大倾角松软煤层综放开采矿压显现规律研究.pdf
第 42 卷第 5 期煤 炭 科 学 技 术Vol 42 No 5 2014 年5 月Coal Science and TechnologyMay 2014 大倾角松软煤层综放开采矿压显现规律研究 朱现磊1ꎬ杨仁树1ꎬ蔡志炯2ꎬ祁海军2 1 中国矿业大学北京力学与建筑工程学院ꎬ北京 100083ꎻ2 金庄煤业有限责任公司ꎬ山西 大同 037100 摘 要为了探讨大倾角松软煤层综放开采顶板活动规律ꎬ运用物理相似模拟试验与现场实测相结合 的方法ꎬ研究了覆岩运移特征、顶板垮落步距及矿压显现规律ꎮ 结果表明覆岩下沉曲线呈非对称性ꎬ 最大下沉量随高度增加而减小ꎻ工作面上段矿压显现强于中段ꎬ下段最弱ꎬ且两端头来压时间滞后于 中部来压ꎻ工作面巷道支承压力最大值位于超前工作面 1725 mꎬ超前工作面约 40 m 范围内应重点 加强支护ꎮ 试验结果与现场观测基本相符ꎬ为工作面支架选型提供了依据ꎮ 关键词大倾角ꎻ松软煤层ꎻ综采放顶煤ꎻ矿压显现 中图分类号TD324 文献标志码A 文章编号0253-2336201405-0025-04 Study on Strata Pressure Behavior Features of Fully-Mechanized Top Coal Mining in Soft Large Inclined Angle Seam ZHU Xian ̄lei1ꎬYANG Ren ̄shu1ꎬCAI Zhi ̄jiong2ꎬQI Hai ̄jun2 1.School of Mechanics and Civil EngineeringꎬChina University of Mining and TechnologyBeijingꎬBeijing 100083ꎬChinaꎻ 2.Jinzhuang Limited Liability CompanyꎬDatong 037100ꎬChina AbstractIn order to study the roof movement features of fully-mechanized top coal mining in soft large inclined angle seamsꎬthe overla ̄ ying strata displacementꎬroof weighting step and mining pressure appearance were researched by using analogy simulation tests and the field monitoring.The results showed that overlaying strata sinked asymmetry and maximum subsidence decreased with increasing height in the process of mining face.The greatest strength and biggest weakness of mining pressure appearance were upper and lower partꎬtaking on faster in the middle than in the ends.The maximum abutment pressure was in 1725 m ahead the working faceꎬthe support strength should be strengthened within 40 m ahead the working face.The test results and field observation were in substantial agreementꎬwhich could