宋要斌 郭 巍 趙志云 趙利鼎
(呂梁學院礦業工程系,山西省呂梁市,033000)
★ 煤炭科技·開拓與開采★
房柱采空區下長壁綜采覆巖活動規律和支架承載研究
宋要斌 郭 巍 趙志云 趙利鼎
(呂梁學院礦業工程系,山西省呂梁市,033000)
為研究房柱采空區下近距離煤層長壁采場覆巖活動規律和支架合理選型,采用數值模擬和理論分析方法,建立房柱采空區下綜采采場煤巖體力學模型,得到采場覆巖垮落特征、應力場分布和支架合理支護強度,結合大進龍溝礦生產技術條件,提出合理支架型號和圍巖控制措施。研究表明,受煤房、煤柱尺寸影響,斷裂步距和失穩方式發生變化;垂直應力分布及峰值點大小、位置與遺留煤柱分布特征相關,呈現非均布狀態;支架支護強度為1.31 MPa時,選擇ZFY12500/25/39D型綜采液壓支架,工作面安全性較好。
房柱式采空區 數值模擬 覆巖活動 應力場分布 合理支架選型
房柱式采煤法具有布置靈活、支護簡單和設備投資少的優點,曾廣泛應用于淺埋深煤層和不規則煤層開采。房柱采空區內未垮落頂板和煤柱的穩定性對下部工作面礦壓顯現有重大影響,研究表明,煤柱的應力影響深度達到20 m,集中系數達到1.3。受下部近距離煤層開采影響,遺留煤柱出現剪切破壞,上部基本頂破斷、運動釋放大量能量作用于下煤層工作面。
大進龍溝礦2-3煤層穩定性差,為局部可采的中厚煤層,無法布置規則長壁工作面,已采用房柱式開采完畢。井田內3-2煤層位于2-3煤層下方,為該礦主采煤層,布置的3301和3302工作面位于2-3煤層房柱采空區下方,面臨較大的開采風險。本文采用數值模擬方法,分析不同頂板結構下部煤層開采采場覆巖活動規律和應力場分布,為工作面支護強度的確定和圍巖控制指導提供依據。
采用UDEC模擬軟件建立采場模型,確定模型尺寸為70 m×130 m(高×長),其中長度方向邊界各留20 m煤柱,工作面實際推進長度90 m。模型采用摩爾—庫倫準則,節理采用節理面接觸—庫倫滑移準則。
根據工作面的實際賦存條件,模型邊界條件如下:在模型上邊界施加均布載荷q=1.005 MPa;模型下部邊界為固定—鉸支座;x方向為固定—鉸支座。
為分析2-3煤層房柱式開采對3-2煤層影響,提出以下模擬方案:(1)2-3煤層整層開采;(2)2-3煤層房柱式開采,煤房8 m、煤柱8 m;(3)2-3煤層房柱式開采,煤房6 m、煤柱6 m,如圖1所示。
根據UDEC模型的特點以及該礦生產實際(綜采工作面每天完成12個生產循環,循環進尺為0.8 m,共推進9.6 m,取10 m),確定開挖步距為5 m,共推進90 m。
按照模擬方案完成2-3煤層回采,平衡后開挖3-2煤層,得到如下采場頂板活動特征。

圖1 模擬方案

圖2 模擬方案1的3-2煤層開采采場頂板活動
模擬方案1的3-2煤層開采采場頂板活動情況如圖2所示。由圖2可知,2-3煤層整層回采后,3-2煤層工作面自開切眼推進32 m,粉砂巖頂板大幅離層下沉,發生垮落破壞;推進45 m時,基本頂初次破斷后發生滑落失穩,3-2煤層開采影響通過巖層傳遞至2-3煤層;推進53 m時,基本頂發生周期性破斷,工作面頂板破壞范圍向上擴展與2-3煤層采空區溝通,2-3煤層基本頂活化發生大面積下沉回轉,同時影響下部煤層頂板運移。
模擬方案2的3-2煤層開采采場頂板活動情況如圖3所示。由圖3可知,2-3煤層房柱式開采后在采空區遺留寬度8 m的煤柱,當3-2煤層工作面推進35 m時,粉砂巖直接頂板垮落失穩;推進50 m時,基本頂破斷后滑落失穩,破斷位置位于殘留煤柱下方,失穩方式為滑落失穩;推進60 m時,基本頂周期性破斷發生回轉失穩,此時破斷位于殘留煤柱間采空區下方。由此可見,房柱采空區影響基本頂運動方式和來壓步距,作用于支架礦壓顯現和圍巖控制。

