2-126工作面覆岩移动及超前支承压力分布规律.pdf

江西煤炭科技江西煤炭科技2020年第2期 2-126工作面覆岩移动及超前支承压力分布规律 周宝江 （山西霍宝干河煤矿有限公司，山西临汾041602） 摘要为掌握2-126工作面回采时覆岩移动规律和超前支承压力分布，通过具体分析工作面的地质条件，采用理论分析 与数值模拟的方式进行上覆岩层运移规律的分析，确定基本顶的初次和周期来压步距，以及上覆岩层三带的分布；另外在 回采期间通过现场监测的方式对工作面超前支承压力进行分析。 结果表明2-126工作面基本顶的初次和周期来压步距分 别约为38.9 m和15 m，工作面垮落带和裂隙带的高度分别约为25 m和75 m，超前支承压力影响范围约为50 m，应力峰 值约出现在超前工作面16.7 m的位置 关键词工作面；覆岩移动；支承压力；周期来压 中图分类号TD323文献标识码B文章编号1006-2572（2020）02-0061-04 Overburden Strata Movement and Distribution Law of Advanced Abutment Pressure in 2-126 Working Face Zhou Baojiang （Shanxi Hobao Ganhe Coal Mine Co., Ltd., Linfen, Shanxi 041602） Abstract To grasp the movement law of overburden rock and the distribution of advanced abutment pressure in the mining of 2- 126working face, through specific analysis of the geological conditions of the working face, the theoretical analysis and numerical simulation are used to analyse the overburden rock layer migration law to determine the initial and sub-period pressure steps of the basic roof, and the distribution of the three zones of overlying strata, in addition, on-site monitoring of the support surface pressure during the mining process was also analysed in the paper. Results show that the initial and periodic stepping distances of the basic roof of the 2-126working face are about 38.9 m and 15m respectively, and the heights of the collapse and fissure zones on the working face are about 25m and 75 m respectively. The influence range of the leading bearing pressure is about 50 m, and the peak stress appears at the position of 16.7 m ahead of the working face. Key words working face; overburden strata movement; abutment pressure; periodic pressure 山西焦煤霍州煤电霍宝干河煤矿2-126工作面 位于80水平一采区，工作面北侧为F14断层，西侧为 2-112工作面采空区， 南侧为2-118C工作面采空区， 东侧为F23断层，工作面主采2煤层，煤层均厚3.75m， 平均夹矸层厚度为0.5m，平均倾角为9，硬度系 数为1.5，直接顶板为细粒砂岩，厚2.45m，基本顶 为K8中粒砂岩，厚4.8m，直接底板为炭质泥岩，厚 2.9m，老底为K7中粒砂岩，厚3.1m。 顶板裂隙发 育，底板泥岩遇水易膨胀，本文拟分析2-216工作面 回采过程中覆岩的移动规律和超前支承压力分布 规律，以为后续工作面回采作业提供参考借鉴。 