大采高综放工作面末采矿压显现规律研究.pdf

第7期 大采高综放工作面末采矿压显现规律研究 郑维宇陈殿赋 （国家能源集团神东煤炭公司保德煤矿， 山西保德， 036600） 摘要 本文以神东煤炭公司保德煤矿81307综采放顶煤工作面末采为工程背景， 采用数值模拟和 现场实测， 分析综放工作面末采阶段矿压显现规律， 研究结果为类似条件下工作面末采提供借鉴和 参考。 关键词 综采放顶煤工作面末采数值模拟 中图分类号 TD32文献标识码 A文章编号 2096-7691 （2020） 07-091-06 作者简介 郑维宇 （1995-） ， 男， 助理工程师， 2018年毕业于黑龙江科技大学采矿工程专业， 现任职于国家能源集团神东煤炭公司保德煤矿生 产管理办公室， 主要从事矿井生产接续管理工作。 Tel 13133346387， E-mail 632150843 1引言 从我国20世纪80年代中期至今， 对于地质条件 复杂、 瓦斯含量高、 顶板管理困难的厚及特厚煤层开 采， 综合机械化放顶煤开采在国内得到广泛应用， 为 厚煤层开采新技术的创新和改革做出了重要贡献。 放 顶煤开采的实质是实现工作面煤炭和顶部煤炭同时 采出， 顶部煤炭的开采是依靠矿山压力作用， 自行破 碎和冒落， 并自行流动和放出 ［1］。 保德煤矿采用双巷多通道方式回撤工作面设备， 即主、 辅回撤通道平行于工作面， 两巷之间按照工作 面长度， 合理布置联络巷， 以达到快速回撤工作面设 备和接续下一工作面目的。 工作面进入末采阶段， 保 障工作面安全、 优质贯通， 首要任务是深度剖析矿山 压力显现规律， 本次工作面末采采用数值模拟和现场 实测相结合， 数值模拟相比于相似模拟具有成本低、 操控简单、 耗时少等优点， 地下开采系统复杂， 涉及因 素诸多， 数值模拟分析和现场实测分析能够提前预测 顶板的运移变化形式， 为安全回采保驾护航起到一定 的作用。 2工作面概况 保德煤矿81307综放工作面位于8号煤层三盘 区， 煤层厚度平均6.4m， 煤层倾角平均4， 采放比为 1 ∶0.81 ∶0.7。 工作面地面标高905.91066m， 底板标 高 664.14696.99m， 埋深 241.76369.01m； 煤岩层总 体近南北走向， 工作面沿走向布置， 长240m， 推进长 度2245m； 工作面配套设备见表1。 表1工作面设备配套 型号 7LS6 ZFY12500/25/39D SGZ900/2000 SZZ1350-700 PLM5000A 设备名称 采煤机 液压支架 刮板输送机 转载机 破碎机 煤层整体顶板岩性、 岩相变化大、 强度低， 稳定性 差。 老顶为灰白色， 成分以石英为主的粗粒砂岩、 含砾 粗粒砂岩， 厚度平均7m； 直接顶为砂泥质结构， 水平 文理， 平坦状结构的泥岩、 中粒砂岩， 平均厚度2m； 直 接底为深灰色泥岩、 砂质泥岩、 粉砂岩， 平均厚度 2.5m。 主回撤巷道宽5.4m， 巷高为4m。 正帮支护选用 ϕ18mm 2000mm 的 玻 璃 钢 锚 杆 8mm 140mm 300mmΩ托盘3800mm2200mm塑料网联合支护， 帮 网搭接100mm； 顶板选用ϕ20mm2100mm的螺纹钢 锚杆5100mm1200mm 钢筋骨架网ϕ28.6mm 8000mm 锚索8mm140mm4600mmΩ 钢带联合支 护； 副帮选用ϕ20mm2100mm的螺纹钢锚杆、 8mm 140mm300mmΩ托盘2800mm1200mm铅丝网联合 支护， 帮网搭接100mm， 图1为主回撤通道支护断面； 被动支护采用ZZ15000/24/47跺式支架， 共110台。 第18卷 第7期 VOL.18NO.7 2020年7月 Jul.2020 第7期 ϕ28.6mm8000mm锚索 ϕ20mm2100mm螺纹钢锚杆 ϕ20mm2100mm螺纹钢锚杆 ϕ18mm2000mm玻璃钢锚杆 200300100010001000 4000 2800mm1200mm铅丝网 10000mm1200mm铅丝网5400 3800mm2200mm塑料网 200300100010001000 400150016001500400 70070020002000 图1主回撤通道巷道支护断面 3回撤通道受采动影响数值模拟分析 本次采用3DEC-DP 5.20离散元数值模拟软件 对81307综放工作面末采覆岩破断特征及工作面超 前支承压力的研究。 