2 Y 。区内地质构造简单,倾角平缓,煤层赋存稳定,埋藏浅,煤质 优良 低灰、低硫、低磷、中高发热量、高挥发份 ,属长焰煤和不粘煤。煤层顶底板 稳定,井巷支护简单。煤系地层含水微弱,属二类一型。煤层瓦斯含量低,有煤尘爆炸 和自燃发火趋势。煤层开采条件简单。 1 .2 问题的提出 神东东胜矿区目前及今后相当一段时期内,各矿开采区域大部分集中于埋深l O O m 以内浅部。埋深浅、基岩薄、上覆厚松散沙层是该区煤层的典型赋存特征。虽然煤层倾 角近水平,赋存稳定,开采条件优越,但矿井初期开采实践表明,长壁工作面普遍有台 阶下沉现象,矿压显现剧烈,严重影响了开采的安全性、产量和效益。如,大柳塔煤矿 建井初期的试采工作面 C 2 0 2 ,来压期间普遍出现3 5 0 - 6 0 0 m m 的台阶下沉。矿区周围 几个投产的地方国营煤矿,如郭家湾、哈拉沟、大泛窑煤矿都设计和应用了长壁开采, 辽宁工程技术大学硕士学位论文 2 但因难以控制来压期间的顶板台阶下沉,己改回为各种方式的房柱式开采。大柳塔煤 矿正式投产的第一个综采工作面 1 2 0 3 ,埋深5 0 ~6 0 m ,采高35 ~4O m ,用Y z 3 5 0 0 一 2 3 /4 5 型液压支架支护顶板,初次来压期间工作面中部9 1 m 范围顶板出现台阶下沉,其 中部3 l m 范围顶板台阶下沉量高达1 0 0 0 m m ,部分支架活柱压得没有行程,并出现溃沙 现象,地面风积沙进入机尾。周期来压时,不少支架的立柱因受力过猛而出现涨裂,支 架损坏严重。这一切说明在神东煤田浅埋深、薄基岩、厚松散沙层的条件下,工作面顶 板岩层破断运动具有特殊性,而现有普通长壁工作面顶板岩层控制的经验和理论,不能 很好地解释这种矿压现象及机理。因此,该煤田的开发为采场项板岩层控制提出了急需 解决的新课题。 大型浅埋煤田在世界上不多,国外较为典型的是莫斯科近郊煤田和美国阿巴拉契亚 煤田。有文献报道,印度和澳大利亚也在进行浅部煤层开采,埋深在l O O m 以内。这些 国外矿区的地表主要为表土层,工作面顶板台阶下沉和涌水溃沙现象并不突出,研究仅 限于一般矿压观测和简单的力学分析。以莫斯科近郊煤田为例,它的上覆积砂层厚度只 有神府东胜煤田的十分之一,并在直接顶范围之内,即煤层之上是粘土层,粘土层上是 松散积砂层,直接顶之上是石灰岩老顶。而神府东胜煤田煤层开采层数多、厚度大,且 砂层底部含水量比它大得多。类似神东煤田这种浅埋深、薄基岩和地表有厚松散覆盖层 赋存条件的顶板岩层控制,几乎没有可借鉴的研究成果。 长壁开采一直是我国和欧洲产煤国家的主要采煤方法。近年来,传统上多使用连续 采煤机房柱式开采的美国也大力发展高产高效长壁开采。1 9 8 3 年美国长壁综采面总产量 为27 3 亿吨,占生产矿井总产量的2 8 %;到1 9 9 5 年已达31 亿吨,工作面单产和效益 均居世界第一。我国借鉴欧、美地区的发达国家高产高效综采经验,在开发神府东胜煤 田中主要采用了长壁综采技术,力求在产量和效益上赶超世界水平。随着神东煤田的开 发,浅埋煤层长壁开采的矿压问题目益突出。 9 0 年代初,我国开始了浅埋煤层矿压显现与岩层控制方面的探索,部分高校和院所 开展了一些研究工作,初步观测了长壁工作面矿压显现的规律与顶板破断基本特征。但 由于研究尚处于初期,对顶板破断与来压机理的认识尚不统一,顶板结构的研究也不够 深入,因而对顶板台阶下沉如何控制、支护阻力应如何确定等现场急需解决的问题,没 有给出令人满意的结果。 综上所述,为了使现代化大型矿区实现高产高效,对浅埋煤层顶板岩层控制进行系 辽宁工程技术大学硕士学位论文 统深入的研究非常必要,且具有重要的意义。 