pro ̄ vide the guidance references to the hydraulic powered support selection. Key wordslarge inclined angleꎻsoft seamꎻfully-mechanized top coal miningꎻmining pressure appearance 收稿日期2013-12-26ꎻ责任编辑曾康生 DOI10.13199/ j.cnki.cst.2014.05.007 基金项目国家自然科学基金煤炭联合基金资助项目51134025 作者简介朱现磊1983ꎬ男ꎬ山东枣庄人ꎬ讲师.Tel010-62331310ꎬE-mailzhuxianlei@ 126.com 引用格式朱现磊ꎬ杨仁树ꎬ蔡志炯ꎬ等.大倾角松软煤层综放开采矿压显现规律研究[J].煤炭科学技术ꎬ2014ꎬ42525-28. ZHU Xian ̄leiꎬYANG Ren ̄shuꎬCAI Zhi ̄jiongꎬet al.Study on Strata Pressure Behavior Features of Fully-mechanized Top Coal Mining in Soft Large Inclined Angle Seam[J].Coal Science and Technologyꎬ2014ꎬ42525-28. 0 引 言 在我国煤炭总储量中ꎬ厚煤层占 40% 46%ꎬ 大倾角松软厚煤层是其中结构特征和力学性质比 较复杂的一类[1-2]ꎮ 大倾角煤层由于煤、岩层沉积 结构的特点ꎬ造成了其显著的各向异性特征ꎬ且倾 角越大ꎬ各向异性越显著ꎻ松软煤层强度低、承压 能力弱ꎬ在开采时ꎬ端面冒落和煤壁片帮十分严 重[3-6]ꎮ 因此ꎬ大倾角松软煤层综放开采有其特殊 的矿压显现规律ꎮ 多年来ꎬ国内学者对大倾角松 软综放煤层开采顶板运移规律及矿压显现规律进 行了 大 量 研 究ꎬ取 得 了 众 多 成 果[7-9]ꎮ 黄 建 功 等[10]研究了大倾角煤层综采采场顶板岩层的运 动、破坏形式ꎮ 赵元放等[11]运用 FLAC5 0 软件研 究了大倾角条件下的综合机械化采煤工作面矿压 显现规律ꎮ 张希九等[12]着重研究了“三软”大倾 角煤层综采的先进装备与工艺ꎮ 尹光志等[13]运用 实验室相似模型试验ꎬ对综放开采矿山压力分布 和地表沉陷的基本规律进行了研究ꎮ 赵洪亮等[14] 利用 UDEC 数值模拟软件ꎬ对大倾角松软综放工 52 2014 年第 5 期煤 炭 科 学 技 术第 42 卷 作面顶板煤、底板的位移和应力变化进行了研 究ꎮ 笔者以现有综放开采矿压规律的理论成果为 基础ꎬ结合某煤矿工作面倾角大、煤质松软、综放 开采的条件ꎬ利用物理相似试验对工作面走向开 采进行模拟ꎬ研究了覆岩运移特征、顶板垮落步距 及矿压显现规律ꎬ并将试验结果与现场观测比较 分析ꎬ为工作面矿压控制提供了依据ꎮ 1 煤层概况 某煤矿处于宁武煤田范围ꎬ主采的 2 号煤层 厚度 4 10 mꎬ平均 7 13 mꎬ为厚煤层ꎻ煤层倾角 3148ꎬ平均 37ꎬ为大倾角煤层ꎻ普氏系数约 0 1ꎬ属于软弱煤层ꎮ 伪顶为黏土岩ꎬ厚 01 2 mꎬ 与上部岩层易发生离层ꎬ极易垮落ꎮ 直接顶为粉 砂岩ꎬ厚 56 mꎬ岩层多含泥质或黏土质ꎬ易垮落ꎬ 普氏系数4 00 6 14ꎮ 直接底多为泥岩、粉砂岩、 煤和炭质泥岩ꎬ硬度较小ꎬ遇水易膨胀ꎬ总厚度约 7 mꎮ 由此看出ꎬ2 号煤层为大倾角松软煤层ꎮ 2 相似模型试验设计 2 1 相似模型参数 试验模型尺寸长宽高 = 4 2 m0 25 m 1 8 mꎮ 根据煤矿综合柱状图的岩层物理力学参 数厚度、抗压强度及容重等指标ꎬ按照 1 ∶200 的几何相似比来确定石膏、石灰、细砂的配比号ꎮ 由相似原理得到模拟试验相似常数为几何相似 比 αL=200 ∶ 