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峰丛地貌浅埋煤层工作面覆岩移动规律研究∗

2018-05-30郭建达韩连昌鄢朝兴

采矿技术 2018年3期
关键词:矿压阻力顶板

郭建达,韩连昌,田 燚,鄢朝兴

(贵州大学 矿业学院, 贵州 贵阳 550025)

0 引 言

浅埋煤层广泛赋存于我国西部地区,已探明的该种煤层主要分为两类,分别赋存于陕西、内蒙古为代表的西北沙漠地区和西南地区云贵川等省份的山区,第一类对应地表地形平缓、基岩较薄、表土层为厚松散沙土层,如神府、东胜煤田等;第二类煤层对应地表地形为起伏较大的峰丛地貌,薄松散层较厚基岩、煤层埋深变化强烈是其典型赋存特征[1G3].

国内外专家学者对浅埋煤层开采工作面顶板破断特征、支护阻力确定、突水溃沙防治及采动引发地表开裂塌陷等方面进行了卓有成效的研究:黄庆享教授等[2,4G5]在浅埋煤层综采工作面实测结果和实验模拟的基础上,分析得出基本顶初次来压时关键层呈现非对称性破断,提出了关键层的非对称三铰拱结构.石平五、钱鸣高、侯忠杰教授等[6G7]经大量观测和模拟实验得出顶板破断的主要形式是整体切落,并指出提高支架初撑力和及时充填采空区是控制顶板的有效方法.刘国磊等[8G9]以发耳矿为研究对象,得出山地浅埋煤层推进过程中基本顶更易发生滑落失稳,且初次破断具有不对称性.由于煤层对应地表地形地貌差异较大,上述研究结果不能很好地指导峰丛地貌下浅埋煤层开采的顶板控制和支架选型.

现场实测结果表明:由于峰丛地貌浅埋煤层上覆岩层遭到开采扰动及侵蚀后较难形成稳定的砌体梁结构,工作面来压异常强烈,常伴随顶板破断切冒、煤壁片帮、巷道支架压死及其他设备损坏等矿压灾害的产生.为此,本文以贵州省发耳矿区3井区1306工作面现场开采条件作为工程背景,探索峰丛地貌浅埋煤层工作面开采覆岩运动结构特征和矿压显现规律,研究工作面液压支架合理工作阻力确定的方法,以防止各类矿压灾害的产生,指导矿井的安全高效生产.

1 现场地质概况

发耳煤矿属山东兖州矿业集团子公司贵州能化公司所辖,坐落于贵州省水城南部,距市区约70 k m,矿区内地形跌宕起伏,切割强烈,属于构造侵蚀而成的高中山地貌.海拔最高处与最低处分别是杨家岩地区和北盘江河床,最大高差1015.60 m;一般相对高差300~400 m.1306工作面位于发耳井田三井区中部,工作面走向长490 m,倾向长65.4 m.工作面地表地形起伏情况如图1所示.

所采煤层平均倾角12°,厚度为0.3~2.3 m,平均1.9 m.老顶为泥质粉砂岩,平均厚度13.9 m.直接顶为粉砂质泥岩,平均厚度6.2 m.直接底为泥质粉砂岩,平均厚度4.5 m.工作面煤层埋藏深度较浅,大部分集中于40~217 m以内的浅部,对应地表地形主要为峰丛地貌,工作面在靠近开切眼处对应地形地势十分陡峭.该煤层综合柱状图如图2所示.

图1 1306工作面地表地形

图2 煤岩综合柱状图

2 峰丛地貌浅埋煤层开采覆岩移动规律

2.1 工作面矿压显现规律

根据对1306工作面现场勘测发现:由于煤层埋深较浅,工作面推进过程中矿压显现异常剧烈,出现顶板大面积切冒,支架压死等情况,对应地表产生裂隙与坍塌,在推进至峰丛地貌谷沟段时表现尤为明显,这给工作面的安全高效开采带来了巨大隐患.

根据浅埋煤层工作面开采周期来压顶板结构稳定性分析结果可知[1,4],峰丛地貌浅埋煤层工作面来压期间基本顶失稳形式主要是滑落失稳.峰丛地貌浅埋煤层开采时,特别是工作面背向沟谷推进过程中,由于山地坡体临空面的存在,岩体间除存在垂向载荷外,还有水平方向作用力,不同方向应力相互叠加影响导致上覆岩层产生水平位移,坡体表面开裂,破断块体之间的塑性铰接区无法产生足够的摩擦力,从而形成易失稳的多边块铰接结构,导致基本顶产生滑落失稳,如图3所示.

图3 基本顶的滑落失稳

此时顶板垮落后,在煤壁和支架的共同支撑下呈悬臂梁结构,一旦其端部发生断裂,将产生回转运动,所有重量将全部加载在支架上,为防止基本顶结构发生滑落失稳,此时必须加大支架所提供的支撑力.支架与顶板结构共同维持顶板的稳定,基本顶滑落失稳形成的压力主要由支架承受,支架处于最危险的“给定载荷”状态[1,10].

工作面初次来压时基本顶结构受到破环,岩块产生断裂,基本顶岩块触矸后相比触矸前所需支护阻力小很多,按岩块触矸前状态考虑,得到工作面初次来压期间防止顶板结构发生滑落失稳所需支护阻力Pm0为[1,3,11]:

式中,lk为控顶距长度;b为支架宽度;γ,γ1,γ2分别为基本顶、载荷层、直接顶岩石容重;K为岩块长度之比;i为块度(岩块厚度/长度);α为坡体倾斜角度;θ2为回转角;h为基本顶厚度,h′载荷层厚度;L2为关键块体长度;KG0为按太沙基土压力计算原理近似估算的载荷传递系数,KG0=Kr0Kt0,Kr0与Kt0分别为载荷传递岩性因子与时间因子.