1 3 国内外研究现状 1 .3 .I国外的研究工作 国外关于浅埋煤层顶板岩层控制方面的研究不多,较早的有前苏联M 秦巴列维奇 根据莫斯科近郊煤田浅埋深条件提出的台阶下沉假说。该假说指出当煤层埋藏较浅时, 上覆岩层可视为均质。随工作面推进,顶板将呈斜方六面体沿煤壁斜上方垮落直至地表, 支架上所受的载荷应考虑整个上覆岩重的作用。当有坚硬顶板组成的老顶时,秦氏认为 老顶断裂在煤壁内,支架载荷按控顶区跨度计算上覆岩层全部重量。显然,秦氏把岩层 运动的几何形状过分绝对化了,并且在对老顶的分析中,既没有涉及老项的破断过程, 也未涉及老顶破断后岩块的平衡条件。 在浅埋煤层矿压显现方面,前苏联BB 布德雷克于1 9 8 1 年在前苏联煤杂志第 2 期上发表了“莫斯科近郊煤田矿山压力的特点”一文。文章指出,在埋深1 0 0 m 且存 在厚粘土层条件下,放顶时支架出现动载现象;约1 2 %的采区煤柱出现动载现象。说明 浅埋煤层顶板来压迅猛,与普遍采场顶板逐次垮落失稳形成的缓和来压有明显区别。 8 0 年代初,澳大利亚B .霍勃尔瓦依特博士等对新南威尔士安谷斯坡来斯煤矿浅 部长壁开采的一些矿压现象进行了实测。该矿开采李寺古煤层,采高约2 .6 m ,煤层赋存 平缓,初期煤层开采深度约7 2 m ,工作面长1 3 5 m 。实测主要结果如下 1 顶板破断与岩层移动特征顶板为煤、页岩互层,坚固稳定,初次垮落步距1 0 m 。 随工作面推进,沿工作面和采空区边缘的顶板岩层几乎是垂直断裂,岩层破断角为 7 6 ~9 0 。地表最大下沉量为采高的6 0 %,最大下沉量的8 5 %发生于距工作面4 0 m 范围内。 说明采空区迅速压实,煤壁附近顶板岩层迅速发生整体移动。观测研究认为顶板破断是 从煤层到地表产生“瓶塞”状切落,而不是里桥拱铰接。 2 工作面前方顶底板移近量实测工作面前方上平巷顶底板移近量不大,除超前 支承压力区的最大移近量为2 0 m m 外,~般均小于1 0 r a m 。观测研究认为这与工作面 煤层埋藏浅,顶板产生“瓶塞”状破断有关。 3 工作面支架载荷工作面使用8 9 架支撑掩护式支架,额定工作阻力4 5 0 0 K N / 架,初撑力为额定工作阻力的8 0 %。支架有动载现象,安全阀经常开启。顶板破断期间 支架以很快的速度达到额定工作阻力,但在3 ~7 天内又重新减小。支架后柱载荷一般大 辽宁工程技术大学硕士学位论文4 于前柱,‘在非生产期间前后柱载荷趋于相等。 进入9 0 年代,澳大利亚LH o l l a 等还对新南威尔士浅埋煤层长壁开采的项板岩层移 动进行了观测研究。通过自地表到煤层的多层位钻孔锚固装置实测得出,顶板垮落高度 为采高的9 倍,顶板岩层在工作面推过后快速移动。英国和美国为控制浅部开采地表塌 陷,多采用房柱式开采,主要进行了地表岩层移动和采前地层地震波探测与工程地质评 价等研究工作。印度和有些南美国家也因缺乏有关技术而未能采用长壁开采,主要开展 了房柱式开采地表沉陷预计和煤柱载荷确定的研究工作。 综上所述,国外研究总体上认为浅部开采顶板破断直接影响到地表,顶板破断角大, 地表下沉速度快,来压明显难以控制。然而,文献中仅对长壁开采的一些矿压现象进行 了描述,没有对来压机理及控制理论进行系统的研究。 1 .3 .2 国内的研究工作 1 9 9 1 年,神府公司与科研部门曾对大柳塔煤矿C 2 0 2 试采工作面进行了实测。该工 作面煤层埋深约6 5 m ,近水平,基岩厚度约3 2 m 。工作面长1 0 2 m ,采高2 m ,采用H Z W A 金属摩擦支柱支护。实测表明,平巷矿压显现缓和,但工作面周期来压明显,支柱动载 系数2 .3 ~43 ,有明显的台阶下沉现象,台阶下沉量达3 0 0 6 0 0 m 。