肖福坤， 劉 剛， 樊慧強(qiáng)， 孟 鑫

(黑龍江科技學(xué)院 黑龍江省煤礦深部開采地壓控制與瓦斯治理重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室，哈爾濱 150027)

東海煤礦深部回采工作面礦壓規(guī)律

肖福坤， 劉 剛， 樊慧強(qiáng)， 孟 鑫

(黑龍江科技學(xué)院 黑龍江省煤礦深部開采地壓控制與瓦斯治理重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室，哈爾濱 150027)

為了得到深部回采工作面的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，采用相似模擬、理論分析、數(shù)值模擬與現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè)相結(jié)合的方法，對(duì)東海煤礦32#煤層左九工作面頂板活動(dòng)規(guī)律，上覆巖層移動(dòng)、破壞規(guī)律以及支承壓力的分布規(guī)律進(jìn)行了理論分析與實(shí)踐研究，得出了該工作面頂板活動(dòng)的各項(xiàng)參數(shù)和上覆巖層移動(dòng)、破壞的范圍以及支承壓力的分布變化規(guī)律。研究表明，深部開采工作面隨著采深增加，支承壓力有所增加，支柱載荷也增大，但頂板活動(dòng)規(guī)律、上覆巖層移動(dòng)規(guī)律與淺部開采相比變化不明顯。該結(jié)論為龍煤集團(tuán)同類礦井進(jìn)入深部開采階段采場(chǎng)圍巖控制設(shè)計(jì)提供了參考依據(jù)，對(duì)其他同類礦井具有很好的借鑒作用。

頂板活動(dòng);覆巖移動(dòng)規(guī)律;支承壓力;數(shù)值模擬

0 引言

隨著能源需求量的增加和開采強(qiáng)度的加大，國內(nèi)外煤礦都相繼進(jìn)入深部資源開采狀態(tài)。我國煤礦開采深度以每年8～12 m的速度增加，東部礦井正以每十年100～250 m的速度發(fā)展［1］。在深井條件下，地壓明顯增大，工作面支承壓力分布規(guī)律、礦山壓力顯現(xiàn)、采場(chǎng)及采準(zhǔn)巷道圍巖運(yùn)動(dòng)規(guī)律等都發(fā)生了很大變化。正確認(rèn)識(shí)深部采場(chǎng)的巖層活動(dòng)、支承壓力分布和礦山壓力顯現(xiàn)規(guī)律是采場(chǎng)礦山壓力控制設(shè)計(jì)的依據(jù)，也是深部開采安全生產(chǎn)的保證。國內(nèi)外的相關(guān)學(xué)者在這方面展開了一些卓有成效的研究，取得了一些成果［2－6］，但尚有許多問題需要繼續(xù)深入研究。

雞西礦區(qū)是我國東部老礦區(qū)之一。隨著淺部煤層的開采，該區(qū)東海煤礦已進(jìn)入深部開采階段，其二水平下山32#、35#煤層五采區(qū)四段開采深度已經(jīng)達(dá)到1 050 m。筆者研究了該礦深部礦壓顯現(xiàn)規(guī)律和支承壓力分布規(guī)律，得出東海煤礦32#煤層頂板活動(dòng)各項(xiàng)參數(shù)和上覆巖層“三帶”特征，為其他礦區(qū)深部采場(chǎng)礦山壓力控制設(shè)計(jì)提供依據(jù)。

1 相似模擬

采用一次采全高全部垮落后退式機(jī)械化采煤方法，工作面走向長度400 m。選用MZS1型雙滾筒電牽引采煤機(jī)，總功率150 kW。刮板機(jī)為SGW－150型，功率150 kW。煤層近似水平煤層，煤層傾角為5°～8°，煤層高度為1.36 m。每天檢修時(shí)間定為2 h，每天截割7刀，截深為600 mm，工作面推進(jìn)距離為4.2 m。其煤層頂板情況見圖1，取現(xiàn)場(chǎng)各層巖石樣本，實(shí)驗(yàn)機(jī)測(cè)試參數(shù)，經(jīng)數(shù)據(jù)處理得到各層巖石參數(shù)，見表1。

