急倾斜硬顶中厚煤层开采矿压显现规律的研究.pdf
1994-2009 China Academic Journal Electronic Publishing House. All rights reserved. 文章编号 1003- 5923200302- 0069- 02 急倾斜硬顶中厚煤层开采矿压显现规律的研究 万玲1, 2,唐建新1, 2,代高飞1, 2 1. 重庆大学 资源及环境科学学院,重庆400044; 2.重庆大学 西南资源开发及环境灾害控制工程教育部重点实验室,重庆400044 摘 要根据铁山南煤矿112面K21煤层的倾角50、 厚1. 5 m,老顶为20 m厚的坚硬砂岩等特殊的地质 情况,按照 “岩梁” 结构理论对其顶板断裂活动进行计算分析,经现场矿压观测检验,计算结果与现场观测的矿 压显现基本一致,揭示了急倾斜硬顶煤层矿压显现规律,为指导工作面的安全生产起到积极作用。 关键词急倾斜煤层;硬顶煤层;矿压显现;中厚煤层 中图分类号 TD355 文献标识码 A 1 概况 达竹矿务局铁山南煤矿112回采工作面位于 铁山南井田北端,开采上标高为 180 m ,下标高 为 130 m ,走向长1800 m ,平均倾斜长68 m。工 作面地质构造简单,无断层及大的裂隙,煤岩层 产状稳定,开采煤层为三叠系须家河组第六段煤系 地层中的K21煤层,平均厚1. 5 m ,倾角一般48~ 52,老顶为厚20 m的厚层状中粒石英砂岩,砂岩 坚硬,层理及节理裂隙均不发育,稳定性好,整体性 强,难以冒落,在距煤层5. 61 m的顶板处有一层 厚8 cm的炭质泥岩,将该砂岩分为上下两层,砂岩 之上是泥岩、 粉砂岩互层。 煤层底板为深灰色泥岩、 炭质泥岩、 灰白色铝土岩等软岩。K21煤层及其顶底 板岩层柱状如图1所示。 由于上述特殊的地质条件,给K21煤层112面 的开采及顶底板控制带来了极大困难。 一是因顶板 厚而且坚硬,难以预测顶板的断裂失稳带来的安全 威胁;二是底板为厚0. 4~0. 7 m的炭质泥岩、 铝 土岩等软岩,支柱极易下滑和插底,造成支护失效; 经常有工作面窜矸等安全事故发生。为此,在总结 该矿曾经使用过的多种急倾斜采煤方法优缺点的 基础上,提出了走向长壁分段采煤法,把顶板控制 的重点放在采空区处理方法上,提出了 “步距式全 部陷落法” 处理采空区。为了证明该处理方案切实 可行,先从理论上分析了顶板的初次及周期断裂步 距,以及顶板断裂后岩块的平衡条件,提出了工作 面的支护参数和采空区的控顶参数,分析了顶底板 的活动规律。 后经8个月的开采实践及矿压观测检 验,理论分析与现场观测的矿压显现基本一致,揭 示了急倾斜硬顶煤层矿压显现的规律,为指导工作 面的安全生产起到积极的作用,达到了预期目标, 获得了显著的社会经济效益。 图1 112面K21煤层顶底板柱状图 2 理论分析 从图1可见, 112面的K21煤层没有直接顶,老 顶岩层直接赋存于煤层之上。 因此上覆岩层中没有 冒落带,只有裂隙带和弯曲下沉带,裂隙带岩层是 以 “岩梁” 为单位,受开采影响,由下往上逐次离层、 弯曲、 断裂,每个 “岩梁” 由一层或多层岩层组成,最 下位 “岩梁” 往往被称为老顶,它的断裂和失稳对工 作面矿压显现影响极大。 根据组合梁原理来确定组 成最下位 “岩梁” 的岩层数目,即按下式确定 收稿日期 2002- 09- 08 作者简介万玲1963 , 女,重庆人,副教授,博士,主要从事工程力学与岩土力学方面的教学与科研工作。 96矿山压力与顶板管理 2003.№2 1994-2009 China Academic Journal Electronic Publishing House. All rights reserved. qn1 E1h31r1h1r2h2⋯rnhn cos Α E1h31E2h32⋯Enh3n 1 式中 E1,E2,⋯En组成 “岩梁” 的各岩层的弹 性模量,n为组成 “岩梁” 的 岩层数; h1,h2,⋯h3组成 “岩梁” 的各岩层的厚 度; r1,r2,⋯rn组成 “岩梁” 的各岩层的容 重; Α 岩层倾角。 当计算到qn 11 qn1时,则n为组成该 “岩 梁” 的岩层数目 , qn1为该 “岩梁” 中各岩层作用于 第一层岩层的单位面积上的载荷。 将图1中相关参 数分别代入1式,计算得 q11 E1h31r1h1 E1h31 cosΑ 0. 003561cos50 1. 082 kgcm 2 q21 E1h31r1h1r2h2 cos Α E1h31E2h32 410556130. 003561 0. 00258cos50 41055613 1. 510583 1. 095 kgcm 2 q31 E1h31r1h1r2h2r3h3 cos Α E1h31E2h32E3h33 410556131. 683 0. 02 0. 0031431cos50 41055613 1. 510583 410514313 0. 22 kgcm 2 由于q31 q21,因此组成最下位 “岩梁” 的 岩层数目为2,作用在该 “岩梁” 上的分布载荷为 q21 1. 095 kgcm 2 老顶初次及周期断裂步距的 确定。 老顶初次断裂前可看作固定梁,在两个固定端 的弯矩和拉应力最大,当最大拉应力达到老顶的抗 拉强度极限时,老顶发生初次断裂,其初次断裂步 距的计算为 L初h 2R′T q 2 式中 h老顶厚度, 5. 61 m; R′T老顶抗拉强度极限,R′TKRT 0. 755. 9 4. 43 M PaK是龟裂 系数,取0. 75,RT为老顶岩石抗拉 强度5. 9M Pa ; q老顶岩梁上的分布载荷0. 11M Pa。 将各参数代入2式有 L初 5. 624. 430. 11 50. 