这次试采和观测,使 现场和科研部门均认识到埋藏浅并不等于矿压缓和,需要对浅埋煤层问题进行研究。 大柳塔煤矿第一个综采工作面 1 2 0 3 开采前,进行了采前模拟。该工作面埋深 5 0 ~6 0 m ,基岩厚度约2 0 m ,风化基岩厚3 m ,上覆松散沙和沙砾层厚度约3 6 m ,在沙砾 层下有潜水,平均水柱高度5 .5 m 。通过相似模拟研究得出在采3 m 、4 m 、5 m 条件下 基层初次和周期破断都表现为基岩一次性全厚破断,工作面来压过程中有明显的台阶下 沉 最大达1O m ,来压显现剧烈。采高3 m 和4 m 时沿煤壁的贯通裂隙在基岩下部闭 合,工作面被溃沙埋没的可能性较小。采高4 m 时周期来压步距 平均1 25 m 比采高 3 m 时 约2 0 m 小,顶板易于控制且能回收更多的资源,因而确定合理采高为4 m 。这 一结论否定了采高不应超过3 m 且只能采一次 的观点,为现场带来了数千万元的经 济效益。 1 9 9 3 年大柳塔煤矿根据模拟结果进行了开采。工作面长1 5 0 m ,采高35 - 4O m ,采 用Y Z 3 5 0 0 - - 2 3 /4 5 型掩护式液压支架支护顶板。公司与科研部门又对该工作面进行了实 测,结果表明矿压主要特征与模拟结果基本吻合。实测初次来压步距2 7 m ,周期来压步 距1 2 m 。初次来压时工作面中部约有9 1 m 范围顶板切落,最大台阶下沉量大于1 .o m 。 辽宁工程技术大学硕士学位论文 5 周期来压时顶板来压迅猛,使部分支架油缸压鼓。1 9 9 3 年底,采用有限元数值计算对厚 松散层下浅埋煤层开采进行了分析,认为基岩破断及沿全厚切落是由剪切力造成的 整体台阶下沉造成冒落带高度增加,使覆岩层发生了变化;浅埋薄基岩松散层顶不能形 成稳定的砌体梁结构;由于整体台阶下沉,常规的防沙岩柱经验公式在此不适用工作 面支护强度对基岩破坏及台阶下沉有明显影响。 1 2 0 3 工作面相似模拟后,1 9 9 4 年初又进行了石圪台煤矿l l l 一22 0 2 高产高效工作面 “支架一围岩”关系大型立体模拟,研究认为基岩厚度与采高之比h /m IJ 合.I 老项周期性破断期间,直接顶岩层的冒落高度6 ~8 m 。老顺岩块诎断伴随订川转运 动,川转过程比卡J J 次破断时K l 一作嘶煤壁处f Ⅲrr0 i股为04 n k 图3 - 3 破断岩块周期一P l l 司转切落失稳 3 .1 .2 1 2 2 0 5 I 作面卜覆岩层破坏过程动态仿真模拟 I 动态仿真模拟模型建立 动态仿真模拟足应用S F A 岩层破断过程分析系统,通过有限元法和汁算机数据后处 理功能实现刘Z 石破坏及变形过程的模拟。 本次模拟K 度范闹2 7 0 m ,深度范围8 0 m ,长度方向取3 0 0 个单元,深度方向取9 0 个单,,模型汁算单元总数计2 7 0 0 个。根据模拟岩层物理力学参数所换算的模型。各 7 层部分物理/J 学参数见表3 .2 。 表3 - 2 数值模拟模型物理力学参数 j 托注序号 弹性模量 M P a l 泊松比 抗压强度 M P a l自重 1 0 。5 N /m m 厚度 m 农J 层 18 0 003 0625 0 5 ~1 0 火烧岩 27 0 0 0O2 52 825 03 0 老顶 39 0 0 0O2 53 5 25 02 5 直接顶 45 0 0 002 52 325 009 辽宁工程技术人学硕一1 学位论文1 【J 煤 53 0 0 003 018 13 03 6 底板 6 9 0 0 0 O2 55 5 25 0 】l5 裂隙 77 0 0 002 5525 000 5 按上述参数建立计算模型,确定边界条件和计算条件,然后进行开挖工作,模型开 挖就是模拟采煤过程,每开挖一次表示采~次煤,一次开挖步距为每小班循环进度。