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新景矿浅埋综采工作面顶板来压规律研究
2019-09-18
浅埋煤层综采工作面的埋深较浅不利于煤层的开采及围岩的稳定性,为探讨新景矿 浅埋综采工作面顶板来压规律,以该矿8118 工作面地质和开采条件为背景,通过数值模拟的方法 分别对浅埋煤层综采工作面顶板垮落形态、顶板沉降及顶板应力分布进行分析,同时对初次来压和 周期来压期间支架工作阻力进行现场监测。研究结果表明:初次来压期间,上下关键层间的岩层产 生离层现象,上关键层向下弯曲未断裂;周期来压期间,扰动继续向上传递,上关键层发生大面积的 垮塌断裂;周期来压时,支架工作阻力有较大增长,增大约61%。
Serial No. 604 August. 2019 现ꢀ 代ꢀ 矿ꢀ 业 MODERN MINING 总第 604期 2019 年 8 月第 8 期 新景矿浅埋综采工作面顶板来压规律研究 包海昇 山西新景煤业有限责任公司) ( ꢀ ꢀ 摘ꢀ 要ꢀ 浅埋煤层综采工作面的埋深较浅不利于煤层的开采及围岩的稳定性,为探讨新景矿 浅埋综采工作面顶板来压规律,以该矿 8118 工作面地质和开采条件为背景,通过数值模拟的方法 分别对浅埋煤层综采工作面顶板垮落形态、顶板沉降及顶板应力分布进行分析,同时对初次来压和 周期来压期间支架工作阻力进行现场监测。 研究结果表明:初次来压期间,上下关键层间的岩层产 生离层现象,上关键层向下弯曲未断裂;周期来压期间,扰动继续向上传递,上关键层发生大面积的 垮塌断裂;周期来压时,支架工作阻力有较大增长,增大约 61% 。 关键词ꢀ 浅埋深ꢀ 综采工作面ꢀ 顶板来压ꢀ 支架工作阻力ꢀ 现场监测 DOI:10. 3969 / j. issn. 1674-6082. 2019. 08. 022 Study on Roof Pressure Law of Shallow Fully Mechanized Mining Face Bao Haisheng ( Shanxi Xinjing Coal Co. ,Ltd. ) Abstractꢀ The shallow depth of fully mechanized mining face in shallow coal seam is not conducive to the exploitation of coal seam and the stability of surrounding rock. In order to explore the roof pressure law of the fully mechanized mining face in Xinjing Mine. Based on the geology and mining conditions of the 8118 working face of the mine. The method of numerical simulation is used to analyze the roof collapse morphology,roof settlement and roof stress distribution in the fully mechanized mining face of shallow coal seam. At the same time,the working resistance of the bracket during the initial pressure and periodic pres- sure is monitored on site. The results show that during the initial