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(jié)構(gòu)的研究,現(xiàn)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?shù)装宓慕Y(jié)構(gòu)和特性受到采動影響而發(fā)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(qū)別。本文以西銘礦實際地質(zhì)情況為工程背景,通過理論分析和數(shù)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(chǔ)。
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(qū),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(qū),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
隨著2#煤層的開采,其覆巖結(jié)構(gòu)會發(fā)生一定改變,根據(jù)經(jīng)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(shù),取1.2.
將數(shù)據(jù)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(shù)據(jù)代入式(2),可得2#煤層的裂隙帶高度為23.81~35.01 m.
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(jù)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(shù)據(jù)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。
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(shù)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(jié)構(gòu)。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(qū)垮落矸石重量之和,其結(jié)構(gòu)模型見圖2.
圖2 下煤層覆巖結(jié)構(gòu)圖
根據(jù)圖1及礦井實際地質(zhì)資料,利用FLAC3D數(shù)值模擬軟件,建立數(shù)值模型,見圖3.
圖3 數(shù)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(shè)置水平位移,頂部施加應(yīng)力模擬上部載荷。利用數(shù)值模擬結(jié)果,對近距離煤層礦壓顯現(xiàn)規(guī)律進行研究。
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(qū)圖,見圖4.
圖4 上煤層開采后塑性破壞區(qū)圖
為方便觀察,將剪切破壞區(qū)域全部用淺色表示,拉伸破壞區(qū)域全部用深色表示。由圖4可以看出,覆巖塑性區(qū)呈“馬鞍形”分布,拉伸破壞區(qū)域即為頂板垮落范圍,距2#煤層約9.5 m,剪切破壞區(qū)域即為導(dǎo)水裂隙帶范圍,距2#煤層約31 m. 結(jié)果與理論計算結(jié)果十分接近,進一步驗證了理論計算的準確性。
開采3#煤層之前,改變2#煤層采空區(qū)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(qū)圖,見圖5.
圖5 下煤層開采后塑性破壞區(qū)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(qū),但上煤層的覆巖破壞范圍未發(fā)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(jié)構(gòu)模型。
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。
1) 根據(jù)經(jīng)驗公式。
根據(jù)經(jīng)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(shù),一般取2;
Hz—直接頂厚度,m,取12.
將數(shù)據(jù)代入,可得支架支護強度為600 kN/m2.
根據(jù)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(shù)據(jù)代入,可得支架工作阻力為3 884.7 kN.
2) 根據(jù)結(jié)構(gòu)模型。
通過前面的分析,可知下煤層覆巖結(jié)構(gòu)模型如圖2所示,下煤層支架阻力應(yīng)為層間巖層與上覆采空區(qū)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(shù),取1.2.
將數(shù)據(jù)代入,可得支架的工作阻力為4 197.6 kN.
3) 根據(jù)頂板分類。
支架工作阻力的大小與基本頂?shù)募墑e有一定的關(guān)系。基本頂?shù)姆旨壙梢杂芍苯禹敵涮钕禂?shù)N來表示,對于43108工作面,其直接頂充填系數(shù)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(shù)據(jù)代入式(7),可得充填系數(shù)N=9.28,依據(jù)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(guān)系見表1.
表 1 支護強度與基本頂級別的關(guān)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(jù)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(shù)據(jù),可得支架工作阻力為3 541.2 kN.
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(jié)果的平均值,為:
因此,可以確定支架的工作阻力最小應(yīng)為3 874.5 kN.
根據(jù)西銘礦43108工作面的實際地質(zhì)情況,通過理論分析和數(shù)值模擬,得到以下結(jié)論:
1) 對2#煤層和3#煤層的頂?shù)装迤茐姆秶M行理論計算,并依據(jù)計算結(jié)果,構(gòu)建下煤層的覆巖結(jié)構(gòu)模型。
2) 通過對數(shù)值模擬結(jié)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(jié)果,通過分析3#煤層開采時的覆巖結(jié)構(gòu)變化,驗證了構(gòu)建的結(jié)構(gòu)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(yīng)大于3 874.5 kN,為工作面的安全生產(chǎn)奠定基礎(chǔ)。
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