本 次模拟开挖步长确定为45 m ,表明工作面回采速度较快。数值模拟计算模型如图3 - 4 。 图3 - 4 数值模拟计算模型 2 仿真模拟结果分析 I 直接顶破坏与垮落 在采场开挖后,随着工作面推进及上覆岩层悬露,直接顶在重力作用下弯曲,在岩 梁达到135 m 时直接顶出现破坏现象,推进2 25 m 时直接顶垮落,如图3 - 5 所示。 图3 - 5 直接顶垮落数值模拟图 2 老顶岩梁破坏与垮落 .[ 作面推进至3 6 m 时老顶岩梁出现离层,到4 05 m 时出现断裂现象,但没有垮落 断裂深度约5 ~6 m ,当推进到4 95 m 时老项才垮落F 来 图3 .6 。 图3 - 6 老项岩梁离层、断裂、垮落模拟结果 当J 二作面推进到5 4 m 时,工作面开切眼上方地表出现裂隙;推进到6 3 m 时,地表 裂隙加大;推进到7 65 m ,则老顶破坏至地表 图3 7 。 图3 .7 上覆岩层破坏至地表模拟图 3 老顶岩梁周期性垮落 工作面推进至8 1 m 时,工作面老顶发生第一次周期性垮落 图3 - 8 ,周期性垮落 图3 - 8 老顶第一次周期性垮落模拟图 i 2 .32 工程技术大学硕上学位论文 3 2 步距为3 6 m n J I - L 日, j 垮落后,1 i 久即工作面推进到9 0 m 时,L 作面开切眼处老顶岩梁发q 二 切顶现象,同时工作面前方项板的裂隙己与脑高不拉庙沟沟底导通,此时工作面距沟底 3 8 m 。 以后几次周期性垮落时工作面的推进距离分别为9 9 m 、1 1 7 m 、1 3 95 m 、l5 3 m 和 l7 55 m ,相应来压步距为1 8 m 、1 8 m 、2 25 m 、2 25 m 和2 25 m 。其中当工作面推进至1 0 35 m 时在脑高不拉庙沟处切顶,同时在沟西坡出现台阶式下沉。 用S F P A 岩石破断过程分析系统进行仿真模拟时,其模型应力状态可以通过模型破 坏过程图片上的灰度值反映,灰度越亮表示压应力越大,灰度越暗表示拉应力越大。 从以上分析知,当工作面开挖后便在工作面前后方煤壁产生支承压应力升高区,在 采空上方形成呈正三角形拉应力升高区 卸压区 。在工作面老顶未垮落至地表前,支 承压应力升高区和拉应力升高区范围随采空范围增大而增大。在老顶初次垮落至破坏到 地表之前这段时间内,支承压力值和支承压力范围最大,当老顶破坏至地表后,支承压 力升高区范围和应力值明显减小。 4 老顶岩层破坏的主要顺序为“离层一断裂~垮落”。 32顶板结构及其稳定性影响因素 浅埋煤层基岩厚度和基岩与载荷层厚度之比是顶板结构形态及其稳定性的重要影 响因素。就顶板结构稳定性而言,改变采高意昧着改变了岩块运动空闾,因此采高对老 顶结构稳定性也有影响。对不同采高、基岩厚度 基载比 进行对比模拟研究,探讨这 些因素对顶板结构形态和稳定性的影响,以加深对浅埋煤层顶板破断运动规律的认识, 为项板控制理论研究提供实验依据。 1 采高对顶板结构形态及其稳定性的影响 下面以1 2 0 3 工作面采前模拟的3 m 和5 m 采高对比实验,观察采商对项板结构形态 及其稳定性的影响。 1 老顶初次破断 采高增加为5 m 后,基岩老顶初次破断特征与采高4 m 类似。工作面台阶下沉量仍 为l m ;沿工作面煤壁的贯通裂缝上部宽度为O6 m ,贯通裂缝下部没有闭合,宽度约为 O2 m 在支架阻力坷i 足的情况下,破断岩块沿煤壁的切落运动并没有逆向回转趋势。