圖3 模擬方案2的3-2煤層開采采場頂板活動

圖4 模擬方案3的3-2煤層開采采場頂板活動
模擬方案3的3-2煤層開采采場頂板活動情況如圖4所示。由圖4可知,房柱采空區遺留6 m煤柱,工作面推進35 m時粉砂巖直接頂垮落;推進47 m時,工作面位于煤柱下方,基本頂初次破斷后滑落失穩;推進到55 m時,工作面位于煤柱間采空區下方,基本頂周期破斷后發生回轉失穩。房柱式中煤柱和煤柱間采空區對下部煤層開采影響不同,煤柱下方基本頂易滑落失穩,煤柱間采空區下方基本頂發生回轉失穩。
綜合圖2、圖3和圖4可知,煤柱采空區下工作面礦壓顯現明顯不同于長壁采空區下開采,初次來壓和周期來壓步距變大。房柱采空區下開采基本頂破斷受遺留煤柱影響,出現滑落失穩和回轉失穩,工作面液壓支架受沖擊影響,可能出現載荷急劇增大現象。
不同方案的淺埋深煤層開采應力場分布如圖5所示。0 m測線表示工作面超前支承壓力的分布情況,煤層上方25 m的測線表示2-3煤層底板內的應力分布情況。由圖5可知,采場不同層位應力分布差異較大。由圖5(a)可以看出,距3-2煤層頂板較近的0 m、1.5 m測線測點垂直應力從煤壁向前方增大,到達峰值后減小趨于原巖應力,分布規律基本一致;靠近2-3采空區的8 m、19 m和25 m測線測點垂直應力分布及峰值點大小、位置與遺留煤柱分布特征相關,呈現W型分布規律;殘留煤柱密度越大,支承壓力的波動越頻繁。

圖5 淺埋煤層開采應力場分布
由圖5(b)可以看出,在2-3煤層長壁采空區下開采時,煤層上方0 m、1.5 m、8 m和19 m測線采場垂直應力分布一致,應力峰值范圍為5~8 MPa,峰值點距工作面約10 m;25 m測線受2-3煤層采空區影響明顯,垂直應力峰值和峰值點距離分別為23 MPa和12 m。在2-3煤層房柱采空區下(煤房8 m、煤柱8 m)開采時,垂直應力在進入煤柱時逐漸減小處于低應力,在出煤柱時應力急劇增大并達到峰值2.8 MPa。由圖5(c)可以看出,在2-3煤層房柱采空區下(煤房6 m、煤柱6 m)開采時,垂直應力變化與煤柱位置呈現相關,峰值為2.5 MPa,且峰值點與工作面距離變小。
由圖5可知,房柱采空區下開采工作面過煤柱時應力急劇增大并達到峰值,采場應力傳遞至工作面,表征為工作面壓力急劇增大,部分應力以能量形式釋放,引起工作面壓架等強礦壓顯現。因此,基于頂板巖層破斷結構和應力分布特征,工作面支護強度及支架選型應以平衡頂板載荷為目的。
由數值模擬分析可知,基本頂巖層結構及穩定性是決定工作面礦壓顯現和支架強度的關鍵,基本頂巖塊周期滑落失穩結構模型如圖6所示,工作面頂板關鍵巖塊B、C形成了短砌體梁結構,滑落失穩時工作面處于危險狀態。

圖6 基本頂巖塊周期滑落失穩結構模型

圖7 關鍵塊平衡受力圖
關鍵巖塊的結構力學模型分析如圖7所示。關鍵巖塊的水平推力計算過程如下:
w=M-(Kp-1)∑h
(1)
式中:w——關鍵巖塊回轉后的下沉量,m;
M——工作面采高,m;
Kp——直接頂的碎脹系數;
∑h——直接頂厚度,取7.44 m。
對關鍵塊B取∑MA=0可得:

(2)
式中:T——關鍵巖塊的水平推力,kN;
h——關鍵塊厚度,m;
a——巖塊端角擠壓接觸面高度,m;
φ——巖塊間摩擦角, °;
l——基本頂周期來壓步距,m;
Q1——B、C塊上覆傳遞載荷,kN。
得到:

(3)
根據巖塊回轉的幾何關系,巖塊端角擠壓接觸面高度近似為:

(4)
式中:θ——巖塊回轉角, °。
由圖7可知,巖塊達到最大回轉角時有:

(5)
式中:θmax——巖塊最大回轉角, °。
將式(3)、式(4)代入式(5)得到關鍵巖塊的水平推力為:

(6)
式中:i——斷裂巖塊的塊度,取0.52;
tanφ——巖塊間摩擦系數,取0.36。
關鍵巖塊不發生滑落失穩在煤壁出所需的支撐力:

(7)
式中:RA——關鍵巖塊不發生滑落失穩在煤壁處所需的支撐力,kN。
當θ=θmax時,有:

(8)
將相關值代入式(8)可得:
RA≥0.64Q1
(9)
關鍵巖塊上的載荷包括:關鍵巖塊自身的重量及其上巖層和土層傳遞到關鍵巖塊的重量,即:
Q1=Qzg+Qsh=hlchρg+kGh1lchρ1g
(10)
式中:Qzg——關鍵巖塊上自身的重量,kN;
Qsh——關鍵巖塊之上巖層和土層傳遞重量,kN;
lch——斷裂巖塊長度,即基本頂周期來壓步距,取11 m;
h——斷裂巖塊厚度,即基本頂厚度,取5.76 m;
h1——巖層載荷與土層載荷層厚度,巖層載荷層厚度69.6 m,土層載荷厚度為4.2 m;
ρg——關鍵巖塊體積力,取25 kN/m3;
ρ1——巖層載荷層體積力,取25 kN/m3;土層載荷層體積力,20 kN/m3;
kG——載荷層傳遞系數,與載荷層性質、斷裂角有關。
根據太沙基壓力計算原理,可得載荷傳遞系數kG:
kG=krkt
(11)
式中:kr——與老頂巖塊長度及載荷層巖性有關的載荷傳遞巖性因子;
kt——載荷傳遞的時間因子,在長時間狀態下kt取=1。

(12)
式中:h——載荷層厚度,取73.8 m;
λ——載荷層側壓系數,λ=1-sinφ。
則式(12)可轉化為:

(13)
將各數值代入式(13),得kG=0.187。
將相關參數代入式(10)可得Q1為5850 kN,并代入式(9)得RA為3765 kN。
支架合理支護強度為直接頂重量和關鍵巖塊傳遞載荷之和與控頂距的比值,即:

(14)
式中:Qzh——直接頂重量,kN;
Lk——控頂距長度,m,取值范圍為4.68~5.48 m。
將相關值代入式(14),可得工作面支架合理的支護強度為p=0.82~0.93 MPa。應力集中系數取1.35,則房柱采空區下工作面合理的支護強度p房柱為1.15~1.31 MPa。
取支護強度1.31 MPa,選擇ZFY12500/25/39D型綜采液壓支架。為確保3-2煤層安全高效回采,結合上述研究結果,同時提出以下控制措施:釋放遺留煤柱應力,采取爆破、水壓松動煤柱;控制工作面推進速度,適當加快推進和停采讓壓;提高采場頂板支撐能力,房柱采空區地面鉆孔注漿、注砂和下部工作面適當降低采高等。
(1)房柱采空區下長壁綜采,基本頂受煤房、煤柱尺寸影響斷裂步距和失穩方式發生變化,煤柱寬度越大,來壓步距越大;煤柱下方基本頂易滑落失穩,煤柱間采空區下方基本頂發生回轉失穩。
(2)垂直應力分布及峰值點大小、位置與遺留煤柱分布特征相關,在進入煤柱時逐漸減小處于低應力,在出煤柱時應力急劇增大并達到峰值,呈現非均布狀態。
(3)建立房柱采空區下長壁綜采頂板力學模型,得到支架合理支護強度,進行支架合理選型。
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Researchonmovementpatternandsupportloadinginfullymechanizedlongwallminingfacebeneathgobofroom-pillarmining
Song Yaobin, Guo Wei, Zhao Zhiyun, Zhao Liding
(Department of Mining Engineering, Lvliang University, Lvliang, Shanxi 033000, China)
In order to study the law of overlying rock strata and the reasonable selection of suport for longwall mining field of close distance coal seams beneath gobs of room-pillar mining, the numerical simulation and theoretical analysis method were used to establish the coal mechanics model, and the characteristics of the overlying rock strata collapse, the stress field distribution and the reasonable support strength were obtained. The reasonable support model and surrounding rock control measures were put forward according to the technical production conditions of the Dajinlonggou Mine. The results showed that the step size and the failure mode were changed by the size of coal room and coal pillar. The vertical stress distribution, the peak point size and position were related to the distribution characteristics of remaining coal pillars, and the non-uniform status was presented. When the support strength was 1.31 MPa, the ZFY12500/25/39D fully mechanized hydraulic support was selected and the production safety of work face was improved.
gob of room-pillar mining, numerical simulation, overlying rock strata movement, stress field distribution, reasonable support selection
宋要斌,郭巍,趙志云等. 房柱采空區下長壁綜采覆巖活動規律和支架承載研究 [J]. 中國煤炭,2017,43(12):91-95.
Song Yaobin, Guo Wei, Zhao Zhiyun, et al. Research on movement pattern and support loading in fully mechanized longwall mining face beneath gob of room-pillar mining [J]. China Coal,2017,43(12):91-95.
TD325
A
宋要斌(1967-),男,山西文水人,講師,主要從事礦山壓力與巖層控制方面的研究工作。
(責任編輯 陶 賽)