3DEC软件是基于离散元模型显 示单元法的三维计算机数值程序， 主要用于节理岩体 计算， 注重接触面性能， 可用来模拟在静态或动态载 荷作用下离散介质的力学反应 ［2-4］， 被广泛应用于岩 石工程分析设计， 包括 岩石边坡失稳、 地下工程挖 掘、 岩石地基工程中节理岩体、 断层、 层理等结构影响 的模拟估算 ［5-6］。 3.1建立数值模拟模型 建立三维立体模型， 沿X负方向为工作面推进方 向， 为300m； Y方向为工作面布置方向， 为100m； Z为 煤岩层， 为93.28m。 根据保德煤矿煤岩层赋存条件及 煤岩样力学特性测试结果， 等效简化后的煤岩物理力 学参数见表 2， 接触面参数见表 3。 采用本构关系 Mohr-Coulomd模型计算， 节理面采用库伦滑动模型 计算， 此次实例中边界条件为 模型前、 后、 左、 右施加 水平方向约束； 顶部为应力边界， 应力大小等效与模 型上覆岩层简化为均布载荷施加与模型顶部 ［7］。 根据 钻孔资料分析， 回撤通道段煤层埋深252301m， 模型 顶部施加5.6MPa垂直应力。 在模拟过程中， 煤层顶底 板岩层岩性与厚度保持不变， 煤厚按照7.3m考虑， 如 图2所示。 表2煤岩物理参数 11 10 9 8 7 砂质泥岩 粗粒砂岩 粉砂岩 粗粒砂岩 粉砂岩 19.56 7.06 6.38 12.63 4.60 19.56 7.06 6.38 12.63 4.60 9.7 15.3 16.4 9.6 19.8 10.13 39.14 46.52 61.00 54.30 4.80 6.84 7.17 4.81 9.72 36.9 37.8 38.3 35.1 39.2 1.62 2.96 3.52 4.18 3.98 编 号 参数岩性 实际 厚度 （m） 模型 厚度 （m） 体积 模量 （GPa） 抗压 强度 （MPa） 内聚力 （MPa） 内摩 擦角 （） 抗拉 强度 （MPa） 6 5 4 3 2 1 砂质泥岩 粗粒砂岩 8号煤 泥岩 粉砂岩 砂质泥岩 15.95 3.85 7.30 1.00 2.70 12.25 15.95 3.85 7.30 1.00 2.70 2.25 14.7 9.7 17.1 18.1 16.2 10.0 24.86 42.00 9.50 28.49 35.37 20.99 7.94 4.81 3.50 8.05 6.13 5.93 38.2 35.1 22.1 37.9 37.5 35.7 2.91 1.68 1.20 2.94 3.05 1.28 编 号 参数岩性 实际 厚度 （m） 模型 厚度 （m） 体积 模量 （GPa） 抗压 强度 （MPa） 内聚力 （MPa） 内摩 擦角 （） 抗拉 强度 （MPa） 表3煤岩体接触面力学参数 岩性 砂质泥岩 粗粒砂岩 粉砂岩 粗粒砂岩 粉砂岩 砂质泥岩 粗粒砂岩 8号煤 泥岩 粉砂岩 砂质泥岩 法向刚度 （GPa） 1.0 3.9 4.6 2.2 5.4 3.4 2.2 1.0 2.8 3.5 2.0 切向刚度 （GPa） 0.18 1.35 0.54 1.02 1.40 0.20 0.56 0.15 0.31 0.41 0.29 内聚力 （MPa） 1.45 2.15 1.25 1.2 2.75 2.11 3.12 2.00 4.10 3.80 0.90 内摩擦角 （） 15 27 26 12 29 25 38 26 33 31 22 抗拉强度 （MPa） 0.8 1.3 1.2 0.2 1.2 1.4 1.8 0.6 1.2 1.1 0.5 砂质泥岩 粗粒砂岩 粉砂岩 粗粒砂岩 粉砂岩 砂质泥岩 粗粒砂岩 8号煤 泥岩 粉砂岩 砂质泥岩 图2煤岩层模型 3.2方案设计 根据保德煤矿81307综放工作面末采现状， 首先 对模型中8号煤层主、 辅回撤通道进行开挖， 为消除 模型边界效应， 在模型最左边20m开挖辅回撤通道 （宽高 5.4m4m） ， 煤柱的尺寸为35m， 依次挖出主 回撤通道 （宽高 5.4m4m） 。 