2.1基本顶来压步距计算 在进行基本顶来压步距分析时，通常将工作面 上覆岩层看作是两端固支的板来进行研究，岩层所 受载荷按均布载荷进行考虑，采用材料力学的方法 进行相关计算分析，进而得到岩层破断变形的判别 61 江西煤炭科技江西煤炭科技2020年第2期 方法，即基本顶岩梁所承受的拉应力值超过强度极 限值时，便会产生破断变形［1-2］，具体基本顶的初次 来压步距及周期来压步距分析的力学模型见图1。 （a）初次破断（简支梁） （b）周期破断（悬臂梁） 图1基本顶初次及周期来压步距力学模型 通过对上述力学模型进行分析能够得出，基本 顶的初次来压步距和周期来压步距分别为 LC2l2h ［σt］ q 5 2q姨 LZh ［σt］ q 5 3q姨 （1） 式中LC为基本顶初次来压步距；Lz为基本顶的周期 来压步距；［σt］为基本顶岩层的极限抗拉强度；q为岩 梁所承受的载荷；l为岩梁长度，h为基本顶岩梁的厚 度，根据工作面的具体地质条件取q1.17MPa，［σt］ 38.18MPa，h4.8m；代入式（1）中，能够计算得出 2-126工作面基本顶初次来压步距LC38.9 m， 周期 来压步距LZ16.7m。 2.2围岩应力塑性区分布规律分析 为有效分析2-126工作面回采过程中上覆岩层 的移动规律，采用FLAC3D数值模拟软件进行模拟分 析。 根据2-126工作面的地质条件， 建立模型尺寸 为长宽高400m200m99m，模型顶部 边界施加7.5MPa载荷，设置前后、左右边界横向位 移及速度为零［3］，底部边界竖向位移及速度为零。 模 型建立后进行工作面回采巷道的开挖，随后进行工 作面的回采作业，根据数值模拟结果具体分析采动 影响下围岩应力及塑性区的发育特征。 （1）围岩应力分布 根据数值模拟结果能够得出， 在2-126工作面 推进不同长度下，围岩应力的分布规律。 根据围岩 应力的分布规律， 能够得出超前支承压力及侧向 支承压力的分布规律。现具体对工作面推进40m、 55m、72m和86m时围岩应力的分布规律进行分 析，见图2。 通过分析图2可知， 工作面回采会在其前方及 两侧产生应力集中。2-126工作面超前支承压力影 响区为工作面前方10～55m范围，应力峰值处于其 前方15～25m范围，其垂直应力可达到29.93MPa， 动压影响系数为1.8左右；自工作面煤壁开始，其后 方20～50m范围为覆岩离层区，再往后50m后为采 空区压实区；工作面两侧的侧向支承压力影响区域 为5～10m范围，应力峰值处于6～8m范围，动压影 响系数1.7左右。 （2）围岩塑性区分布 根据数值模拟结果，同样能够得出工作面在推 进不同长度下围岩塑性区的分布形态。 现具体对工 作面推进40m、55m、72m和86m时围岩塑性区的 分布规律进行分析，见图3。 （a）推进40 m（b）推进55m （c）推进72 m（d）推进86m 图2工作面推进不同长度下围岩应力的分布规律 62 江西煤炭科技江西煤炭科技2020年第2期 2-126工作面在两侧都为实体煤情况下推进过 程中上覆岩层的破断变形情况见图3， 由上述模拟 结果可得出如下结论 ①2-126工作面直接顶岩层随着工作面的向前 推进及时发生垮落， 当工作面向前推进40m时，基 本顶上部产生离层破断， 发生工作面的初次来压， 见图3（a），即2-126在正常推进情况下，基本顶的初 次来压步距为40m。 随后对工作面进行循环开挖推 进，当工作面向前推进55m、72m、86m时，见图3 （b）～（d），顶板发生周期性的破断变形，即基本顶 的周期来压步距为14～17m，平均为16m左右。 ②2-126向前推进过程中， 受工作面回采动压 影响，顶板发生破断变形后向工作面采空区发生垮 落，覆岩自下而上产生离层裂隙，直接顶随采随垮 落，充填采空区。 工作面推进至40m时，基本顶初次 来压，并发生垮落，垮落高度约10m左右，覆岩裂隙 发育高度为16.2m；当工作面继续向前55m、72m、 86m时，顶板最大垮落高度达到25m，顶板覆岩裂 隙继续向上发育， 裂隙发育高度最大可达到75m； 随着工作面继续向前推进，工作面后方垮落的矸石 逐渐压实，覆岩裂隙也不再向上发展。 即工作面垮 落带高度约为25m左右，裂隙带发育高度约为75m 左右，再向上为覆岩弯曲下沉带。 3.1监测方案 工作面超前支承力是矿压显现的重要组成部 分，也是巷道超前支护的主要依据。 在工作面回采 期间，通过在单体液压支柱上安装YHY60矿用本安 型压力表［4］，对2-126工作面回风巷和胶运巷超前支 护段支承压力的分布规律进行监测，压力表分别安 设在工作面回风巷和胶运巷超前支护段最前方单 体上，分别距工作面46m处和27.5m处，随着工作 面回采作业进行持续监测作业。 