特厚煤層大采高綜放開采礦壓規(guī)律

龐 成

(重慶工程職業(yè)技術(shù)學(xué)院，重慶市江津區(qū)，402260)

?

特厚煤層大采高綜放開采礦壓規(guī)律

龐 成

(重慶工程職業(yè)技術(shù)學(xué)院，重慶市江津區(qū)，402260)

為了對特厚煤層大采高綜放開采礦壓規(guī)律進行深入研究，以某煤礦15 m特厚煤層為實例，結(jié)合離散元法數(shù)值模擬和現(xiàn)場實測的方法對首采工作面礦壓規(guī)律進行研究。現(xiàn)場實測結(jié)果表明，基本頂呈現(xiàn)周期性破斷，周期來壓步距在15～23 m范圍內(nèi)變化，且傾向方向工作面周期來壓步距基本一致，來壓期間動載系數(shù)不大。數(shù)值模擬結(jié)果表明，特厚煤層大采高綜放開采過程中，基本頂中形成穩(wěn)定的砌體梁結(jié)構(gòu)，解釋了開采過程中礦壓顯現(xiàn)不明顯且來壓期間無明顯沖擊載荷的現(xiàn)象。研究表明，該煤礦特厚煤層大采高綜放開采工作面來壓周期性比較明顯，呈現(xiàn)高頻率、低強度的特征，工作面液壓支架滿足安全生產(chǎn)要求，超前支護50 m較為合理。

特厚煤層 大采高 綜放開采 數(shù)值模擬 周期來壓

長期以來，14 m以上特厚煤層的開采面臨巷道支護、瓦斯治理、資源回收等諸多難題。大同礦區(qū)是我國重要的采煤礦區(qū)之一，所處的石炭紀煤層結(jié)構(gòu)復(fù)雜，平均厚度在18 m以上。由于采放比、頂煤冒放性、煤層厚度變化、自然發(fā)火期和噸煤成本等因素影響，傳統(tǒng)的普通綜合放頂煤方法和分層開采方法難以滿足生產(chǎn)需要。

大采高綜放開采是近年提出的開采方法，一般將割煤高度為3.5～5.0 m的綜放開采稱為大采高綜放開采。與普通綜放開采相比，大采高綜放開采采高較大，放煤高度較大，充填空間增大，支架工作阻力高，煤層上覆巖層的破斷和運動規(guī)律發(fā)生變化。大采高綜放開采提升了頂煤的放出厚度，增強了綜放開采的適應(yīng)性。本文通過相似模擬和現(xiàn)場實測相結(jié)合的方法，以山西某煤礦首采工作面為工程背景，研究特厚煤層大采高綜放開采上部覆巖變化規(guī)律，探討液壓支架穩(wěn)定性與圍巖的關(guān)系。

1 工程概況

該礦首采工作面開采3#～5#煤層，煤體的抗壓強度為15.64 MPa，煤層厚度為12.2～18.1 m，平均厚度為15.5 m，煤層傾角為3～4°，埋深為290～340 m，平均埋深為325 m；工作面?zhèn)雾敒?.3 m的灰黑色泥巖，直接頂為12 m的灰白色含礫粗砂及中粒砂巖，基本頂為20 m的灰白色細砂與中粒砂巖互層；煤層直接底為5 m的灰黑色泥巖，基本底為15 m的灰白色中粒砂巖與細砂互層。工作面采用大采高綜采放頂煤工藝開采，工作面長度為220 m，采高為3.9 m，放煤厚度為11.55 m，采放比約為1∶2.96。工作面端頭采用ZTZ20000/27.5/42型端頭液壓支架，過渡支架采用ZFG13000/27.5/42型，中部采用ZF15000/27.5/42型放頂煤液壓支架支護頂板并同時放煤，巷道超前支護采用金屬鉸接頂梁和單體液壓支柱，超前支護距離不小于50 m。