式中,λ为载荷层侧应力系数,h1为载荷层高度.

工作面周期来压时,按控制顶板结构不发生滑落失稳考虑,得到所需的支护阻力Pm为:

式中,θ′2max为岩块Ⅱ最大回转角;P02为作用于关键块的载荷,P02=h L2γ+KG(h′1+1/2 L2tanα)L2γ1,k= (2 q′+q2)/[3(q′ +q2)].Pm主要指支架提供的有效支护阻力,还需要将支架支护效率μ考虑在内.因此,工作面支架的工作阻力为:

将顶板初次来压和周期来压的计算结果进行比较,参考最大值指导工作面支架的选型.

2.2 数值模拟分析

2.2.1 模型建立及参数设置

为研究峰丛地貌浅埋煤层开采上覆岩层移动和煤层顶板破坏规律,利用FLAC3D有限元分析软件建立了数值计算模型.模型总长600 m,非地表起伏部分高度为110 m,峰丛高度为110 m.根据工作面推进方向与地表地形对应情况,将开采阶段依次分为向谷段开采、谷底段开采、背谷段开采.根据现场测试结果,1306工作面上覆岩层及该煤层物理力学参数见表1.

表1 煤岩体物理力学参数

2.2.2 开挖过程中模型垂直应力与垂向位移分析

工作面推进至谷沟段上覆岩层垂直应力分布如图4所示.

图4 开采过程中垂直应力变化

由图4可知:工作面推进过程中,在煤层及上覆岩层前方出现应力集中,煤壁压力较大.上覆岩层的支撑压力分布受峰丛地貌地表起伏影响明显,呈与地表起伏变化相一致的现象.且矿压显现剧烈程度呈现“背谷段>向谷段>谷底段”的特征.

随工作面推进上覆岩层垂直位移量和垂直应力分布如图5所示.由图5可知:当工作面由向谷段向谷底段推进时,支架压力和覆岩下沉量逐渐减小;随着工作面的继续推进,支架支护阻力和覆岩下沉量在工作面由谷底段进入背谷段时,呈现逐渐增加的趋势;而向谷段数值整体低于背谷段.由此可知工作面开采过谷沟段过程中,背谷段相比向谷段与谷底段需要提供更大支护阻力才能保证顶板结构稳定,因此工作面支架选型需将背谷段作为主要参考,加强此段矿压检测预报和工作面支护.

图5 工作面垂直位移量和垂直应力分布

3 现场实测

在1306工作面开采期间,采用额定工作阻力33.5 MPa的ZY340/12/28型液压支架和ZYG 3400/13/32型排头支架进行支护,采用KBJ-60Ⅲ-1矿用数字单体支柱阻力计分别对工作面上、中、下3个区域的支护阻力进行监测.图6为开采期间中部8#液压支架工作阻力变化曲线.

图6 过峰丛地貌开采工作面支架工作阻力曲线

现场实测数据分析表明:

(1)工作面初次来压与周期来压期间,矿压显现剧烈程度呈现中部最强,下部稍弱,上部最弱的变化趋势.

(2)背谷开采阶段顶板平均来压步距为25.66 m,向谷开采阶段平均来压步距为30.14 m,背谷段来压步距明显小于向谷段.

(3)工作面经过峰丛地貌开采时,总体平均工作阻力为23.64 MPa,向谷段、谷底段、背谷段平均工作阻力分别为23.88,22.52,24.35 MPa.支架工作阻力变化趋势与地表起伏情况对应明显,呈现“背谷段>向谷段>谷底段”特点分布,与数值模拟结果相一致.工作面初次来压和周期来压时,支架最大工作阻力大幅增加,多次超过其额定工作阻力33.5 MPa,支架安全阀多次开启,与理论分析结论相互验证一致.

峰丛地貌下工作面推进期间,未发生冒顶和支架压死等现象,说明在工作面支架选型时,结合理论分析与数值模拟结果,将峰丛地貌对顶板载荷分布影响特别是背谷段开采作为重要参考是合理的.

4 结 论

(1)基于峰丛地貌浅埋煤层工作面上覆岩层矿压显现规律和顶板破断特征的分析,结合发耳矿区1306工作面浅埋煤层地质条件,建立了峰丛地貌下浅埋煤层开采基本顶来压期间“支架-围岩”相互作用关系模型.计算得出控制初次来压和周期来压顶板结构滑落失稳的支护阻力,并对“支架-围岩”相互作用关系进行了分析.

(2)采用FLAC3D数值模拟软件分析了工作面过山地沟谷段时煤岩体垂向应力和垂直位移量的变化规律,得出了矿压显现剧烈程度呈现“背谷段>向谷段>谷底段”的特征,应将背谷段开采作为确定支架合理工作阻力的主要参考依据.

[1] 黄庆享.浅埋煤层长壁开采顶板结构及岩层控制研究[M].徐州:中国矿业大学出版社,2000.

[2] 黄庆享.浅埋煤层的矿压特征与浅埋煤层定义[J].岩石力学与工程学报,2002,21(8):1174G1177.

[3] 王旭锋.冲沟发育矿区浅埋煤层采动坡体活动机理及其控制研究[D].徐州:中国矿业大学,2009.

[4] 黄庆享.浅埋煤层长壁开采顶板结构理论与支护阻力确定[J].矿山压力与顶板管理,2002,19(1):70G72.

[5] 黄庆享,胡火明,刘玉卫,等.浅埋煤层工作面液压支架工作阻力的确定[J].采矿与安全工程学报,2002,6(3):304G307.

[6] 钱鸣高,石平五.矿山压力及其控制[M].徐州:中国矿业大学出版社,2003.

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