近距離煤層采空區下工作面覆巖結構特征研究

李　忠

(西山煤電集團公司 西銘礦，山西　太原　030053)

對于工作面覆巖結構的研究，現有成果主要是針對單一煤層的開采，而對于近距離煤層，由于上煤層開采后，頂底板的結構和特性受到采動影響而發生改變，因此下煤層開采時的礦壓特征與單一煤層相比有著一定的區別。本文以西銘礦實際地質情況為工程背景，通過理論分析和數值模擬的方法，對上煤層開采后覆巖運動特征和底板破壞情況做分析研究，并對下煤層工作面支架阻力進行合理推算，為礦井安全開采奠定基礎。

1　工作面概況

西銘礦是西山煤電集團的主力礦井，43108工作面位于西十一采區，主采3#煤層，煤層厚度為1.30～2.80 m，平均2.37 m，煤層傾角為2°～8°，平均5°，煤層埋深約220 m.

工作面上覆2#煤層采空區，2#煤層厚度為1.65～2.40 m，平均2.0 m，上下煤層間距為9～17 m，平均12 m.其主要巖層綜合柱狀圖見圖1.

圖1　綜合巖層柱狀圖

2　覆巖結構分析

2.1　上煤層開采覆巖破壞情況

隨著2#煤層的開采，其覆巖結構會發生一定改變，根據經驗公式，2#煤層的垮落帶高度為：

(1)

式中：

Hm—垮落帶高度，m；

M—煤層厚度，m，取2.0；

Kp—巖層碎漲系數，取1.2.

將數據代入式(1)，得2#煤層垮落帶高度為10 m.

煤層開采后，其裂隙帶高度可由式(2)表示：

(2)

式中：

Hl—裂隙帶高度，m.

將數據代入式(2)，可得2#煤層的裂隙帶高度為23.81～35.01 m.

2.2　上煤層底板破壞深度

隨著2#煤層的開采，會對其底板造成一定的損傷破壞，嚴重影響3#煤層的正常開采，根據彈塑性理論，底板最大破壞深度為：

(3)

式中：

Dmax——底板破壞最大深度，m；

γ—巖層容重，kN/m3，取25;

H—埋深，m，取208；

L—工作面長度，mm，取200；

Rc—單軸抗壓強度，MPa，取35.

將數據代入式(3)，可得2#煤層的底板破壞最大深度為1.73 m，而上下煤層間距平均為12 m，大于最大破壞深度，故3#煤層開采時，只有部分老頂受到破壞。

2.3　下煤層覆巖結構分析

3#煤層頂板的垮落高度也可由式(1)求得，取煤層厚度M為2.37 m，碎漲系數KP為1.2，則3#煤層垮落高度為11.85 m，層間巖層厚度平均為12 m，剩余完整部分厚度過小，難以形成平衡結構。因此，3#煤層工作面支架所受壓力為層間巖層和上煤層采空區垮落矸石重量之和，其結構模型見圖2.

圖2　下煤層覆巖結構圖

3　數值模擬

3.1　建立模型

根據圖1及礦井實際地質資料，利用FLAC3D數值模擬軟件，建立數值模型，見圖3.

圖3　數值模型圖

如圖3，模型采用Mohr-Coulomb材料模型，長200 m×寬250 m×高50 m，模型底部固支，四周設置水平位移，頂部施加應力模擬上部載荷。利用數值模擬結果，對近距離煤層礦壓顯現規律進行研究。

3.2　上煤層開采的礦壓規律

首先，對2#煤層進行開挖，每次推進1 m，記錄工作面塑性破壞區圖，見圖4.

圖4　上煤層開采后塑性破壞區圖

為方便觀察，將剪切破壞區域全部用淺色表示，拉伸破壞區域全部用深色表示。由圖4可以看出，覆巖塑性區呈“馬鞍形”分布，拉伸破壞區域即為頂板垮落范圍，距2#煤層約9.5 m，剪切破壞區域即為導水裂隙帶范圍，距2#煤層約31 m. 結果與理論計算結果十分接近，進一步驗證了理論計算的準確性。

3.3　下煤層開采的礦壓規律

開采3#煤層之前，改變2#煤層采空區材料特征，模擬矸石對頂板的支撐作用，然后對3#煤層進行開挖，記錄塑性破壞區圖，見圖5.