考虑到主、 辅回撤通道 支护分别为主动支护被动支护、 主动支护， 对主回 撤通道顶板及副帮打锚杆、 锚索及往顶板上施加垂直 向上的跺式支架工作， 最大工作阻力15000kN， 辅回 撤通道顶板及两帮打锚杆、 锚索， 待其计算应力平衡， 如图3所示。 郑维宇等 大采高综放工作面末采矿压显现规律研究 续表 92 第7期 悬臂梁砌体梁 （a） 正常回采顶板垮落 砌体梁 （b） 工作面剩余30m顶板垮落 图4末采阶段不同采高顶板垮落 模型长300m， 从X240m处向X负方向每次开挖 2.5m， 挖至X95m处采高为7.3m。 模型开挖前， 在距离 煤层底板-2.5m、 8m、 15m处布置每2.5m布置1个监测 点， 记录煤层及其顶底板支承应力演变规律。 随工作面 回采， 上覆岩层移动破坏具无序性， 顶板上方岩层刚度 偏小， 整体移动随推进整体运动， 形成 “砌体梁悬臂 梁” 交替式运动形式， 如图4 （a） 所示， 该运动形式条件 下， 工作面呈现非均匀的大小周期来压， 且来压步距大 时， 对应的来压持续长度也较大。 为增加周期来压步距， 减小顶板垮落高度， 推进距停采线30m处降低采高为 3.8m。 在此期间， 离停采线15m处开始挂网、 推进度慢 等因素， 最终形成 “砌体梁” 结构如图4 （b） 所示， 此时 “砌体梁” 易发生滑落失稳， 导致顶板大面积来压造成压 架事故， 主回撤通道顶板应提前施工高压水裂工程。 ZZ Stress 9.2768E05 -1.0000E06 -3.0000E06 -5.0000E06 -7.0000E06 -9.0000E06 -1.1000E07 -1.3000E07 -1.5000E07 -1.7000E07 -1.9000E07 -1.9062E07 Cable ColorBy MaterialID 锚杆 锚索 图3模型地应力平衡压力云图及锚杆、 锚索布置 3.3模型计算结果 测围岩支承压力数据经整理后如图5所示， 正常 回采期间， 采煤高度3.83.6m， 放煤高度2.82.6m。 由 图5 （a） 和图5 （b） 可以看出， 随着工作面推进， 煤岩层 中监测点应力峰值由25MPa增至47.5MPa， 应力峰值 超前煤壁距离降低， 煤层中支承应力峰值出现在煤壁 前方2.53m处， 影响范围47.5m； 图5 （b） 为距离停采 线30m垂直压力云图及监测点应力曲线， 工作面为在 挂网时避开周期来压， 停止放煤； 从图5 （c） 可以看 出， 停止放煤后， 顶板应力集中区在工作面采空区 “悬 臂梁” 上， 最大应力达31.5MPa； 图5 （d） 离停采线5m， 工作面超前支承压力集中在煤柱 5m 处， 最大应力 51MPa， 易导致煤壁片帮甚至炸帮现象； 图5 （e） 工作 面贯通后， 顶板压力趋向稳定。 4现场支架工作阻力观测 当工作面推进度剩余200m时， 加强矿压观测次 数， 安排专人每班对工作面支架电液控制显示器上支 ZZ Stress 1.0000E06 0.0000E00 -5.0000E06 -1.0000E07 -1.5000E07 -2.0000E07 -2.5000E07 -3.0000E07 -3.5000E07 -4.0000E07 -4.5000E07 -5.0000E07 -5.5000E07 -6.0000E07 支撑压力 （MPa） 30 25 20 15 10 5 0 50 47.5 454035302520151050 工作面剩余推进度 （m） 监测点距底板-2.5m 监测点距底板8m 监测点距底板15m （a） 距停采线50m处垂直压力云图及监测点应力曲线 93 第7期 （b） 距停采线30m处垂直压力云图及监测点应力曲线 （c） 距停采线15m处垂直压力云图及监测点应力曲线 （d） 距停采线5m处压垂直力云图及监测点应力曲线 （e） 工作面贯通处垂直压力云图及监测点应力曲线 图5采场至停采线不同距离垂直压力云图及监测点应力曲线 架支撑顶板压力值进行记录数据， 并交写实人员采用 “海丰矿压分析法” 进行分析， 利用Excel软件将顶板 压力数据自动生成矿压曲面图， 每隔一定压力用一种 颜色表示， 通过不同颜色表示顶板压力大小， 直观展 现顶板来压强度及来压步距情况 ［8］， 如图6所示剩余 100m推采区间内， 工作面共发生7次周期来压， 来压 步距基本落在713m， 工作面剩余30m时， 工作面为 在挂网时避开周期来压， 对放煤量和推进速度进行了 动态调整， 对周期来压规律产生一定影响。 