pressure,the rock layers between the up- per and lower key layers are separated,and the upper key layer is bent downward without breaking. The disturbance continues to pass upward during the period of pressure,and a large area of collapse occurs in the upper key layer. The working resistance of the pressure bracket has a large increase,which is about 61% . Keywordsꢀ Shallow depth,Fully mechanized mining face,Roof weighting,Working resistance of hy- draulic support,Field monitoring ꢀ ꢀ 由于浅埋煤层工作面的埋深较浅,采场开挖扰 应力分布特征进行分析,并通过现场监测研究了采 高与工作面长度对承压拱稳定性的影响;黄庆享 动使得矿压显现强烈,可全部传递至工作面上覆岩 煤层,不利于工作面的开采及支护设备的维护,影响 [ 5] 通过物理模型实验分析了浅埋近距离下煤层 等 [ 1-2] 。 矿井的安全生产 开采顶板力学特性,并推导出基本顶极限垮落距离 的解析式,提出初次来压时支架阻力的确定方法。 虽然目前一些学者对浅埋综采工作面顶板来压 规律做了一定的研究,但由于矿压显现影响机理的 不成熟性及复杂性,加上浅埋工作面的地质条件不 稳定,仍存在诸多问题。 本研究以新景矿 8118 工作 面地质和采掘条件为背景,通过数值模拟和现场监 [ 3] 杨治林等 基于初始后屈曲理论推导出浅埋 煤层初次来压时顶板断裂下沉解析式,研究结果表 明台阶下沉与断裂下沉间存在确定的关系;任艳芳 [ 4] 采用数值模拟的方法对浅埋综采工作面围岩 等 ꢀ ꢀ 包海昇(1987—),男,助理工程师,045000 山西省阳泉市。 6 7 总第 604 期 现代矿业 2019 年 8 月第 8 期 测的方法,对浅埋综采工作面顶板来压规律进行研 究,研究结果具有一定的理论和应用价值。 间部分垮落形态分布图。 可以看出,当工作面掘进 20 m 时,顶板部分区域由于拉伸破坏失稳,出现破 碎垮塌,但垮塌形态较整齐;当工作面掘进 40 m 时, 顶板由于较长的空顶距离,在上部煤岩层的压力作 用及自重的影响下顶板产生离层现象,向下弯曲破 断明显;当工作面掘进 60 m 时,上下 2 关键层间的 岩层产生离层现象,上关键层向下弯曲但未破断,而 下关键层产生较大面积的垮塌断裂。 分析可知,由 于掘进长度大于顶板极限垮落步距,上部煤岩层的 压力超过抗拉极限,由此判断 8118 工作面初次来压 步距为 60 m。 1 ꢀ 工程概况 新景矿 8118 工作面倾斜长 2 170 m,倾斜长 # 00 m,主要开采 8 煤层,赋存稳定,结构简单煤层 2 厚度 2. 1 ~ 3. 7 m,平均厚度 2. 76 m,平均倾角 6°,赋 存深度平均 120 m。 工作面直接顶为平均厚度 6. 5 m 的泥岩,老顶为平均厚度 10 m 的细砂岩,直接底 为平均厚度 3. 5 m 的中粒砂岩。 工作面采用走向长 壁一次性采全高的采煤方法,采用“三八制”的作业 方式,选用 ZY6400-17 / 31D 型液压支架支护,双滚 筒采煤机破煤、装煤,由刮板输送机、转载机、皮带输 送机运煤作为运输系统。 在 8118 工作面回采期间, 矿压显现明显,主要表现:超前支承压力增大;支架 工作阻力增加,安全阀开启次数增加;煤壁片帮冒顶 现象严重。 