1ꎬ容重比 αg= 1 5 ∶ 1ꎬ岩石强度指标 ασ =α Lαg= 300ꎬ进而得到模拟材料的单向抗压强 度 σ=σm/300 和容重 γ=γm/1 5ꎬσm、σg为岩石实 际单向抗压强度和容重ꎮ 走向模拟高度 1 8 m 小 于大试验台高度 2 2 mꎬ无需施加补偿压力ꎮ 2 2 材料配比 根据已计算出的模型的力学参数ꎬ结合工作 面煤岩层的实际地质资料ꎬ选定石膏、石灰、细砂 加水进行配比试验ꎮ 为了精确选定与计算参数一 致的配比ꎬ需经过多次配比试验ꎮ 为保证试验过 程中发生的现象容易分辨且容易控制ꎬ材料采用 分层铺设ꎬ层间加云母粉使层理分明ꎮ 根据 25 种 岩性配比铺设ꎬ煤层及顶底板的配比见表 1ꎮ 2 3 测点布置及观测方法 在开采煤层的底板、直接顶及基本顶中分别 布设 20 个应变片ꎬ共 3 层ꎬ相邻 2 个应变片的间距 为 15 cmꎮ 每个应变片用 xy 编号ꎬ其中 x 表示层位 1 为底板ꎬ2 为直接顶ꎬ3 为基本顶ꎬy 表示沿工 作面推进方向应变片个数ꎬ依次为 1、2、3、ꎮ 为了在开采过程中精确获取数据ꎬ采用放顶煤试 验室的 7V14 数据采集器来自动采集应变数据ꎬ通 过与计算机相接ꎬ把数据传输到固定的文件ꎮ 在 顶板布置位移基点ꎬ来观测工作面开采过程中上 覆岩层垂直和水平位移的变化情况ꎮ 采用精度较 高的电子经纬仪来观测其位移随开采位置的变化 情况ꎮ 模型的位移基点共布设了 13 层ꎬ采用 10 cm10 cm 的网格式布置ꎮ 位移基点用 a-b 表示ꎬ 其中 a 代表列ꎬb 代表行ꎬ如 5-1 表示自沿工作面 方向第 5 列ꎬ自底板向上第 1 行ꎮ 表 1 煤层及顶底板相似材料物理力学参数配比 层号岩性 容重/ kNm3 单向抗压 强度/ MPa 层厚/ cm 层数质量比 4中砂岩17 70 1832 55210 ∶ 8 ∶ 2 3细砂岩18 00 1782 43310 ∶ 8 ∶ 2 22 号煤9 30 0041 8028 ∶ 7 ∶ 3 1细砂岩17 60 4933 0027 ∶ 5 ∶ 5 注质量比对应为细砂 ∶ 石膏 ∶ 石灰ꎮ 2 4 试验方法 依据现场的作业情况进行模拟开挖ꎬ开挖过 程由人工完成ꎬ模型开采速度由模型几何比例和 时间比例确定ꎬ模型每刀进尺 0 03 mꎮ 本次试验 用电子经纬仪测量位移测点的角度作为位移测点 的原始数据ꎮ 在工作面推进的同时ꎬ采用 7V14 型 数据采集器来自动采集工作面压力数据ꎻ用电子 经纬仪观测所布置的位移测点的角度变化ꎬ并做 好详细记录ꎮ 3 试验过程及分析 3 1 上覆岩运移规律及“三带”分布特征 试验表明ꎬ工作面走向推进 64 m 时ꎬ上覆岩 层离层量增大到一定程度ꎬ直接顶将垮落ꎻ推进至 85 m 时ꎬ基本顶初次垮落ꎬ随之测点 5-1、6-1 和 7-1 落下ꎻ随着工作面的继续推进ꎬ直接顶、基本 顶不断垮落ꎬ裂隙和最大离层空间向上传递ꎬ垮落 高度不断向上发展ꎮ 由模型试验结果得到垮落带的高度为 24 mꎬ 裂隙带高度为 43 mꎬ裂隙带至地表为弯曲下沉带ꎬ 各带的弯曲下沉曲线如图 1 所示ꎮ 从图 1 可以看 出ꎬ随着岩层高度的增加ꎬ各岩层的最大下沉量和 62 朱现磊等大倾角松软煤层综放开采矿压显现规律研究2014 年第 5 期 主要影响范围减小ꎬ所有下沉曲线呈非对称状ꎮ 地表的下沉量未达到该地质采矿条件下的最大 值ꎬ开采裂隙没有完全传至地表ꎬ而是因裂隙和离 层等形式存在于覆岩中ꎮ 1垮落带内点ꎻ2裂隙带内点ꎻ3弯曲下沉带内点ꎻ4地表点 图 1 上覆岩层“三带”内点下沉曲线 3 2 顶板来压规律 沿走向方向ꎬ随工作面推进ꎬ上覆岩层随着悬 露面积增大ꎬ顶板达到一定的极限强度后ꎬ依次出 现了直接顶垮落、基本顶的初次来压及周期来压 现象图 2ꎮ 图 2 不同推进距离下工作面顶板来压垮落示意 工作面留设 19 m 长的模型边界后开切眼ꎬ当 工作面推进到 