溫 磊
(同煤集團(tuán)金莊煤業(yè)有限責(zé)任公司)
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近距離煤層同采工作面合理錯距研究
溫磊
(同煤集團(tuán)金莊煤業(yè)有限責(zé)任公司)
摘要近距離煤層同時開采時,下部煤層及圍巖多次受到影響,表現(xiàn)出區(qū)別于單一煤層開采的特殊礦山壓力及顯現(xiàn)規(guī)律。通過分析2#煤層開采時底板破壞特征,理論計算得出工作面錯距為50 m;運用FLAC3D數(shù)值模擬手段,分析了201與301工作面在7種不同錯距下的圍巖變形及應(yīng)力分布情況,驗證了理論錯距值的合理性;通過相似材料模擬研究,分析了201與301工作面在同時開采時圍巖運動規(guī)律?,F(xiàn)場觀測表明,50 m同采錯距實施效果良好,滿足礦井安全高效的生產(chǎn)要求。
關(guān)鍵詞煤層同采合理錯距FLAC3D
對于近距離煤層同時開采,合理的錯距可有效地減小及規(guī)避工作面同時開采時的相互影響,降低應(yīng)力集中,減少動力沖擊,從而實現(xiàn)安全高效生產(chǎn)[1-2]。曹樹剛等通過理論計算得出減壓區(qū)布置方式下的錯距值,分析減壓區(qū)開采時合理的層間距離以及影響下層工作面頂板漏垮型冒頂?shù)囊蛩豙3];馬全禮等研究了近距離煤層同時開采情況下利用減壓區(qū)和穩(wěn)壓區(qū)布置上、下煤層工作面的理論[4];同時相似模擬也成為研究合理錯距的有效手段[5-6]。但是,近距離煤層同采期間層間巖層破壞特征及應(yīng)力分布規(guī)律不清晰。上、下煤層同采相互影響大,尤其下層煤易發(fā)生冒頂、片幫,存在安全隱患。而且大多數(shù)只單一考慮上層煤開采對下層煤的影響,忽略了下層開采的影響。所以,近距離同采煤層在相互影響下的合理錯距需要運用多種不同方法來確定。
1工程地質(zhì)條件
根據(jù)301工作面進(jìn)風(fēng)順槽、回風(fēng)順槽和切眼揭露的煤層情況可知,煤層厚度和煤質(zhì)變化很小,屬穩(wěn)定型,煤層厚度為1.7~22 m,平均厚1.95 m,不含夾矸,煤層傾角為3°~ 17°,平均為10°,所采煤層為3#煤,煤層層理為全區(qū)發(fā)育,煤種屬焦煤,在斷層附近有壓薄或增厚現(xiàn)象。老頂為中粒砂巖或粉砂巖,厚2.66 m,質(zhì)硬,鈣質(zhì)膠結(jié),裂隙發(fā)育,方解石脈充填;直接頂為泥巖、粉砂巖,厚2.66 m,局部泥巖厚約2.1 m,屬較軟巖;底板為泥巖、粉砂巖,厚3.08 m,屬較軟巖。
本工作面為一單斜構(gòu)造,煤巖傾角為2°~17°,3101進(jìn)風(fēng)順槽在356 m處揭露一處斷層,為正斷層,落差為3 m。
2理論錯距計算模型
根據(jù)土力學(xué)相關(guān)理論,將工作面底板平衡區(qū)分為3個區(qū)域,如圖1所示,Ⅰ為主動應(yīng)力區(qū),Ⅱ為過渡區(qū),Ⅲ為被動應(yīng)力區(qū)。該理論主要是考慮上層煤的底板破壞不至于波及到下層煤,其中底板破壞最大深度和上煤層采空區(qū)垮落巖石的移動角是影響錯距大小的主要因素。
圖1 底板平衡區(qū)理論錯距計算模型
考慮上層煤底板破壞對下層煤產(chǎn)生影響的錯距按式(1)計算:
(1)
式中,M為上煤層工作面采高,m;φ為內(nèi)摩擦角,(°);f為層面間的摩擦因數(shù);k為應(yīng)力集中系數(shù);γ為上覆巖層平均容重,kN/m3;H為煤層埋深,m;C為煤體黏聚力;δ為巖石移動角,堅硬巖層取60°~70°,軟弱巖層取45°~55°;ε為三軸應(yīng)力系數(shù)。
按穩(wěn)壓區(qū)理論計算(圖2),考慮巖石移動影響,可參考錯距經(jīng)驗計算式:
(2)
式中,L為考慮上層工作面頂板巖層穩(wěn)定及上、下工作面推進(jìn)速度不平衡的安全距離,一般不低于20~25 m;b為上部煤層工作面的最大控頂距,m。
圖2 穩(wěn)壓區(qū)理論錯距計算模型
該經(jīng)驗公式是將下層煤工作面置于上層煤開采后形成的穩(wěn)壓區(qū)內(nèi),以避免上層煤開采對下層煤造成的動壓影響。
