東海煤礦深部回采工作面礦壓規(guī)律

肖福坤， 劉 剛， 樊慧強， 孟 鑫

(黑龍江科技學院 黑龍江省煤礦深部開采地壓控制與瓦斯治理重點實驗室，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， 孟 鑫

(黑龍江科技學院 黑龍江省煤礦深部開采地壓控制與瓦斯治理重點實驗室，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)場觀測相結合的方法，對東海煤礦32#煤層左九工作面頂板活動規(guī)律，上覆巖層移動、破壞規(guī)律以及支承壓力的分布規(guī)律進行了理論分析與實踐研究，得出了該工作面頂板活動的各項參數(shù)和上覆巖層移動、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，但頂板活動規(guī)律、上覆巖層移動規(guī)律與淺部開采相比變化不明顯。該結論為龍煤集團同類礦井進入深部開采階段采場圍巖控制設計提供了參考依據(jù)，對其他同類礦井具有很好的借鑒作用。

頂板活動;覆巖移動規(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度的加大，國內外煤礦都相繼進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)、采場及采準巷道圍巖運動規(guī)律等都發(fā)生了很大變化。正確認識深部采場的巖層活動、支承壓力分布和礦山壓力顯現(xiàn)規(guī)律是采場礦山壓力控制設計的依據(jù)，也是深部開采安全生產(chǎn)的保證。國內外的相關學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#煤層頂板活動各項參數(shù)和上覆巖層“三帶”特征，為其他礦區(qū)深部采場礦山壓力控制設計提供依據(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，總功率150 kW。刮板機為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。每天檢修時間定為2 h，每天截割7刀，截深為600 mm，工作面推進距離為4.2 m。其煤層頂板情況見圖1，取現(xiàn)場各層巖石樣本，實驗機測試參數(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點共設4排。在模擬煤層的老頂?shù)谝环謱由戏剑扛? cm設一個測點。上覆巖層的位移測點布置是，橫向間隔5 cm，縱向間隔20 cm。在模型中間縱向布置一列測點，縱向間隔3 cm;在模擬煤層的頂板巖層中，布設20個壓力傳感器，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)值計算選取參數(shù)Table 1 Selected parameter of numerical computation

圖2 測線布置Fig.2 Survey line layout

1.1 覆巖垮落及三帶特征

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

工作面繼續(xù)推進至70.8 m時，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

根據(jù)相似模擬實驗巖層位移測點監(jiān)測結果，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，上覆巖層沉降是動態(tài)變化的，沿工作面走向和沿高度方向沉降范圍逐漸擴大。距離煤層頂板較近的上覆巖層，隨采煤工作面推進，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也向前、向上擴展。

1.3 支承壓力

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

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

圖3 不同測點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。這表明此時工作面煤壁已由彈性狀態(tài)進入塑性狀態(tài)。

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

(4)由圖5可知，采場前方的應力分布按大小仍可分為減壓區(qū)、增壓區(qū)和原巖應力區(qū)。工作面推進距離較近時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，支承壓力很快達到原巖應力區(qū)。隨著工作面推進距離的增加，原巖應力區(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而增大。增壓區(qū)至原巖應力區(qū)的應力變化趨于平緩，說明老頂運動漸趨平穩(wěn)。

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

2 采場礦壓顯現(xiàn)規(guī)律解析計算

2.1 初次來壓步距

結合表1和圖1中相關參數(shù)，可計算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)對第一層的作用，則

這說明第二層由于自身強度大、巖層厚，對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(細砂巖)對第二層的作用，則

計算第四層(頁巖)，則第二層的載荷為

計算第五層(頁巖)，則第二層的載荷為

這說明第五層由于自身強度大、巖層厚，對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

由地質條件知煤層上覆巖層為中硬巖層。裂隙帶高度的統(tǒng)計經(jīng)驗計算公式［9］:

計算得裂隙帶高度為33.3 m。

3 深部開采煤層覆巖活動的數(shù)值分析

模型設置長度為200 m，高度為100 m，劃分為333×148個單元。數(shù)值計算模型是以實際地質及開采條件為原形，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，考慮巖體自重應力的平面應變模型。利用RFPA軟件進行數(shù)值模擬。