实 辽宁J 一程技术人学硕.1 c 学位论文 验表明,老项初次来压期间应主要控制项板沿煤壁的切落运动,见图3 - 9 。 图3 - 9 采高5 m 老顶初次破断模拟 2 老顶胤期性破断 采高5 m 时,老顶周期破断步距减小为1 0 ~13 m ,工作面台阶下沉量为05 m ;贯通 裂缝倾角基本不变,为8 0 0 。裂缝上宽O8 m ,下部未闭合,为01 ~02 m 。破断岩块回转 量增大,岩块沿煤壁切落运动明显。 采高减小为3 m 时老顶运动空间减小,顶板破断过程中的回转角小,超前拉裂缝的 发育减弱,只有当顶距足够大时在工作面煤壁处发生破断。因此,老顶破断步距增大为 1 5 ~2 2 m 。贯通裂伸缝倾角8 0 。,宽度较小,裂缝大部分为闭合状态,见图3 .1 0 。由于破 断步距加大,顶板压力增大,沿煤壁的周期性切落现象比较明显,台阶下沉有时达1 m 以上。实验中还发现顶板沿架后切落现象,并在现场开采实践中得到证实。 图3 1 0 采高3 m 时老顶周期破断模拟 3 采高划顶板结构稳定性的影响 不同采高时老顶破断有关参数见表3 - 3 。通过不同采高对比实验发现,采高对基岩 傲断及顺板结构稳定性的影响可以归结为改变j ,岩块l 到转角。可见,岩块刨转角仍然是 浅埋煤层顶板稳定性的重要影响因素。 改变采l O jJ i , - 影响‘J ,基岩破断的刚转量和裂缝j 7 ’』f £,引起坡断步距变化,川时hq t f - l 舶 的变化义直接影响到结构的稳定性。 现场实践说明,采高越大,剥工作面支护条件要求就越高,支架支护强度应该越大。 表3 - 3不同采高时老顶破断的特征与参数 采高 m 345 仞 破断步距 3 5 m3 5 m 次 台阶下沉 l ml n l 倾角8 0 0倾角7 6 。 破 费通裂缝 上宽 5 m ,一F 部闭合上宽【 6 m ,下宽O2 m 可能成为溃沙通道 断 岩块回转 岩块失稳运动有逆向回转 周破断步距 1 5 ~2 2 m1 0 ~1 5 m 1 0 ~1 3 m 期台阶下沉l m 04 m05 m 倾角8 0 0倾角7 8 0倾角8 0 。 破 贯通裂缝 上宽08 m ,下宽0 1 5 m 可能成为溃沙通道大部分闭合上宽l m ,下部闭合 断 岩块回转 关键块失稳运动有逆向回转 2 基岩厚度对顶板破断及结构形态的影响 为了便于剥比分析,模拟实验仍然以1 0 2 3 [ 作面的基本条件为背景,模型线比 11 0 0 。分别取基岩厚度和基载比为4 2 m 、2l ;2 8 m 、l1 ;1 8 m 、O5 。共进行了3 次 划比实验。 实验一基岩厚度4 2 m 、基载比2 .1 的模拟 I 老项初次破断 随开采,顶板破断表现出明显的离层垮落特点。位于煤层之上的直接顶岩层因开挖 卸荷首先出现离层,然后在自重作用下弯曲下沉,破断是自下而上逐层进行的。推进到 5 5 m 肝,老顶初次破断,见图3 .1 1 。基岩破断高度9 m ,仅仅是老顶亚关键层的破断, j 一覆载荷层的荷载仍然由老顶关键层承担。由于亚关键层是靠自重破断的,其初次破断 步距比较大,没有出现切落现象。 图3 1 1老顶亚关键层初次破断 继续推进,亚关键层出现周期性破断,破断步距2 0 m 左右,破断岩块形成。.7 稳定的 砌体梁结构。推进到9 5 m 后,老顶主关键层初次破断 图3 一1 2 ,模型支架载荷很大。 值得注意的是亚关键层和关键层初次破断都呈现前长后短的不对称破断,并且在开 切眼侧的离层比较明显,表明这种破断形态具有一定的普遍性。 图3 .1 2 老顶主关键层初次破断模拟 2 老顶周期性破断 以周期性破断期问,由于主关键层破断岩块排列整齐、铰接良好,一般情况下每推 进15 - 2 0 m 亚关键层破断一次,亚关键层破断两次主关键层破断一次。