3合理錯距數(shù)值計算
由于支承壓力影響而形成破壞深度D(圖3)。理論計算式為
(3)
(4)
式中,D為破壞深度,m;r0為過渡區(qū)邊界最小螺線半徑,m;α為r與r0的夾角,(°);θ為塑性滑移線與水平線夾角,(°);L′為工作面前方煤壁塑性區(qū)寬度,m;φf為底板巖體內(nèi)摩擦角,38°。
圖3 支承壓力下底板破壞示意
(5)
(6)
(7)
(8)
(9)
(10)
式中,a0為最大破壞深度位置距煤壁的距離,m;a1為采空區(qū)下底板最大破壞深度的位置與破壞邊界的距離,m;M為2#煤采高,0.86 m;γ為采場上覆巖層的平均容重,24 kN/m3;H為埋深,530 m;φ為煤層內(nèi)摩擦角,35°。
計算得出塑性區(qū)寬度L′=3.97 m;最大破壞深度的位置距煤壁的距離a0=7.71 m,塑性區(qū)邊界距離a1=40.68 m。綜上所述,底板擾動破壞的水平距離為a0與a1之和,48.39 m,煤底板破壞帶理論計算結(jié)果見圖4。
圖4 2# 煤底板破壞帶理論計算結(jié)果
4數(shù)值模擬分析
4.1數(shù)值模型的建立
模型尺寸為長(Y方向)200 m,寬(X方向)60 m,高(Z方向)65 m。模型只取到2#煤上方2層頂板,3#煤下方2層底板,加上2層煤中間的3層巖層,其中3#煤平均厚1.95 m,模型中采用2 m,其直接底為2 m厚泥巖;下面是9 m厚細(xì)砂巖;3#煤直接頂是3 m厚泥巖,老頂是8 m厚粉砂巖,向上是2 m厚泥巖(該層泥巖同時是2#煤的直接底),然后向上是0.86 m厚的2#煤,模型中采用1 m;2#煤與3#煤的平均間距為13 m(屬近距離煤層),2#煤直接頂是2 m厚泥巖(屬軟巖),上面是30 m厚的老頂;為了兼顧模擬效果與運算速率,因為老頂和老底較厚,所以網(wǎng)格劃分較大,其中老頂厚30 m,網(wǎng)格劃分為1 m×1 m×5 m;老底厚16 m,網(wǎng)格劃分為1 m×1 m×3 m;其余煤巖層網(wǎng)格均劃分為1 m×1 m×1 m。模型共118 400個網(wǎng)格,總厚65 m,模型上部邊界施加均布載荷以代替上覆巖層重量,其余5個邊界面固定以位移約束。
前后邊界只約束y方向的位移,不約束z方向的位移;左右邊界只約束x方向的位移,不約束z方向的位移。即前后左右均為單約束。
下部邊界為全約束條件,在x、y、z方向均不允許有位移。上部邊界施加應(yīng)力約束,施加垂直作用力11.8MPa,μ取0.6,側(cè)壓系數(shù)取為1.5,因此,水平方向所施加的載荷取18.6 MPa。
4.2數(shù)值模擬結(jié)果分析
為了模擬現(xiàn)實的采空區(qū),2#煤首先開挖,待運算平衡之后重新賦參充填,模擬頂板垮落后載荷的傳遞以及下部工作面所處的應(yīng)力環(huán)境,然后進(jìn)行2#與3#煤的同時開挖,分別模擬201與301工作面在60,50,40,30,20,10和0 m錯距下的同采情況,垂直應(yīng)力見表1。
表1 301工作面前方監(jiān)測點垂直應(yīng)力
由表1可知,當(dāng)錯距為60 m時,距工作面前方35 m處應(yīng)力值為0.73×107Pa,因為距工作面足夠遠(yuǎn),此處可以視為只受2#煤采動而未受3#煤采動影響的應(yīng)力,由模型施加的原巖應(yīng)力為1.18×107Pa,可知2#煤的開采造成的底板擾動使得3#煤中的應(yīng)力重新分布,層間巖層受到第一次擾動;距工作面前方25 m處應(yīng)力值為0.77×107Pa,15 m處為0.85×107Pa,5 m處為1.00×107Pa,距離301工作面煤壁由遠(yuǎn)及近應(yīng)力逐漸增大,可見301工作面的回采造成了工作面前方超前支承壓力,使得3#煤中的應(yīng)力再次重新分布,301工作面前方的應(yīng)力峰值點隨著工作面的推進(jìn)不斷向前發(fā)展,使得其頂板受到二次擾動。