对末采阶段的81307综放工作面两顺槽从主回 撤口向工作面设置 10 个观测点， 每个观测点间距 20m， 利用 “十字交叉法” 进行计算并作出围岩变形量 折线图， 如图7所示。 观察数据来看， 观测点自进入超 前支护段开始变形， 推采段巷道围岩宏观变形最大底 鼓量为180mm、 顶板最大下沉量130mm、 正帮最大帮 鼓量530mm、 副帮最大帮鼓量270mm。 末采范围内， 郑维宇等 大采高综放工作面末采矿压显现规律研究 ZZ Stress 1.0000E06 0.0000E00 -5.0000E06 -1.0000E07 -1.5000E07 -2.0000E07 -2.5000E07 -3.0000E07 -3.5000E07 -4.0000E07 -4.5000E07 -5.0000E07 -5.5000E07 -6.0000E07 支撑压力 （MPa） 50 45 40 35 30 25 20 15 10 5 0 302724211815129630-3-6-9 工作面剩余推进度 （m） 监测点距底板-2.5m 监测点距底板8m 监测点距底板15m ZZ Stress 支撑压力 （MPa） 25 20 15 10 5 0 1512.5107.552.50-2.5-5-7.5 -10 -12.5 -15 -17.5 -20 工作面剩余推进度 （m） 监测点距底板-2.5m 监测点距底板8m 监测点距底板15m 1.0000E06 0.0000E00 -5.0000E06 -1.0000E07 -1.5000E07 -2.0000E07 -2.5000E07 -3.0000E07 -3.5000E07 -4.0000E07 -4.5000E07 -5.0000E07 -5.5000E07 -6.0000E07 停采线 ZZ Stress 支撑压力 （MPa） 35 30 25 20 15 10 5 0 工作面剩余推进度 （m） 监测点距底板-2.5m 监测点距底板8m 监测点距底板15m 1.0000E06 0.0000E00 -5.0000E06 -1.0000E07 -1.5000E07 -2.0000E07 -2.5000E07 -3.0000E07 -3.5000E07 -4.0000E07 -4.5000E07 -5.0000E07 -5.5000E07 -6.0000E07 停采线 52.50-2.5-5-7.5 -10 -12.5 -15 -17.5 -20 -22.5 -25 -27.5 -30 ZZ Stress 支撑压力 （MPa） 30 25 20 15 10 5 0 工作面剩余推进度 （m） 监测点距底板-2.5m 监测点距底板8m 监测点距底板15m 1.0000E06 0.0000E00 -5.0000E06 -1.0000E07 -1.5000E07 -2.0000E07 -2.5000E07 -3.0000E07 -3.5000E07 -4.0000E07 -4.5000E07 -5.0000E07 -5.5000E07 -6.0000E07 停采线 0-2.5-5-7.5 -10 -12.5 -15 -17.5 -20 -22.5 -25 -27.5 -30 -32.5 -35 94 第7期 沿推进方向每10排单体选1组 （胶运每组1个， 共2 组； 1号进风顺槽每组3个， 共3组） 测点用于观测超 前支护段单体变形情况。 通过现场观测， 胶运顺槽超 前支护单体无明显变形； 1号进风顺槽超前支护单体 活柱收缩量 （0110mm） 比巷道底鼓量稍大， 比顶板宏 观下沉值与底鼓量的总和稍小。 