32 m 老顶周期性断裂前可看作悬臂梁,在悬臂的固 定端其弯矩和拉应力最大,当最大拉应力达到老顶 的抗拉强度极限时,老顶发生周期性断裂,其周期 断裂步距按下式计算 L周h R′T 3q 3 式中各符号意义同2式,将各参数代入3式 可得 L周 5. 614. 4330. 11 20. 5 m 所以,老顶初次来压步距50. 32 m ,周期来压 步距20. 5 m。 根据上述得出结果,按照岩块平衡结构理论, 可以计算出采场的支护结构参数,正确指导工作面 的安全生产。 3 采空区顶板控制 采空区顶板处理,采用 “步距式全部陷落法” 。 K21煤层的顶板在工作面支架和采空区走向木密集 及煤柱的支撑下,从工作面煤壁到采空区后方一定 范围内处于离层区,顶板虽断裂但仍处于相对稳定 状态。随着工作面的推进,顶板在采空区达到一定 距离后,就进入到重新压实区,之后,顶板载荷会明 显增大,煤柱会被压垮,木密集会折损,顶板在采空 区后方一定距离会切落下来。 这样顶板在采空区后 方周期性地悬露,到一定距离后陷落下来的活动方 式,称之为 “步距式全部陷落法” 。 4 现场结果 4. 1 顶底板活动规律 对回采初期前三个月即2001年7、8、9三个 月的采场矿压显现进行了观测。112面自7月1 日开始回采,至7月26、27日,工作面煤壁附近和 采空区先是出现异常,有闷雷声,煤壁出现片帮,整 个采场顶板有抖动感。之后采空区后方10m以远 的煤柱全被压垮,走向木密集被压断,顶板在采空 区后方沉降下来,即发生初次来压。初次来压持续 了3 d,其中矿压显 现 最 强 烈 的 时 间 持 续 了 110 m in。初次来压期间,采空区有强烈的矿压显 现,工作面控顶区内除有煤壁片帮以外,矿压显现 不明显,最大控顶距处的顶底板移近量不超过 6 cm ,支柱缩量不超过3 cm ,支柱没有歪斜、 插底、 推底等现象,顶板也没有明显的裂缝,初次来压步 距42. 5 m ,略小于理论计算的结果。 第一次周期来压产生于下转第73页 07 2003.№2 矿山压力与顶板管理 1994-2009 China Academic Journal Electronic Publishing House. All rights reserved. 图1 工作面前方顶煤、 顶板位移曲线图 图2 6102工作面材料巷采动影响变形曲线图 测的10、11煤层上分层开采综采所观测到的 老顶初次来压步距26. 6 m相近似。 3 6102工作面的周期来压步距为7. 3~ 13. 8 m ,平均为10. 47 m ,较其上分层开采的周期 来压步距13. 1~20. 4m要小。这是由于放顶煤开 采时岩层超前煤壁断裂而造成的。 4在老顶初次来压及周期来压期间,支架没 有出现折损、 爆柱、 压死等现象,说ZFS400014 28B型综采放顶煤支架在水峪矿 10、11煤层合 并层工作面支得起、 放得下、 移得动,尤其是额定工 作阻力接近于实测所确定的合理工作阻力,因此是 适用可行的。 5端头支架有待于改进,以减少排头支架的 受力及其发生偏载现象。 6应在两顺槽中超前15 m加强支护,以保 证安全生产。 7及时加强支护,不割煤时,挑起前探梁护 帮,防止发生局部小冒顶。 上接第70页 8月8~9日,顶板有断裂声响,在采空区后方16~ 18 m处,沿倾斜方向整个顶板有明显的断口, 并在 断口处顶板有台阶下沉,台阶下沉量0. 2~0. 5m , 可以认为在采空区后方16~18 m处老顶产生了 断裂,在工作面煤壁附近老顶也产生了断裂,周期 断裂步距为19. 5 m左右。 第二次周期来压产生于8月22~23日,来压 步距21m左右,第三次周期来压产生于9月6~7 日,来压步距22. 5 m左右;第四次周期来压产生 于9月19~20日,来压步距19. 5 m左右;第五次 周期来压产生于9月29~30日,来压步距17. 5 m 左右。 这几次周期来压的矿压显现情况均与第一次 相似。这5次周期来压的步距介于17. 5~22. 5之 间,平均20 m ,与分析计算的结果非常接近。周期 来压期间工作面内矿压显现不明显。 在整个回采过程中,控顶区的顶底板一直都很 完整,顶板没有明显的裂缝、 台阶下沉和局部冒顶, 顶板下沉量小,支柱受力小,木柱帽及木底梁都没 有明显的压缩和变形。由于工作面按正规循环作 业,推进速度较快,加之没有水的影响,底梁面积又 大1440 cm 2 , 是所需护底面积的3. 17倍。因此在 开采过程中,控顶区内的底板一直处于完整状态, 没有发生过任何插底、 推滑底现象。 同时,因采空 区内设有走向木密集和煤柱,采空区顶板局部冒落 的矸石及碎煤等就近堆积在木密集上或煤柱上,所 以从未发生过控顶区内的窜矸事故。 4. 2 工作面矿压观测结果 为了解112面矿压显现规律,在工作面自开切 眼推进32个循环后,在工作的上、 下段中部连续进 行了54个循环的矿压观测,测定了顶板下沉量及 活柱缩量,其结果显示,工作面的顶板下沉量不大, 一般不超过6 cm ,活柱缩量也不大,一般不超过 3 cm。 5 结语 由于上述特殊的地质条件,给K21煤层112面 的开采及顶底板控制带来了极大困难。 顶板厚而且 坚硬,难以预测顶板的断裂失稳给工作面带来极大 的安全威胁。在综合各种急倾斜采煤方法的基础 上,经过理论分析研究及现场观测,摸清了急倾斜 硬顶煤层矿压显现的规律,为指导工作面的安全生 产起到积极的作用,获得了显著的社会经济效益。 37矿山压力与顶板管理 2003.№2 1994-2009 China Academic Journal Electronic Publishing House. All rights reserved. 