當(dāng)錯距在30~60 m時,3#煤工作面前方煤體各點的應(yīng)力幾乎沒有發(fā)生變化,說明這個范圍處在2#煤開采形成的穩(wěn)壓區(qū)內(nèi),由于穩(wěn)壓區(qū)內(nèi)的冒落矸石完全壓實,頂板運動趨于穩(wěn)定,且遠(yuǎn)離工作面,所以應(yīng)力分布也趨于穩(wěn)定,不再受到2#煤工作面的采動影響。將3#煤工作面布置在此區(qū),可以有效地降低采動應(yīng)力,減少同采對工作面造成的影響。
當(dāng)錯距為20 m時,301工作面前方0~25 m煤體的應(yīng)力急劇下降,說明這個范圍處在2#煤開采形成的減壓區(qū)內(nèi),在這個區(qū)域內(nèi)的煤巖體應(yīng)力相對較小,利于采場頂板的維護(hù),從礦壓的角度考慮,將3#煤工作面布置在此范圍內(nèi)是合理的。但是工作面錯距布置同時受很多因素影響,比如還應(yīng)考慮2#煤底板的破壞情況,考慮3#煤工作面前方塑性破壞區(qū),避免3#煤開采對2#煤工作面造成大的擾動,從而影響其正?;夭?。
2#煤頂板最大下沉位移統(tǒng)計見表2??梢钥闯觯S著錯距由大到小的變化,3#煤開挖空間不斷增大,導(dǎo)致2#煤頂板下沉量也逐漸增大,這表明3#煤的開挖會使2#煤圍巖應(yīng)力重新分布,使得2#煤頂板產(chǎn)生二次破壞,使2#煤的上三帶區(qū)域逐漸擴大。當(dāng)錯距為60 m時,2#煤頂板最大下沉量僅為85 mm;當(dāng)錯距減小到50 m時,最大下沉量急劇增加到101 mm,說明50 m錯距已對2#煤頂板移動產(chǎn)生較大影響;錯距逐漸減少到0 m,最大下沉量也逐漸增大。數(shù)值模擬結(jié)果表明,201與301工作面保持50 m錯距是合理的。
表2 2#煤頂板最大下沉位移統(tǒng)計
5相似模擬試驗
當(dāng)2#煤初次來壓之后,開挖3#煤,為了驗證理論計算得出的50 m錯距的安全性,3#煤開挖點在2#煤工作面后方50 m處,并且始終保持50 m的錯距同時開挖。由相似材料模擬試驗觀察到的礦山壓力顯現(xiàn)情況可知,2#煤初次來壓步距為40 m,周期來壓步距為15 m左右;3#煤初次來壓步距為50 m,周期來壓步距為10 m左右。通過頂板垮落情況可以發(fā)現(xiàn),3#與2#煤之間的巖層未完全破壞,完整性很好,也就是說2#煤開采導(dǎo)致的底板破壞沒有波及到3#煤,3#煤的開采也只是增大了2#煤上覆巖層移動的范圍,具體對其工作面沒有造成很大的干擾,同時工作面礦壓顯現(xiàn)微弱,采場覆巖穩(wěn)定,由試驗測得50 m錯距是2#與3#煤同采合理的錯距。
6現(xiàn)場實測
對301工作面進(jìn)行2個月的礦壓觀測,在201與301工作面保持50 m錯距回采期間,測區(qū)1液壓支架支護(hù)阻力為2 034.54 kN,占額定工作阻力的67.82%;測區(qū)2液壓支架平均支護(hù)阻力為2 316.26 kN,占額定工作阻力的71.21%;測區(qū)3液壓支架平均支護(hù)阻力為2 293.34 kN,占額定工作阻力的76.44%;顯然工作面支架阻力仍然有很大的富余,因此,50 m錯距下原有的工作面液壓支架完全滿足支護(hù)需求。
7結(jié)論
(1)近距離煤層群上、下工作面同時回采,合理錯距和煤層厚度、煤體強度、頂?shù)装鍘r層性質(zhì)以及開采強度等多種因素有關(guān)。
(2)由于支承壓力的作用,其前方3.97 m范圍內(nèi)為塑性破壞區(qū),該區(qū)域范圍內(nèi)煤層承載能力已大幅下降,而且處于極不穩(wěn)定的狀態(tài)。底板擾動破壞的水平距離為48.39 m,且最大破壞深度的位置位于距工作面煤壁7.71 m處。
(3)通過相似模擬試驗,工作面保持50 m錯距同采時礦壓顯現(xiàn)比較緩和,頂?shù)装寮皟蓭鸵平坎淮?,完全達(dá)到安全高效生產(chǎn)的要求。
(4)通過現(xiàn)場實測分析了50 m同采錯距的效果,工作面支架阻力仍然有著很大的富余,完全滿足支護(hù)需求。
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(收稿日期2016-02-04)
溫磊(1985—),男,助理工程師,碩士,037000 山西省大同市。