具体原因分析 单体 未发生钻底现象， 顶板最大下沉量为整体和局部下沉 量的总和， 需要及时更换行程不够和弯曲单体。 260290290320320350350380380410410440440470470500500530 2141.7 2144.9 2148.1 2151.3 2154.5 2157.7 2160.9 2164.1 2167.3 2170.5 2173.7 2176.9 2180.1 2183.3 2185.5 2189.7 2192.9 2196.1 2199.3 2202.5 2205.7 2214.2 2217.4 2220.6 2224.6 2228.6 2232.6 2235.8 2239.0 2244.2 140 125 110 95 80 65 50 35 20 5 支架编号 推进距离 （m） 图681307综放工作面末采支架工作阻力曲面 （a） 81307综放工作面1号进风顺槽末采段巷道围岩变形观测 600 500 400 300 200 100 0 变形量 （mm） 1号2号3号4号5号6号7号8号9号10号 测点编号 （测点间距20m， 1号点距回撤通道正帮20m） 顶板 底板 正帮 副帮 120 100 80 60 40 20 0 变形量 （mm） （b） 81307综放工作面1号进风顺槽末采超前段单体变形观测 第1组 第2组 第3组 第4组 第5组 第6组 第7组 第8组 第9组 第10组 第11组 第12组 第13组 第14组 第15组 第16组 第17组 第18组 观测日起 （测点间距10m， 1号点距回撤通道正帮190m） 2019年3月3日 2019年3月5日 2019年3月7日 2019年3月9日 2019年3月11日 2019年3月13日 2019年3月15日 2019年3月17日 2019年3月19日 2019年3月21日 2019年3月23日 2019年3月25日 2019年3月27日 2019年3月29日 2019年3月31日 2019年4月2日 2019年4月4日 2019年4月6日 2019年4月8日 2019年4月10日 2019年4月12日 图781307综放工作面1号进风顺槽末采期间围岩变形量折线及单体变形量折线 如图8所示， 距停采线200m对主回撤通道中的 跺式支架立柱伸缩量每班观测记录5次数据， 每隔 40m 布置1个观测点， 即5号架、 15号架、 25号架、 35 号架、 45号架。 由此可推算出， 工作面超前压力影响 范围大致56m左右， 剩余推进度8m时跺式支架伸缩 量最大为290mm。 5结束语 保德煤矿81307综放工作面末采阶段的实际情 况， 采用3DEC数值模拟软件分析了距停采线100m 范围内工作面及主回撤通道受回采影响围岩应力分 布规律， 得出以下几点结论 （1） 81307综放工作面末采阶段， 距停采线100m， 采高7.3m， 随工作面推进， 顶板上方围岩 “砌体梁悬 臂梁” 交替式运动形式。 距停采线30m时， 停止放煤， 调整采高至3.8m， 顶板围岩形成大面积 “砌体梁” 结 构运动形式， 为确保安全贯通， 主回撤通道顶板提前 施工高压水裂工程。 （2） 末采阶段正常回采， 工作面超前压力峰值在 煤壁前方2.53m处， 影响范围47.5m左右， 压力最大 350 300 250 200 150 100 50 0 垛式支架立柱下缩量 （mm） 200192184176168160152144136128120112104968880726456484032241680 工作面剩余推进度 （m） 5架15架25架35架45架 图8主回撤通道跺式支架立柱下缩量曲线 95 第7期 值47.5MPa。 工作面剩余30m时， 工作面为在挂网时 避开周期来压， 对放煤量和推进速度进行了动态调 整， 对周期来压规律产生一定影响。 工作面剩余5m 时， 超前应力集中在煤壁， 易造成煤壁炸帮， 提前做好 防护措施。 （3） 工作面剩余10m时， 主回撤通道受工作面超 前压力影响大， 顶板有明显下沉， 应提前对主回撤顶 板进行补强支护， 增加围岩内聚力， 提高承载能力， 控 制围岩变形程度， 保持围岩稳定， 确保安全贯通。 