圖5　下煤層開采后塑性破壞區圖

由圖5可以看出，下煤層開采后，其冒落巖層貫通上煤層的采空區，但上煤層的覆巖破壞范圍未發生明顯改變。說明下煤層開采后，頂板破壞高度即為層間巖層的厚度，未造成上煤層垮落帶的進一步擴大，進一步驗證了圖2所示的結構模型。

4　下煤層支架阻力的確定

對于下煤層的開采，合理支架阻力的選擇也十分重要，下面通過3種不同的計算方法，確定合理的支架阻力。

4.1　理論計算

1) 根據經驗公式。

根據經驗公式，一般的，工作面支護強度可由式(4)表示：

p=nHzγ

(4)

式中：

p—支架支護強度，kN/m2；

n—增載系數，一般取2；

Hz—直接頂厚度，m，取12.

將數據代入，可得支架支護強度為600 kN/m2.

根據支護強度，可得支架工作阻力為：

Q=p(b+L)B/η

(5)

式中：

Q—支架工作阻力，kN；

b—端面距，m，取0.34；

L—頂梁長度，m，取3.89；

B—支架中心距，m，取1.5；

η—支架效率，取0.98.

將數據代入，可得支架工作阻力為3 884.7 kN.

2) 根據結構模型。

通過前面的分析，可知下煤層覆巖結構模型如圖2所示，下煤層支架阻力應為層間巖層與上覆采空區垮落巖層重量之和，則支架的工作阻力可由下式表示：

Q=KsBLz(Hm1+hcj)γ

(6)

式中：

Hm1—上煤層冒落高度，m，取10；

hcj—層間巖層厚度，m，取12；

Lz—支架控頂距，m，取4.24；

Ks—安全系數，取1.2.

將數據代入，可得支架的工作阻力為4 197.6 kN.

3) 根據頂板分類。

支架工作阻力的大小與基本頂的級別有一定的關系。基本頂的分級可以由直接頂充填系數N來表示，對于43108工作面，其直接頂充填系數為：

(7)

式中：

Hc—下煤層垮落矸石的厚度，為層間巖層與上煤層冒落高度之和，m，取22；

M2—下煤層厚度，m，取2.37.

將數據代入式(7)，可得充填系數N=9.28，依據基本頂分類標準，屬于I 級來壓不明顯頂板。

基本頂級別與額定支護強度下限之間的關系見表1.

表 1　支護強度與基本頂級別的關系表

由表1可知，下煤層采高為2.37 m，則其額定支護強度下限約為pe=464 kPa. 根據其支護強度，得到支架工作阻力為：

Q=KsBLzpe

式中符號含義與前面相同，代入數據，可得支架工作阻力為3 541.2 kN.

4.2　確定合理的支架阻力

通過前面的計算，可以看出3種計算方法所得支架工作阻力差別不大，為確定最為合理的支架阻力，可取3個結果的平均值，為：

因此，可以確定支架的工作阻力最小應為3 874.5 kN.

5　結　論

根據西銘礦43108工作面的實際地質情況，通過理論分析和數值模擬，得到以下結論：

1) 對2#煤層和3#煤層的頂底板破壞范圍進行理論計算，并依據計算結果，構建下煤層的覆巖結構模型。

2) 通過對數值模擬結果的分析，得到2#煤層的垮落帶高裂隙帶的高度分別為9.5 m和31 m，驗證了理論計算的結果，通過分析3#煤層開采時的覆巖結構變化，驗證了構建的結構模型。

3) 利用3種不同方法，對3#煤層工作面支架工作阻力進行計算，得出支架阻力應大于3 874.5 kN，為工作面的安全生產奠定基礎。

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