3.1 覆巖活動變化

采場開挖后，工作面推進至32.4 m時直接頂垮落(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，推進至43.2 m時老頂出現(xiàn)破壞現(xiàn)象，推進至45.6 m時老頂垮落(圖7a)。推進至63.6 m時老頂?shù)谝淮沃芷诳缏?，垮落高度約為16.7 m(圖7b);工作面推進至86.4 m時，老頂再次周期性垮落(圖7c)。工作面推進至117.6 m時，采空區(qū)上方形成大量裂隙，裂隙高度可達35 m左右。

圖6 開挖至32.4 m時直接頂垮落示意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 巖層應力和位移變化

從圖8的上覆巖層破壞過程剪應力云圖上可以明顯看出，當工作面開挖后便在工作面前后方煤壁產(chǎn)生支承壓應力升高區(qū)，在采空區(qū)上方形成呈正三角形的拉應力升高區(qū)(卸壓區(qū))。支承壓應力升高區(qū)和拉應力升高區(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)開采引起的垂直應力變化，如圖9所示。

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

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

由圖9可見，工作面開采后，煤巖體內的原始應力狀態(tài)受到破壞，發(fā)生應力重新分布。采空區(qū)上方巖體重量由前方煤壁和邊界煤柱承擔，因此在兩側煤壁的一定范圍內產(chǎn)生了應力集中現(xiàn)象。煤層上方壓應力較未開采時明顯增大，工作面向前推進，前方煤壁一定范圍內的支承壓力帶將隨工作面前移而向前移動，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，煤壁前方壓應力變化不大，邊界煤柱壓應力始終高于煤壁前方壓應力，采空區(qū)處于減壓區(qū)，增壓區(qū)的范圍隨工作面推進而增大，原巖應力區(qū)與工作面距離也隨工作面推進而增大，這與現(xiàn)場觀測和相似模擬結果相符合。

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而增大，頂板巖層沿走向方向移動幅度不大，沿垂直方向的頂板移動情況與相似模擬接近。

4 32#煤層左九工作面礦壓觀測

4.1 測點布置

在工作面的上中下位置共設置三條測線，觀測工作面內液壓單體支柱載荷變化情況。移動測點布置在超前順槽約20 m范圍內，每隔5 m一個，觀測頂板下沉量。

4.2 礦壓顯現(xiàn)特點

觀測時間計30 d，觀測經(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，從圖12中可看出，當工作面推進至33.0～35.0 m時，頂?shù)装逡平俣扔幸粋€小峰，標志此時工作面直接頂垮落。

4.2.2 工作面初次來壓

工作面推進至45.8 m處，工作面頂板下沉速度達12.26 mm/h，其中運輸巷略小一些，達到10.84 mm/h，工作面液壓支柱的壓力變化為 2.6 kN/h。此時，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。這說明此時老頂斷裂，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，頂板活動又趨于平穩(wěn)。當工作面推進至65.8 m時，運輸巷5 m點及10 m點頂?shù)滓苿铀俣乳_始增大，峰值分別為12.79和9.64 mm/h;軌道巷5 m和10 m點也幾乎同時達到峰值，說明此時老頂開始斷裂。工作面推進至69 m時，運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距離與頂板下沉速度關系曲線圖可知，軌道巷和運輸巷分別獲得一個初次來壓和三個周期來壓。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 工作面推進距離與頂板下沉速度關系曲線Fig.12 Curves of working face advanced distance and rate of roof subsidence

5 結束語

對東海煤礦32#煤層左九工作面頂板活動規(guī)律，上覆巖層移動、破壞規(guī)律以及支承壓力的分布規(guī)律所進行的理論分析與數(shù)值模擬分析，與現(xiàn)場觀測結果比較接近，得出了該工作面頂板活動的各項參數(shù)和上覆巖層移動、破壞的范圍以及支承壓力的分布狀況，為龍煤集團同類礦井進入深部開采階段采場圍巖控制設計提供了參考依據(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

教育部科學技術研究重點項目(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)