矿山压力 与顶板管理 ENGL ISH ABSTRACTS The supporting technology of 3-di mention an- chor-cable when the roadway must be driven along the bottom in the loose thick coal seamGAO M ing2shi etc. This paper, from the angle of mechanics, has given an emphasis on the supporting law of 32di2 mention anchor2cable.A imed w ith the unloading technology of the wall of roadway, it can solve the supporting problem of roadway which must be driven along the bottomin the loose thick coal seam or more. In the practice of application, this technology has produced enormous econom ic and social effect, it has large value to be applied in the sim ilar condition. Techn ical research of soft rock supporting in ventilating shaft in Xiashijie m ineCHEN G Xi2 ao2xiang etc. Based on the geologic conditions of Xiashijie m ine, the paper analyzed the destroyed reason of support in ventilate roadway, the reinforcing prin2 ciple of support w ith grouted and anchored and its application in ventilate roadway of Xiashijie m ine. Analysis of bolting mechan ismof roadway driving along next goaf in fully-mechan ized top- coal caving faceYAN G Yong2jie etc. Based on the test of triaxial mechanical prop2 erty of coal,the bolting mechanism of roadway driving along next goaf in fully2mechanized top2 coal caving face is discussed. The supporting effect of the roadway supported by bolting w ith mesh is analysed combining the engineering example. Theoretic discussionofroad driving along next goafZHA I Suo2ye etc. A ccording to the structure of overlying strata, the mechanical structure model of main roof in gateways was established.By making use of the numerical analysis and the theory of rheology, in2 terval of roof breaking and time needed for the main roof to be stablewas concluded, so the result provides theoretic basis for defining position and time of road driving along next goaf. The study of the controlling effects of support resistanceonroadwaydeationinsoft rockYAN G Chao etc. In the paper, the research is focused on the in2 fluence of confining stress on the post2peak soften2 ing rule of soft rock. The softening law of physical property parameters is studied and a post2peak softening numericalmodel is established, bymeans of the technique of determ ining the equivalent co2 hesion and friction and the curve2fitting.The sup2 port resistance controls roadway displacement by providingconfined pressure,whichaffectsthe softening regularity of mechanical property of soft rock, to lim it the fracture scope. Study onsoft rock deation mechan ism and control technology in high stressL I Guo2fu Soft rock roadway