图 2ꢀ 初次来压顶板垮落形态 2 ꢀ 浅埋综采工作面顶板来压规律模拟分析 2 . 2. 2ꢀ 周期来压期间 2 . 1ꢀ 模型的建立 在 8118 工作面初次来压后,随工作面的继续推 以新景矿 8118 工作面地质和开采条件为背景, 进,导致顶板破断岩煤体长度增加,当其长度大于极 限垮落步距时,顶板再次发生断裂,如此往复导致工 作面周期来压,图 3 为顶板周期来压期间部分垮落 形态分布图。 可以看出,当工作面掘进 80 m 时,顶 板破断垮塌加剧,采空区近乎被上部垮塌岩石充满, 上下 2 关键层间的岩层也发生破断,但上关键层由 于砌体梁的作用减弱了上部煤岩体的破断垮塌趋 势;当工作面掘进 100 m 时,采区扰动继续向上传 递,上关键层开始产生较大面积的垮塌断裂,上部岩 煤体沉降影响范围持续增大,来压步距为 20 m。 采用 3DEC 模拟软件建立综采工作面的数值模型, 各岩煤层采用摩尔—库伦模型,根据地质勘察报告 岩煤层物理力学参数见表 1。 模型四周和底部为固 定约束,为消除边界效应工作面沿走向和倾向距侧 边均为 30 m。 由于煤层埋藏较浅,上部覆岩全部建 立,最终建立模型长 400 m,宽 150 m,高 150 m,如 图 1。 表 1ꢀ 岩层物理力学参数 密度 黏聚力 内摩擦角 抗压强度 剪切模量 地层 3 / (kg/ m ) / MPa / (°) / MPa / GPa 松散层 土层 2 000 2 100 2 600 2 400 2 600 2 100 1 450 2 500 3 15 3 31 29 28 25 28 30 28 27 3. 5 1. 7 2. 2 2. 8 1. 5 1. 6 2. 6 1. 8 2. 7 2. 1 1. 6 0. 3 1. 7 1. 8 2. 4 1. 9 上关键层 夹层 2 下关键层 2 图 3ꢀ 周期来压顶板垮落形态 直接顶 3 # 2. 3ꢀ 顶板沉降分析 8 煤 2 在工作面掘进完成后,工作面覆岩沉降曲线如 图 4 所示。 可以看出,随工作面掘进距离的增大相 同位置处的沉降值增大,且由工作面至地表沉降逐 渐减小。 当工作面掘进 30、60、90 和 120 m 时,下关 键层 最 大 沉 降 值 分 别 为 85、 1 295 mm、 2 303 及 2 814 mm,上关键层最大沉降值分别为 54、710、1 底板 4 图 1ꢀ 数值模型 9 0 72 及 2 507 mm,地表最大沉降值分别为 18、205、1 02 及 2 287 mm。 对比可知,当掘进距离小于 30 m 2 2 . 2ꢀ 顶板垮落形态分析 . 2. 1ꢀ 初次来压期间 时,采场开挖扰动较小,顶板沉降值也较小;当掘进 距离为 60 m 时,受工作面初次来压的影响,工作面 随工作面的掘进,引起围岩应力重新分布,在模 拟时工作面每次掘进 10 m,图 2 为顶板初次来压期 6 8 ꢀ ꢀ 包海昇:新景矿浅埋综采工作面顶板来压规律研究ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ 2019 年 8 月第 8 期 顶板的沉降值发生较大突变;当掘进距离为 90 m 时,顶板空顶距离增大,采区扰动继续向上传递,沉 降值继续增大;当掘进距离为 120 m 时,采空区近乎 被上部垮塌岩石充满,上下关键层的沉降值增幅减 缓,地表沉降持续增大。 图 5ꢀ 掘进距离 40 m 时垂直应力分布云图 3 ꢀ 浅埋综采工作面顶板来压实测分析 为分析浅埋综采工作面回采期间覆岩活动规 律,对新景矿 8118 工作面进行现场实测,沿工作面 倾斜方向布置测线,采用 YHYꢁ60 液压支架监测仪 对 10、11、12 号液压支架的工作阻力进行监测。 