参考文献 ［1］钱鸣高， 石平五， 徐家林.矿山压力与岩层控制 ［M］ .北京 中国矿 业大学出版社， 2010， 271. ［2］ 刘青朴， 侯迪， 荣冠.3DEC中红砂岩节理模型开发及数值模拟 ［J］ .中国农村水利水电， 2017 （4） 137-142． ［3］朱焕春， Richard B， Patrick 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Study on Behaving Rules of End Mining Pressure at Large-mining-height Fully-mechanized Caving Face Zheng Weiyu，Chen Dianfu （Baode Coal Mine，CHN Energy Shendong Coal Group Corporation，Baode，Shanxi，036600） AbstractUsing the end mining of the fully-mechanized top-caving work face 81307 of Baode Coal Mine， Shendong Coal，as the context，by using numerical simulation and measuring at site，this paper analyzes the behaving rules of the mining pressure during the end mining of the fully-mechanized caving faces and the results can be drawn on and referenced for end mining at the working faces with similar conditions. Key WordsFully-mechanized top-caving coal；End mining at working faces；Numerical simulation （收稿日期 2020-06-07责任编辑 马小军） 郑维宇等 大采高综放工作面末采矿压显现规律研究 （上接第53页） Exploration of Applying Robot Technology in Shendong Coal Yang Yu （Ination Management Center，CHN Energy Shendong Coal Group Corporation，Shenmu，Shaanxi，719315） AbstractThis paper briefly describes the current development of robot technology in coal mines and intro⁃ duces the features that coal-mine-specific robots shall enjoy. From the perspective of application，the paper mplifies robots currently used in coal mine operation，such as disaster relief，pit patrolling and roadway driving. Considering the practical pit production of Shendong Coal，it studies the areas in which robots have been applied in pits of Shendong and the future of possible developments. Key WordsRobot；Coal mine automation；Shendong，Disaster relief；Patrolling；Study （收稿日期 2020-06-07责任编辑 马小军） 96