基岩总体破断角 一般4 i 大,约7 0 。左右,各分层的破断仍然接近9 0 。。山于j j 关键层的破断位置较远, 刘1 。1 1 嘲/f i 构成叫l 影响。 模拟实验表【W ,”1 项板岩联厚度较大、基载比人j l 时,老项破断表现出多关键层 特点,接近于普通工作面特征。 实验二基岩厚度2 8 m ,基载比1 .1 的模拟。 、t j 基岩厚度2 8 m 、基载比】1 时,顶板处于浅埋煤层定义的临界状态,模拟实验结 粜电发观出这种临界特征。 辽宁工程技术大学硕士学位论文 3 6 老顶初次破断规律与实验一一类似,亚关键层首先破断,继续推进后主关键层破断。 然而,老顶的周期破断却没有出现主、亚关键层之分,基岩沿全厚破断。由于基岩总体 破断角不大 关键层破断角仍然接近9 0 。 ,老顶结构比较稳定,基岩沿煤壁切落现象不 明显。 总之,在临界条件下老项初次破断表现为非单⋯关键层特征,周期破断有浅埋顶板 单一关键层 特征,但矿压显现不明显。 实验三基岩厚度18 m 、基载比0 .5 的模拟 实验结果与1 2 0 3 工作面采前模拟一致,工作面老顶初次破断和周期破断都表现出 单一关键层老顶破断特征,总体破断角达8 0 。,项板破断运动有切落特征。 上述模拟实验说明,浅埋煤层工作面与普通工作面的根本区别在于顶板仅为一单一 关键层。 4 采场支护阻力的确定和计算方法 采场支护是顶板控制的主要手段,合理支护阻力的确定是采场支护与项板控制的首 要任务。确定合理的支护阻力,首先必须研究支架与围岩的相互作用关系,确定顶板最 危险状态下的顶板压力 支架载荷 。由于浅埋煤层工作面的初次来压和周期来压期间 顶板结构都将出现滑落失稳,老顶难以形成自身稳定的岩梁结构,支架主要承受结构失 稳形成的压力,最危险状态的载荷是“给定失稳载荷”状态。 4 .1老顶初次来压期间的支护阻力确定 4 .1 .1“支架一围岩”关系模型与支护阻力的组成 根据浅埋煤层采场初次来压顶板结构分析,岩块触矸前后都将发生滑落失稳,其中 触矸前顶板非对称三铰拱结构失稳对工作面威胁最大。初次来压顶板支护分析应按触矸 前的条件进行,其“支架一围岩”关系模型如图4 - 1 所示。 E 作面支架必须提供合理的支护阻力才能防止老顶结构滑落失稳,支架与顶板结构 共同维护顶板的稳定性,支架处于“给定失稳载荷”状态,这就是浅埋煤层工作面初次 来压期间的“支架一围岩”作用关系。 支架必须提供的支护阻力P 卅。由直接顶岩柱重量∥和老顶结构滑落失稳所传递的压 辽宁工程技术大学硕士学位论文 图4 - 1 浅埋煤层采场初次来压的“支架一围岩”关系 力尺。。组成 匕o W 尺D o 4 .1 作用于支架的直接顶岩柱重量为 W 厶6 ∑h p 。 4 .2 式中£。一控顶距长度; b 一支架宽度; ∑h 一直接顶厚度; 岛~岩石视密度。 老顶结构滑落失稳传递压力为 R D o b R o l 4 3 代入文献触矸前的控制条件式 6 .2 0 可得 R D o ≥b [ o5 4 0 .2 4 / i s i n 舅 k 1 4 4 4 .1 .2 载荷传递系数与顶板载荷确定 浅埋煤层工作面老顶载荷层厚度大 直达地表 ,根据实测并非所有载荷层的重量 都传递于老顶岩块,作用于老顶岩块的载荷层为地表松散层,其传递于老顶岩块的载荷 可借鉴太沙基土压力原理估算,顶板岩块载荷的构成如图4 2 所示。 地表岩移观测表明,初次来压时工作面至地表岩层的移动经历了1 4 h ,说明厚松散覆盖 层对老顶的作用有一个时间和空间上的载荷传递过程。为此,提出了载荷传递系数K 。。。 K 。。