圖1 32#煤層頂?shù)装逯鶢顖DFig.1 Histogram of roof and floor of 32#seams

模擬回采工作面的頂板位移觀測(cè)點(diǎn)共設(shè)4排。在模擬煤層的老頂?shù)谝环謱由戏?，每? cm設(shè)一個(gè)測(cè)點(diǎn)。上覆巖層的位移測(cè)點(diǎn)布置是，橫向間隔5 cm，縱向間隔20 cm。在模型中間縱向布置一列測(cè)點(diǎn)，縱向間隔3 cm;在模擬煤層的頂板巖層中，布設(shè)20個(gè)壓力傳感器，從開采線開始 (留50 cm邊界煤柱)，到停采線止(剩50 cm邊界煤柱)，橫向間隔20 cm，如圖2所示。

表1 數(shù)值計(jì)算選取參數(shù)Table 1 Selected parameter of numerical computation

圖2 測(cè)線布置Fig.2 Survey line layout

1.1 覆巖垮落及三帶特征

實(shí)驗(yàn)和分析顯示，工作面自開切眼推進(jìn)25.2 m后，直接頂初步垮落;推進(jìn)至34.8 m左右時(shí)，直接頂?shù)诙慰迓?至49.2 m時(shí)，工作面初次來壓，老頂初次垮落，垮落高度達(dá)6.5 m，沒有頂板切落和臺(tái)階下沉現(xiàn)象。

工作面繼續(xù)推進(jìn)至70.8 m時(shí)，頂板出現(xiàn)首次周期來壓。頂板周期來壓步距為21.6～24.0 m，平均周期來壓步距為22.5 m。

頂板垮落后形成“三帶”，即冒落帶、裂隙帶、彎曲下沉帶。冒落帶的高度一般在5.2 m左右，約為采高的3.8倍;裂隙帶高度為30 m，為采高的22.1倍;裂隙帶上邊界至模型頂部均為彎曲下沉帶。

1.2 上覆巖層移動(dòng)

根據(jù)相似模擬實(shí)驗(yàn)巖層位移測(cè)點(diǎn)監(jiān)測(cè)結(jié)果，得出巖層隨開采寬度的沉降變化曲線，如圖3所示，其中，s為下沉量，lm為距開切眼距離?？傮w而言，隨工作面推進(jìn)，上覆巖層沉降是動(dòng)態(tài)變化的，沿工作面走向和沿高度方向沉降范圍逐漸擴(kuò)大。距離煤層頂板較近的上覆巖層，隨采煤工作面推進(jìn)，工作面后方的離層、上覆巖層的下部離層裂隙逐漸閉合。離層裂隙隨工作面推進(jìn)也向前、向上擴(kuò)展。

1.3 支承壓力

根據(jù)壓力傳感器測(cè)得的數(shù)據(jù)，得到的曲線如圖4和圖5所示。由此，可以發(fā)現(xiàn)煤體內(nèi)的支承壓力具有以下規(guī)律:

(1)隨工作面推進(jìn)，每一個(gè)壓力傳感器所顯示的支承壓力均從原始應(yīng)力逐漸上升，而工作面推進(jìn)之后，支承壓力迅速下降，其值遠(yuǎn)小于原始應(yīng)力值，而后隨頂板的垮落和壓實(shí)，支承壓力有所回升，但仍低于原始應(yīng)力值(圖4)。

圖3 不同測(cè)點(diǎn)隨開采寬度的沉降變化曲線Fig.3 Curves of strata sedimentation changes with increment of mining width