2 首采工作面礦壓規(guī)律數(shù)值模擬預(yù)測

2.1 數(shù)值模型

數(shù)值模擬模型如圖1所示。模型走向長度為280 m，豎直高度為120 m，模型左右各留設(shè)50 m保護煤柱，工作面推進長度為180 m，割煤高度為4 m，放煤高度為12 m。模型塊體采用摩爾-庫倫模型，節(jié)理為面接觸庫倫滑移模型。

圖1 數(shù)值模擬模型

2.2 模擬分析

不同開挖步距煤巖垮落及裂隙發(fā)育情況如圖2所示。由圖2可知，工作面推進25 m時，直接頂上分層開始破斷，楔形缺口繼續(xù)擴大，此時裂隙發(fā)育到基本頂?shù)谝环謱樱伊严栋l(fā)育速度明顯增大。工作面推進到45 m的時候，基本頂?shù)谝环謱酉路謱油蝗黄茢啵蛎奥洳煽諈^(qū)的矸石未充滿，沒有形成有效的支撐體系，故其運動形式為整體切落，此時基本頂上覆采動巖層出現(xiàn)同步下沉，縱向裂隙將基本頂?shù)谝环謱诱麑迂炌?。工作面繼續(xù)推進至60 m時，采空區(qū)后方逐漸被壓實，基本頂?shù)谝环謱映醮纹茢鄩K切落滑移至采空區(qū)形成前鉸接點，然而由于處于懸露狀態(tài)的頂板此時達到其極限跨距，故發(fā)生第二次破斷，且與初次破斷后的巖塊相互擠壓，形成拱式平衡結(jié)構(gòu)。此時離層裂隙也開始向上發(fā)育，離層量不斷增大。工作面繼續(xù)向前推進至80 m時，基本頂發(fā)生第三次破斷，其運動形式仍為滑落失穩(wěn)，隨著基本頂?shù)谝环謱拥拇竺娣e垮落，縱向裂隙繼續(xù)向深部發(fā)展，位于裂隙帶內(nèi)巖層的離層量也明顯增大，此時采空區(qū)兩側(cè)的橫向裂隙也開始發(fā)育。

圖2 不同開挖步距煤巖垮落及裂隙發(fā)育情況

模擬工作面推進180 m期間，基本頂共發(fā)生1次初次來壓和8次周期來壓。其中，直接頂?shù)某醮慰迓洳骄酁?5 m左右，基本頂?shù)某醮蝸韷翰骄酁?5 m，周期來壓步距為15～20 m，平均為18 m。

模擬結(jié)果表明，工作面推進5 m時，應(yīng)力集中范圍較小，影響范圍為4 m，應(yīng)力集中系數(shù)為1.08；繼續(xù)推進25 m時，應(yīng)力集中范圍變大，影響范圍為55 m左右，應(yīng)力集中系數(shù)為1.28；當工作面繼續(xù)推進到45 m時，應(yīng)力峰值及其影響范圍變化較小；工作面推進60～180 m期間，超前支承壓力隨工作面向煤壁深處轉(zhuǎn)移，應(yīng)力峰值由9.5 MPa增加到15.9 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)變化范圍為1.7～2.8，影響范圍為48～65 m，平均為56.5 m，故設(shè)計現(xiàn)場超前支護50 m較為合理。

3 大采高綜放面礦壓規(guī)律實測研究

3.1 工作面測站布置

首采工作面采用KJ513礦山壓力在線監(jiān)測系統(tǒng)，對工作面液壓支架的支護阻力實時在線監(jiān)測。整個在線監(jiān)測系統(tǒng)實現(xiàn)了井下到井上集中控制與管理。監(jiān)測支架編號為5#、15#、25#、35#、45#、55#、65#、75#、85#、95#、105#、115#和125#，工作面礦壓測區(qū)布置如圖3所示。