既为载荷层的力学性质、厚度与岩块长度之比、含水性等岩层性质有关,也与载荷 层的该状态的作用时间有关,可以将K 。。表示为 辽宁工程技术大学硕士学位论文 K G o K ,o K f o 图4 。2 老顶初次来压项板载荷图 4 5 式中K ,。一与老顶岩块长度及载荷层岩性有关的载荷传递岩性因子; 世。一载荷传递的时间因子。 从图4 - 2 可知,只,由老顶关键层重量R 。和载荷层传递的重量只。组成 R . R 。 R 。 4 - 6 B 。 h 1 0 1 P g 4 7 只z K G o h l ,o l P l g 4 - 8 式中| l r 老顶关键层厚度; ,。。一老顶岩块长度; B 一老项关键层视密度; h .一载荷层厚度; p .。一载荷层平均视密度; 足。。一载荷传递系数。 当载荷层厚度很大时,可根据沙基土压力计算原理近似估算载荷传递系数,参照文 献中式[ 3 .1 2 8 ] 可求出作用于老顶岩块的载荷为 晶z 凡岛/ 2 2 t a n ≯ h 。≥ 1 .5 ~2 .2 l o J 4 - 9 在长时状态下取K ,。 1 ,则 P o z K ,o h l f o l P l g 4 - 1 0 联列式 4 9 和式 4 1 0 可得初次来压时载荷传递的岩性因子为 K m ,o l / 2 h 1 丑t a n ≯ 4 一1 1 辽宁工程技术大学硕士学位论文 3 9 则初次来压时载荷传递系数为 K G o ,o lt 2 h l A t a n ≯ K ∞ 4 - 1 2 式中≯一载荷层内摩擦角; 丑一载荷层侧应力系数。 可见,K 。。与载荷层厚度、老顶岩块长度、载荷层块长度、载荷层内摩擦角、侧应 力系数及时问因素有关。 至此,可得出初次来压时老顶岩块的载荷为 P 。 h l D 】尸g K G 。h l ,0 】P 】P 4 .1 3 4 .1 .3 工作面支护阻力的确定 由式 4 - 1 、 4 - 2 、 4 4 和式 4 - 1 3 可得初次来压期间控制顶板所需的支护阻 力为 巴。≥l k b E h t 。 b h l 。1 p 。 K G 。h l ,。l P l 。 【o5 4 一o2 4 I i s i n 鼠 】 4 .1 4 上述支护阻力主要指支架提供给顶板的有效支护阻力,若要确定支架工作阻力还必 须考虑支护效率。因此,工作面支架的工作阻力为 V o 。 匕o /, u 4 - 1 5 式中“~支架的支护效率。 4 .2 老顶周期来压期间的支护阻力确定 根据浅埋煤层采场周期来压的结构分析,顶板主要有“短砌体梁”和“台阶岩梁” 两种结构形状。两种结构都属于滑落失稳类型,必须提供必要的支护阻力才能维护顶板 结构稳定,即由支架和顶板结构共同作用来平衡顶板的滑落失稳力。支架工作处于“给 定失稳载荷”状态,载荷大小随顶板结构运动而变化。 下面首先以“短砌体梁”结构为例,说明支护阻力的确定方法。 浅埋煤层工作面周期来压时顶板最危险的状态如图4 - 3 所示,工作面支架的支护阻 力为只由直接顶岩柱重量矽和老顶滑落失稳所传递的压力尺D 组成 只 W R D 4 - 1 6 老顶结构滑落失稳作用于支架的压力为 R 。 b R 代入文献中的 7 - 2 1 式得 辽宁工程技术大学硕士学位论文 R 。2 6 只f 4 f 1 一s i n B 一3s i n 鼠一2 c o s q 】/ 4 f 2s i n 鼠 c o s 鼠一2 ] 4 .1 7 图4 - 3“短砌体梁”结构模式 周期来压期间,老顶关键块上载荷层的计算仍然借鉴太沙基岩土压力计算原理,顶 板载荷只的构成如图4 - 4 所示。 根据文献中图3 .2 5 ,老顶关键块上的载荷层处于采场上覆岩层的离层区,该区的载 荷层处于非压实状态。