3 . 1ꢀ 初次来压分析 118 工作面回采期间被监测液压支架初次来 8 压工作阻力曲线如图 6 所示。 可以看出,3 个支架 来压前工作阻力分别为 20. 2、21. 1、21. 3 MPa,平均 工作 阻 力 约 20. 9 MPa; 来 压 后 工 作 阻 力 分 别 为 3 4. 3、34. 9、35. 8 MPa,平均工作阻力约 35. 0 MPa, 支架工作阻力有一个突增的区间,增幅约 67. 5% , 由此判断 8118 工作面初次来压,来压步距分别为 4 9. 7、47. 8、45. 1 m,平均来压步距为 47. 5 m。 分析 原因,由于工作面的推进距离大于顶板极限垮落步 距,顶板破裂且应力向下传递使得液压支架工作阻 力增大。 图 4ꢀ 工作面顶板沉降曲线 ■ ◆ ▲ ▼ —推采 30 m; —推采 60 m; —推采 90 m; —推采 120 m 2 . 4ꢀ 顶板应力分析 工作面掘进不同的距离,浅埋综采工作面顶板 应力分布情况也会发生较大变化,图 5 为掘进距离 0 m 时工作面垂直应力分布云图。 可以看出,在工 图 6ꢀ 支架工作阻力曲线 ■ ● ▲ —10 号支架; —11 号支架; —12 号支架 3 . 2ꢀ 周期来压分析 在 8118 工作面初次来压后,随工作面的继续推 4 作面上 部 产 生 应 力 集 中 现 象, 应 力 峰 值 为 4. 69 MPa,影响范围约 17 m;同样可得,当工作面掘进 80 m 时,应力峰值为 6. 49 MPa,增幅约 38. 4% ,影响范 围约 26 m,应力峰值和影响范围均出现较大程度的 增长;同理,当工作面掘进 120 m 时,应力峰值为 进,导致顶板破断岩煤体长度增加,当其长度大于极 限垮落步距时,顶板再次发生断裂,如此往复导致工 作面周期来压。 在工作面回采期间对液压支架工作 阻力持续进行监测,五次连续周期来压期间支架工 作阻力曲线如图 7 所示。 表 2 为 10、11、12 号 3 个支架 5 次连续周期来 压期间的监测数据。 可以看出,平均周期来压步距 约为 19. 7 m,来压持续长度约为 3. 7 m,周期来压期 间 支架工作阻力由20. 0MPa增大至32. 2MPa,增 8 . 75 MPa,增幅约 34. 8% ,影响范围约 30 m,这是由 于采空区近乎被上部垮塌岩石充满,采动影响范围 趋于稳定。 6 9 总第 604 期 现代矿业 2019 年 8 月第 8 期 离层现象,上关键层向下弯曲但未破断,而下关键层 产生较大面积的垮塌断裂。 ( 2)周期来压时,采区扰动继续向上传递,上关 键层开始产生较大面积的垮塌断裂,上部岩煤体沉 降影响范围持续增大。 ( 3)随工作面掘进距离的增大相同位置处的沉 降值增大,且由工作面至地表沉降值逐渐减小。 图 7ꢀ 支架工作阻力曲线 参ꢀ 考ꢀ 文ꢀ 献 ■ ● ▲ —10 号支架; —11 号支架; —12 号支架 [ [ 1]ꢀ 黄庆享,钱鸣高,石平五. 浅埋煤层采场老顶周期来压的结构 分析[J]. 煤炭学报,1999(6):581-585. 幅约 61% 。 表 2ꢀ 周期来压监测数据 2]ꢀ 宣以琼. 薄基岩浅埋煤层覆岩破坏移动演化规律研究[J]. 岩 土力学,2008(2):512-516. 来压步距 持续长度 非来压阻力 来压阻力 支架 / m / m 3. 7 3. 2 4. 3 3. 7 / MPa 19. 4 20. 3 20. 3 20. 0 / MPa 31. 5 32. 2 33. 0 32. 2 [3]ꢀ 杨治林,余学义,郭何明,等. 浅埋煤层长壁开采顶板岩层灾害 机理研究[J]. 岩土工程学报,2007(12):1763-1766. [4]ꢀ 任艳芳,齐庆新. 浅埋煤层长壁开采围岩应力场特征研究[J]. 