圖4 支承壓力變化典型曲線Fig.4 Typical curves of abutment pressure changing

(2)工作面推進(jìn)至一定距離后，支承壓力峰值在工作面煤壁的前方。這表明此時(shí)工作面煤壁已由彈性狀態(tài)進(jìn)入塑性狀態(tài)。

(3)隨工作面推進(jìn)，支承壓力向煤壁前方轉(zhuǎn)移。其影響的范圍隨工作面推進(jìn)逐漸增大，支承壓力的影響范圍約100 m(圖4)。

(4)由圖5可知，采場(chǎng)前方的應(yīng)力分布按大小仍可分為減壓區(qū)、增壓區(qū)和原巖應(yīng)力區(qū)。工作面推進(jìn)距離較近時(shí)沒有完全形成減壓區(qū)，老頂巖層尚未發(fā)生大的斷裂破壞，支承壓力很快達(dá)到原巖應(yīng)力區(qū)。隨著工作面推進(jìn)距離的增加，原巖應(yīng)力區(qū)與工作面距離也逐漸增大，增壓區(qū)的范圍也隨工作面推進(jìn)而增大。增壓區(qū)至原巖應(yīng)力區(qū)的應(yīng)力變化趨于平緩，說明老頂運(yùn)動(dòng)漸趨平穩(wěn)。

圖5 隨工作面推進(jìn)支承壓力變化曲線Fig.5 Curves of abutment pressure changing with working face advanced

2 采場(chǎng)礦壓顯現(xiàn)規(guī)律解析計(jì)算

2.1 初次來壓步距

結(jié)合表1和圖1中相關(guān)參數(shù)，可計(jì)算32#煤層老頂?shù)臉O限跨距［7］:

第一層(粉砂巖)自身的載荷q1為

考慮第二層(中砂巖)對(duì)第一層的作用，則

這說明第二層由于自身強(qiáng)度大、巖層厚，對(duì)第一層載荷不起作用。

第二層(中砂巖)自身的載荷q2為

考慮第三層(細(xì)砂巖)對(duì)第二層的作用，則

計(jì)算第四層(頁巖)，則第二層的載荷為

計(jì)算第五層(頁巖)，則第二層的載荷為

這說明第五層由于自身強(qiáng)度大、巖層厚，對(duì)第二層載荷不起作用。因此第二層巖層所受載荷為320.9 kPa。由于第二層巖層的抗拉強(qiáng)度RT=5.52 MPa，則其極限跨度為

2.2 周期來壓步距

2.3 裂隙高度

由地質(zhì)條件知煤層上覆巖層為中硬巖層。裂隙帶高度的統(tǒng)計(jì)經(jīng)驗(yàn)計(jì)算公式［9］:

計(jì)算得裂隙帶高度為33.3 m。

3 深部開采煤層覆巖活動(dòng)的數(shù)值分析

模型設(shè)置長度為200 m，高度為100 m，劃分為333×148個(gè)單元。數(shù)值計(jì)算模型是以實(shí)際地質(zhì)及開采條件為原形，以水平位移約束作為模型的邊界條件，垂直方向上為底部位移約束，考慮巖體自重應(yīng)力的平面應(yīng)變模型。利用RFPA軟件進(jìn)行數(shù)值模擬。

3.1 覆巖活動(dòng)變化

采場(chǎng)開挖后，工作面推進(jìn)至32.4 m時(shí)直接頂垮落(圖6)。繼續(xù)開挖后，上覆巖層懸露，老頂在重力作用下開始破壞彎曲，推進(jìn)至43.2 m時(shí)老頂出現(xiàn)破壞現(xiàn)象，推進(jìn)至45.6 m時(shí)老頂垮落(圖7a)。推進(jìn)至63.6 m時(shí)老頂?shù)谝淮沃芷诳缏?，垮落高度約為16.7 m(圖7b);工作面推進(jìn)至86.4 m時(shí)，老頂再次周期性垮落(圖7c)。工作面推進(jìn)至117.6 m時(shí)，采空區(qū)上方形成大量裂隙，裂隙高度可達(dá)35 m左右。