has the character of contin2 uous plastic deation.It’s difficult to control using the single supporting way.It has engaged in theory study and analysis calculation on soft rock deation character in high sress and mechanics mechanism and model of stress divert process and advanced supporting control criterion by way of es2 tablishing mechanicsmodel of round rock dea2 tion. the violent deation of roadway has been controlled in the practice. Steady of roadway has been kept.It has supplied basis for controlling soft rock roadway in high stress. Study on the patterns of rock pressure of sub- slice in Xinzhouyao coal m ineHOU Zhi2ying etc. In this paper, the support working resistance, the moving pattern of top coal and the draw ing size of top coal were monitored for 8924 working face in Xinzhouyao coalm ine of Datong CoalM ine L td. Co.and the pattern rock strata behavioral features in sub2slice in hard coal seam were concluded in or2 der to provide some foundation for sub2slice top coal caving of hard coal seam. Research on strata behavior about hard roof steep coal seamWAN L ing etc. By rock beam structure theory, the main roof movement behavior was analyzed. Through practi2 cal exam ination it was found that the calculation result accorded to practical observation value of strata behavior.These illum inate strata behavior of hard roof steep coal seam , and could be helpful to safe m ining. The relationship between coal m in ing and ground behaviorHAO Hai2jin etc. On the basis of strata control observation data in slice m ining faces and longwall sublevel caving faces in Jincheng Coal L td. , the authors indicate the different law s of ground behavior between slic2 ing faces and longwall sublevel caving faces . M ore2 over, the general law s of ground behavior of differ2 ent coal2m ining system are summarized. The thin plate theory analysis of hard roof and pressure forecastTAN G Xiao2ling etc. In the paper, the stress distribution of the roof has been studied by use of the thin plate theory, and on the basis ofmaximum stress theory, the for2 mulas for first roof pressure and periodic roof pres2 sure have been derived. During the field test, the w riters have succeeded in prediction pressure in use of the ulas. Research ofits stress distribution regulari2 tiesDA I Yong2hao etc. This paper mainly introduces the , the procedure and the result of the in2situ stress mea2 surement of Yanbei coal m ine.Through the field 811 2003.№2 矿山压力与顶板管理