采用与初次来压载荷计算类似的方法,载荷传递系数K 。表示为 K o K ,K , 4 1 8 式中K ,一载荷传递岩性因子; K .一载荷传递的时间因子。 由图4 - 4 可知,老顶关键块的载荷只由老项关键层重量P 0 和载荷传递的重量P z 组 成 只 巴 尸z 4 1 9 B h i p s 4 2 0 辽宁工程技术大学硕士学位论文a 只 Ⅳ。矗切,。 4 2 1 式中A 一老项关键层厚度; ,一关键块长度 周期来压步距 p ,~基岩视密度; h .一载荷层厚度; n 。~载荷平均视密度; Ⅳ。~载荷传递系数。 由于载荷层厚度大,仍然按太沙基土压力计算原理近似估算载荷传递系数,参照文 献式 3 - 1 2 8 可得作用于老顶岩块的载荷为 尸z P l ;,2 / 2 a t a n h l ≥ 1 5 ~2 5 t 4 2 2 在长时间状态下取K , 1 ,联列式 4 - 2 1 和式 4 .2 2 可得周期来压时载荷传递 岩性因子 K , ,/ 2 I 丑t a n 加 4 - 2 3 由此可得周期来压时载荷传递系数为 K 。 l 2 h l 五t a n ≯ 足, 4 - 2 4 式中西一载荷层的内摩擦角; A 一载荷层侧应力系数。 彤,随工作面推进速度的增大而减小,当推进速度慢到一定值时K , l 。 由于老顶周期破断步距t 小于初次来压时的,⋯由式 4 - 2 3 和 4 .2 4 可知,一 般情况下载荷传递系数K 。 l k b ∑h p 。 【4 , 1 一s i n 只 一3s i n 舅一2 c o s e , ] /[ 4 , f 2 s i n 鼠 c o s 只一2 】 4 2 6 按与“短砌体梁”结构支护阻力计算相同的方法,可以求得“台阶岩梁”结构条件 下的控制顶板所需的支护阻力为 巴≥,々6 ∑h p g b P l i s i n 只一 s i n 0 l o5 / f 一2s i n B 。 s i n 只 4 2 7 考虑支架的支护效率,工作面支架的工作阻力为 P G 巴/p 4 - 2 8 辽宁工程技术大学硕士学位论文 式中∥一支架的支护效率。 43 支护阻力计算的实例分析 为了说明支护阻力确定的方法,验证计算公式的可靠性,下面针对几个工作面实际 条件和实测参数进行支架工作阻力确定的实例分析。 4 .3 .1 初次来压期间支护阻力确定的实例分析 l 实例分析4 - 1 】以大柳塔煤矿1 2 0 3 工作面为例,己知老顶关键层厚度h l3 .4 m ,基 岩体积力P 。 0 .0 2 4 M N /m 3 ,载荷厚度h , 3 2 m ,载荷层平均体积力 P 1 9 o 0 1 8 M N /m 3 ,初次来压步距L 1 r 2 7 m ,采高朋 4 m ,支架宽度6 15 m ,两柱 掩护支架支护效率∥ o9 ,控顶距,。 2 .2 m ,直接顶厚度∑矗 6 m 有2 m 顶煤未采 , 确定支架工作阻力。 首先求出岩块长度,。, L l r K / 1 K 1 6 .2 m 岩块块度为i h /l o , O 8 3 大柳塔煤矿1 2 0 3 工作面顶板载荷层部分为散沙,部分为沙砾层、粘土层和风化层, 根据文献沙土层条件取平均参数矽 2 7o ,五 1 一s i n ≯ 0 , 6 5 。采用式 4 一J 2 得 K 。o O7 6 K f o 鉴于初次来压地表塌陷经历了1 4 h ,而岩块回转触矸时间较短,因而取K ,。 o8 5 , 可得 K G o O 6 5 根据实验观察,一般情况下初始回转角可达3 。,由式 4 .1 4 可得工作面支护阻力 为 只o24 1 7 7 k