圖6 開挖至32.4 m時(shí)直接頂垮落示意Fig.6 Immediate roof caving excavates to 32.4 m

圖7 老頂垮落示意Fig.7 Main roof caving

3.2 巖層應(yīng)力和位移變化

從圖8的上覆巖層破壞過程剪應(yīng)力云圖上可以明顯看出，當(dāng)工作面開挖后便在工作面前后方煤壁產(chǎn)生支承壓應(yīng)力升高區(qū)，在采空區(qū)上方形成呈正三角形的拉應(yīng)力升高區(qū)(卸壓區(qū))。支承壓應(yīng)力升高區(qū)和拉應(yīng)力升高區(qū)范圍隨采空區(qū)范圍增大而增大。

深部煤層回采工作面連續(xù)開采引起的垂直應(yīng)力變化，如圖9所示。

圖8 開挖過程剪應(yīng)力云圖Fig.8 Shear stress nephogram of excavation process

圖9 不同開挖距離時(shí)各單元應(yīng)力狀態(tài)Fig.9 Various element stress state in different excavation distance

由圖9可見，工作面開采后，煤巖體內(nèi)的原始應(yīng)力狀態(tài)受到破壞，發(fā)生應(yīng)力重新分布。采空區(qū)上方巖體重量由前方煤壁和邊界煤柱承擔(dān)，因此在兩側(cè)煤壁的一定范圍內(nèi)產(chǎn)生了應(yīng)力集中現(xiàn)象。煤層上方壓應(yīng)力較未開采時(shí)明顯增大，工作面向前推進(jìn)，前方煤壁一定范圍內(nèi)的支承壓力帶將隨工作面前移而向前移動(dòng)，隨著頂板懸露面積的不斷增大，工作面煤壁前方的支承壓力也不斷增大。隨工作面推進(jìn)，煤壁前方壓應(yīng)力變化不大，邊界煤柱壓應(yīng)力始終高于煤壁前方壓應(yīng)力，采空區(qū)處于減壓區(qū)，增壓區(qū)的范圍隨工作面推進(jìn)而增大，原巖應(yīng)力區(qū)與工作面距離也隨工作面推進(jìn)而增大，這與現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè)和相似模擬結(jié)果相符合。

深部煤層回采工作面連續(xù)開采引起頂板位移變化，如圖10所示。從圖中可以看出，頂板下沉量隨工作面推進(jìn)而增大，頂板巖層沿走向方向移動(dòng)幅度不大，沿垂直方向的頂板移動(dòng)情況與相似模擬接近。

4 32#煤層左九工作面礦壓觀測(cè)

4.1 測(cè)點(diǎn)布置

在工作面的上中下位置共設(shè)置三條測(cè)線，觀測(cè)工作面內(nèi)液壓單體支柱載荷變化情況。移動(dòng)測(cè)點(diǎn)布置在超前順槽約20 m范圍內(nèi)，每隔5 m一個(gè)，觀測(cè)頂板下沉量。

4.2 礦壓顯現(xiàn)特點(diǎn)

觀測(cè)時(shí)間計(jì)30 d，觀測(cè)經(jīng)歷了三次周期來壓，主要來壓特征見圖11。

4.2.1 工作面直接頂?shù)目迓?/p>

工作面直接頂?shù)某醮慰迓湎扔晒ぷ髅嬷胁块_始，然后按工作面上部、下部順序垮落，其平均垮落步距為20 m。同時(shí)，從圖12中可看出，當(dāng)工作面推進(jìn)至33.0～35.0 m時(shí)，頂?shù)装逡平俣扔幸粋€(gè)小峰，標(biāo)志此時(shí)工作面直接頂垮落。