64 m 时ꎬ悬露岩梁断裂失稳ꎬ形成 直接顶初次垮落ꎬ如图 2a 所示ꎮ 当工作面推进至 85 m 时ꎬ基岩基本顶非对称性初次垮落ꎬ破断岩块 沿工作面煤壁切落ꎬ如图 2b 所示ꎮ 推进至 95 m 时ꎬ上位顶板 “二次断裂”ꎬ首次周期来压情况如 图 2c 所示ꎮ 随着工作面继续推进ꎬ基本顶周期性 来压ꎬ来压步距基本保持在 1827 mꎬ计算拟合为 24 mꎬ如图 3 所示ꎮ 图 3 工作面周期来压步距 周期来压阶段的基本顶垮落较为规律ꎬ垮落 块体约等于垮落步距的长度ꎬ在整个下沉过程中 各点的下沉并非完全同步ꎬ而呈非连续性ꎮ 整个 垮落区域边缘的裂隙较明显ꎬ靠近开切眼侧的边 缘层间松散度大于另一侧ꎬ开切眼侧垮落安息角 约 73ꎬ终采线侧约 67ꎬ如图 4 所示ꎮ 图 4 走向垮落安息角示意 3 3 超前支承压力及加强支护 图 5 为 26 号和 28 号测点在工作面推进过程 中的应变变化情况ꎮ 受回采采动影响ꎬ在工作面 煤壁前方ꎬ形成了随工作面推进而不断前移的超 前支承压力ꎬ从图中 5 可以看出ꎬ超前支承压力影 响范围可分为①未受采动影响区在工作面前 90 m 以远此区基本不受采动影响ꎻ②采动影响明显 区位于工作面前方 60 m 范围内ꎻ③采动影响剧 烈区位于工作面前 40 m 范围内ꎬ此区受采动影 响剧烈ꎬ超前支承压力峰值距煤壁 1725 m平均 21 mꎬ之后应力逐渐降低ꎬ直至应力测点被破坏ꎮ 图 5 工作面前方应变曲线 图 6 为工作面在模型中推进至 26 号应变片埋 设处即推进 160 m各应变片的应变ꎮ 由图 6 可 以看出ꎬ最大应变发生在第 26、28 号应变片间ꎬ即 动态应力前在工作面前方 23 m 左右ꎬ符合对超前 支承压力1725 m的分析范围ꎮ 23 m 以远ꎬ超 前支承压力为低应力区ꎬ然后趋于稳定原岩应力 区ꎮ 工作面后方的采空区ꎬ由于半拱结构的存 在ꎬ支承压力为应力突降后的低应力区ꎬ后随冒落 矸石的压实ꎬ为压实应力区ꎬ支承压力增大ꎮ 4 现场观测及分析 对某矿 1201 工作面 6 号、16 号、26 号、36 号、 46 号、56 号、66 号、75 号、85 号、93 号等 10 个支 架的支护强度进行了长期观测ꎬ选取 3 个支架观 测结果如图 7 所示ꎬ结合工作面推进长度分析可 知巷道周期来压步距约 25 mꎬ来压步距的离散型 72 2014 年第 5 期煤 炭 科 学 技 术第 42 卷 图 6 工作面推进至 160 m 时各测点应变曲线 较大ꎬ并且工作面两端头的来压滞后于工作面中 部的来压ꎮ 图 7 工作面不同支架支护强度变化 在距离工作面 110、80、50 m 的上下平巷内分 别布设 1、2、3 观测点上平巷与 1′、2′、3′观测点 下平巷ꎬ由上下平巷位移观测结果图 8可知ꎬ 巷道在距离工作面煤壁 100 m 处已经开始变形ꎬ 但变形量较小ꎬ表明煤壁前方的支承压力扰动距 工作面前方 100 mꎮ 在距离煤壁 40 m 以内ꎬ巷道 的变形量明显增大ꎬ变形速度也加快ꎬ因此ꎬ在煤 壁前方 40 m 内进行超前支护是合理的ꎬ在必要时 要在上平巷内需延长超前支护距离ꎮ 图 8 工作面上下平巷不同位置巷道的变形量 5 结 论 1大倾角松软厚煤层综放开采覆岩下沉曲线 呈非对称性和非连续性ꎬ且随岩层高度的增加ꎬ各 岩层最大下沉量和主要下沉曲线范围减小ꎮ 2 支架上方倾向方向破碎顶板呈现下实上 虚ꎬ导致矿压显现为上段较强、中段次之、下段 最弱ꎮ 3工作面来压步距的离散性较大ꎬ且两端头 的来压滞后于工作面中部的来压ꎬ超前支承压力 影响至工作面前 90 mꎬ超前工作面 40 m 范围内应 重点加强支护ꎮ 参考文献 [1] 屠世浩.长壁综采系统分析的理论与实践[M].徐州中国矿业 大学出版社ꎬ2004. 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