3.2监测结果分析 通过矿压监测数据，能够得出超前段支承压力 在工作面推进过程中的压力分布情况， 分析2-126 工作面回风巷和胶运巷顶板压力分布情况，为巷道 超前支护、补强支护提供依据。 工作面超前支承压 力与到工作面位置关系见图4。 （a）回风巷 （b）胶运巷 图4工作面超前支承压力与工作面位置关系 （a）推进40m（b）推进55m （c）推进72m（d）推进86m 图3工作面推进不同长度下围岩塑性区分布 63 江西煤炭科技江西煤炭科技2020年第2期 2222222222222222222222222222 分析图4可知，2-126回风巷、 胶运巷超前支承 压力在工作面煤壁逐渐推进中的变化趋势如下 ①回风巷工作面前方100～50m的范围内，单 体支柱压力表读数基本未发生变化，均为初始压力 值9.73MPa，之后随着工作面的推进，其幅度逐渐 增加，但是，当工作面推进至11.7m处时压力值由 19.25MPa迅速降低， 推测该处支柱工作阻力降低 是由垫木压裂，支柱无法正常接顶引起的；在此之 后， 随着巷道顶板继续下降，支柱再次接顶，支柱 工作阻力经历一段平稳期后继续上升， 在距工作 面煤壁1.2m处达到23MPa的支柱安全阀开启值。 ②胶运巷超前工作面100～46m范围内， 单体 柱压力数值基本不发生变化，压力表数值为初始压 力17.2MPa，当单体柱压力测点与工作面距离小于 46m时，此时随着工作面回采作业的进行，单体柱 的压力数值出现逐渐增大的现象，测点与工作面距 离小于30m时， 单体柱压力值增幅速度陡然增加， 直到在距工作面位置8.9m处时达到一个高峰 30.46MPa，之后随着工作面的继续推进，支架工作 阻力平稳，平均值维持在30MPa，直到工作面推进 至0m处时压力值达到最大值31.07MPa。 基于上述分析，结合数值模拟结果可知，超前 支承压力的影响范围约为工作面前方50m范围，超 前支承压力的峰值在23～30MPa的范围内，应力集 中系数约为1.8， 超前支承压力的峰值出现在在工 作面前方约15m的位置处。 根据2-126工作面的具体地质条件， 通过理论 分析与数值模拟分析工作面回采时上覆岩层的移 动规律， 得出基本顶的初次来压步距约为38.9m， 周期来压步距约为15m，结合数值模拟结果与现场 实测结果可知，工作面超前支承压力影响范围约为 50m， 应力峰值出现在超前工作面15m的位置处， 数值为23～30MPa。 参考文献 ［1］ 任文涛,陈军涛,刘炜震.基于超前支承压力影响指标 的矿井分区研究［J］.矿业研究与开发,2019,39（10） 71-75. ［2］ 吕建为,代进.采场覆岩结构对采场支承压力的影响 分析［J］.中国煤炭,2018,44（11）72-77104. ［3］ 王瑞.浅埋深厚煤层覆岩运动规律研究［J］.煤炭工 程,2018,50（10）101-105. ［4］ 屈永超.综放沿空留巷覆岩运动规律及监测研究［J］. 西安科技大学学报,2018,38（1）65-70. 作者简介周宝江（1988-），男，山西运城人，2010年7月毕 业于太原理工大学阳泉学院（煤矿开采）专业，助理工程师， 现从事煤矿生产技术工作。 收稿日期2020-01-09编 辑廖文德 移量略大于情况一，但是巷道围岩仍 稳定。 综上可知，本次设计的支护方案能够有效的 控制51024巷的围岩变形，支护效果显著。 采用FLAC3D建立适当的数值模型， 对四台矿 51024巷掘进进行模拟分析表明， 巷道顶板岩层内 软弱夹层的分布层位对于锚杆支护的效果存在很 大影响，当锚杆锚固在软弱夹层内时，锚杆的支护 性能较差， 据此对该条件下的支护参数进行优化， 通过加密顶板锚索解决锚杆支护性能差的问题，现 场应用期间的观测结果表明， 四台矿51024巷采用 优化后的支护措施后，围岩位移量小，支护效果良 好。 参考文献 ［1］ 李建波.复合顶板动压巷道围岩应力演化和支护技术 研究［J］.中国矿业,2019,28（12）110-115. ［2］ 刘学晔,严国超,张远方.巷道复合结构破坏机理及锚 注支护控制技术研究［J］.矿业安全与环保,2019,46（6） 102-106. ［3］ 张勇,樊伟峰,薛定亮,等.中厚煤层复合顶板切顶卸 压无煤柱开采关键参数研究［J］.煤炭科技,2019,40（5） 31-34. ［4］ 戴晨.恒昇煤业窄煤柱回采巷道变形破坏特征与支 护优化技术研究［J］.煤炭工程,2019,51（9）70-73. 作者简介陈磊（1984-），男，山西大同人，2009年7月毕 业于太原科技大学，机械工程及其自动化专业，现职称工程 师，现从事煤矿掘进专业。 收稿日期2020-02-10编 辑廖文德 （上接60页） 64