4.2.2 工作面初次來壓

工作面推進(jìn)至45.8 m處，工作面頂板下沉速度達(dá)12.26 mm/h，其中運(yùn)輸巷略小一些，達(dá)到10.84 mm/h，工作面液壓支柱的壓力變化為 2.6 kN/h。此時(shí)，巷道收斂變形100 m及120 m處均發(fā)生大的變化。工作面超前單體支柱的壓力有明顯增大的趨勢(shì)。這說明此時(shí)老頂斷裂，位置在工作面前4～8 m。

4.2.3 工作面第一次周期來壓

初次來壓后，頂板活動(dòng)又趨于平穩(wěn)。當(dāng)工作面推進(jìn)至65.8 m時(shí)，運(yùn)輸巷5 m點(diǎn)及10 m點(diǎn)頂?shù)滓苿?dòng)速度開始增大，峰值分別為12.79和9.64 mm/h;軌道巷5 m和10 m點(diǎn)也幾乎同時(shí)達(dá)到峰值，說明此時(shí)老頂開始斷裂。工作面推進(jìn)至69 m時(shí)，運(yùn)輸巷頂板下沉速度開始回落，軌道巷出現(xiàn)同樣的規(guī)律。

圖10 不同開挖距離時(shí)頂板位移情況Fig.10 Upper roof displacement condition in diffeerent excavation distance

4.2.4 工作面周期來壓步距

根據(jù)所繪制的工作面推進(jìn)距離與頂板下沉速度關(guān)系曲線圖可知，軌道巷和運(yùn)輸巷分別獲得一個(gè)初次來壓和三個(gè)周期來壓。初次來壓步距為45.8 m，平均周期來壓步距為19.7 m，與初次來壓步距的比為0.443。

圖11 32#煤層左九工作面周期來壓曲線Fig.11 Appearance periodic weighting curves of 32#seam left 9th mining working face

圖12 工作面推進(jìn)距離與頂板下沉速度關(guān)系曲線Fig.12 Curves of working face advanced distance and rate of roof subsidence

5 結(jié)束語

對(duì)東海煤礦32#煤層左九工作面頂板活動(dòng)規(guī)律，上覆巖層移動(dòng)、破壞規(guī)律以及支承壓力的分布規(guī)律所進(jìn)行的理論分析與數(shù)值模擬分析，與現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè)結(jié)果比較接近，得出了該工作面頂板活動(dòng)的各項(xiàng)參數(shù)和上覆巖層移動(dòng)、破壞的范圍以及支承壓力的分布狀況，為龍煤集團(tuán)同類礦井進(jìn)入深部開采階段采場(chǎng)圍巖控制設(shè)計(jì)提供了參考依據(jù)。

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Rock pressure of deep mining working face of Donghai coal

XIAO Fukun， LIU Gang， FAN Huiqiang， MENG Xin
(Heilongjiang Ground Pressure＆ Gas Control in Deep Mining Key Lab，Heilongjiang Institute of Science＆ Technology，Harbin 150027，China)

Aimed at investigating the laws of rock pressure in deep mining working face，this paper describes the theoretical analysis and study of Donghai coal 32#seam left 9 working face’s roof movement，overlying strata movement，damage，and abutment pressure by combining the method of analog simulation，theoretical analysis，and numerical simulations with field observation and provides the parameters of the roof activity and laws governing overlying strata movement，the scope of destruction，and pressure support.The study concludes that the increased mining depth triggers the increased abutment pressure and the consequent pillar increase，but the roof movement and overlying strata movement show fewer changes than shallow mining.This conclusion provides a reference for controlling surrounding rocks in other coal mines with similar conditions in Longmay Mining Group Co Ltd.

roof movement;movement rule of overlying strata;abutment pressure;numerical simulation

TD322

A

1671－0118(2012)03－0215－06

2012－05－04

教育部科學(xué)技術(shù)研究重點(diǎn)項(xiàng)目(210064)

肖福坤(1971－)，男，遼寧省西豐人，教授，博士，研究方向:礦山壓力與控制，E-mail:xiaofukun@sohu.com。

(編輯 晁曉筠)