煤炭学报,2011,36(10):1612-1618. 10 号 11 号 12 号 19. 1 19. 5 20. 4 19. 7 [ 5]ꢀ 黄庆享,黄克军,赵萌烨. 浅埋煤层群大采高采场初次来压顶 板结构及支架载荷研究[ J]. 采矿与安全工程学报,2018,35 平均 4 ꢀ 结ꢀ 论 ( 5):940-944. ( 1) 初次来压时,上下2关键层间的岩层产生 ( 收稿日期 2019-06-16ꢀ 责任编辑ꢀ 徐志宏) ꢂꢂꢂꢂꢂꢂꢂꢂꢂꢂꢂꢂꢂꢂꢂꢂꢂꢂꢂꢂꢂꢂꢂꢂꢂꢂꢂꢂꢂꢂꢂꢂꢂꢂꢂꢂꢂꢂꢂꢂꢂꢂꢂꢂꢂꢂꢂ ( 上接第 60 页) 3ꢀ 结ꢀ 语 φ ö , 2 ø 根据以上顺槽巷道布置及计算,可以认为沿空 1 2 2 æ E = 2 γH tan 45 - (1) 留巷能够确保煤矿安全生产的需要。 采用沿空留巷 技术以后,取消或回收了相邻工作面间的护巷煤柱, 实现了无煤柱开采,提高了资源回收率,缓解了矿井 采掘衔接矛盾,最大限度地开发和利用了有限的煤 炭资源;实现了采煤工作面两进一回 Y 型通风,消 除了回风上隅角瓦斯积聚,从根源上改善了矿井安 全生产环境。 a è 式中,Ea 为矸石对巷旁支护的侧压力;γ 为松散矸 3 石的重度,取 18 kN/ m ;H 为散落矸石的高度,取 2 倍的有效采高,即 11 m;φ 为散落矸石的内摩擦角, 取 45°。 代入数据计算可得,矸石对柔模混凝土墙体侧 向压力为 参ꢀ 考ꢀ 文ꢀ 献 1 × 18 × 11 tan 45° - 425°øö = 236. 8 kN/ m . 2 2 æ Ea = 2 è [ [ [ 1]ꢀ 冯ꢀ 敏. 无煤柱开采技术发展现状及研究方向[J]. 现代矿业, 019(4):65-69. 2 ꢀ ꢀ 由于工作面为静水平开采,因此墙体抗滑稳定 性验算如下式所示: Ka = μ(G + N) 2]ꢀ 孙珍平,李ꢀ 杰. 特厚煤层大采高综放面“远场”瓦斯治理技术 研究[J]. 煤炭工程,2018,50(3):67-70. 3]ꢀ 韩锦勇,张军鹏,姚世杰,等. 鹿台山矿沿空留巷围岩变形规律 分析及补强支护设计[J]. 现代矿业,2019(4):175-177. , (2) Ea 式中,Ka 为抗滑安全系数;G 为墙体自重力,107. 5 kN/ m;N 为沿空留巷顶板压力,取顶板充分垮落后 形成的压力,4 172 kN/ m;μ 为底板与墙体间的摩擦 系数,取 0. 3。 [4]ꢀ 范德源,刘学生,谭云亮,等. 深井中等稳定顶板沿空留巷锚注 切顶支护技术研究[J]. 煤炭科学技术,2019,47(5):107-112. [ 5]ꢀ 曹其嘉,陈ꢀ 勇,张建超,等. 沿空留巷耦合承载围岩动态迭加 支护技术[J]. 煤矿安全,2019,50(5):95-99. [6]ꢀ 杨福禹,张振扬,任振群,等. 沿空留巷巷旁支护体最优宽度研 究[J]. 中国煤炭,2019,45(5):46-49,58. Ka = ( 107. 5 + 4 172) × 0. 3 = 5. 4 > 1. 6 . [ 7]ꢀ 侯定贵,杨晓杰,王嘉敏. 巷道围岩失稳监测技术及应用[ J]. 采矿与安全工程学报,2019,36(1):122-130. 2 36. 8 ꢀ ꢀ 根据“重力式挡土墙设计规范” 等我国相关标 [ 8]ꢀ 孙珍平. 渗流作用下巷道围岩稳定性分析研究[D]. 淮南:安 徽理工大学,2013. 准规范可以看出,当抗滑系数在 1. 6 以上时,可以认 定该墙体能有效满足抗滑作用力要求,具有较好的 稳定性,因此可认为墙体满足抗滑要求。 ( 收稿日期 2019-06-26ꢀ 责任编辑ꢀ 徐志宏) 7 0
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