圖3 首采工作面礦壓測區(qū)布置圖

3.2 工作面周期來壓規(guī)律分析

首采工作面從試運行到工作面推進到180 m共發(fā)生8次周期來壓。期間工作面支架接頂效果良好，但后支架后立柱容易出現(xiàn)因放煤接頂不良而導(dǎo)致壓力突降的狀況，故選擇支架前柱來壓值作為周期來壓判斷依據(jù)。不同來壓期間沿工作面傾向支架步距分布情況如圖4所示。

圖4 工作面來壓步距與推進距離關(guān)系

由圖4可以看出，得到基本頂初次來壓步距范圍為42.0～45.4 m，平均為43.5 m；周期來壓步距變化范圍為13.4～22.5 m，平均約為17.1 m，與數(shù)值模擬結(jié)果基本一致。工作面來壓周期性比較明顯，呈現(xiàn)高頻率、低強度的特征，傾向方向工作面周期來壓步距基本一致。工作面整體來壓強度都較小，初次來壓期間動載系數(shù)的變化范圍是1.49～1.82，平均為1.59，周期來壓期間動載系數(shù)變化范圍為1.33～1.51，平均為1.40。動載系數(shù)不大表明支架阻力明顯具有較大的富余量，來壓期間煤壁片幫發(fā)生少，片幫深度也較小，但當支架接頂不嚴時，在頂煤裂隙發(fā)育區(qū)容易發(fā)生冒頂，片幫也時有發(fā)生。因此，移架后保證初撐力非常有必要。

3.3 液壓支架載荷運行狀況分析

工作面液壓支架的初撐力為31.4 MPa，工作阻力為36.86 MPa。工作面液壓支架初撐力分布頻率直方圖如圖5所示。由圖5可知，支架大部分初撐力分布在25 MPa附近，超過額定初撐力80%的支架占28.7%，而超過30 MPa的支架只占12%，支架初撐力普遍處于較低水平，工作效能沒有得到充分發(fā)揮。

圖5 初撐力分布圖

工作面液壓支架工作阻力分布頻率直方圖如圖6所示。

圖6 工作阻力分布圖

由圖6可知，支架工作阻力大部分集中在20～35 MPa，占總數(shù)的61.7%，達到35 MPa的支架數(shù)僅占6.67%。液壓支架在非來壓期間工作阻力主要集中在高于初撐力10%之間，可以滿足工作面頂板來壓的控制要求。工作面推進過程中，大于額定工作阻力36.86 MPa的只占2.4%，液壓支架工作阻力可以滿足頂板來壓要求。液壓支架工作阻力出現(xiàn)部分小于初撐力，可能是由于基本頂不同步距來壓或支架接頂不良。

4 超前支柱壓力變化分析

首采工作面回風(fēng)巷與運輸巷超前支護均采用“一梁三柱”超前支護，超前支護長度為50 m，現(xiàn)場采用壓力表觀測了超前支柱壓力變化，單體液壓支柱壓力變化曲線如圖7所示。由圖7可以看出，靠近煤壁側(cè)阻力為15 MPa，這主要是由于采后應(yīng)力集中區(qū)向工作面煤體深部轉(zhuǎn)移，而靠近煤壁側(cè)的煤體因采動泄壓，加之頂板破碎，壓力相對下降。在工作面更前方壓力逐漸增大，2號曲線距工作面大約15 m 處阻力達到最大值23.8 MPa，說明支承壓力峰值出現(xiàn)在15 m附近，峰值后的區(qū)域內(nèi)阻力逐漸降低趨于穩(wěn)定。在靠近支撐壓力峰值附近煤壁側(cè)巷道頂煤破碎嚴重，煤壁側(cè)片幫明顯，在實際采煤過程中應(yīng)加強超前支護段巷道圍巖監(jiān)測，加強煤壁支護強度。

圖7 單體液壓支柱工作阻力隨工作面推進變化圖

通過兩條曲線變化趨勢，可以預(yù)測超前支承壓力的近似變化情況。峰值出現(xiàn)在工作面前方14～15 m左右，整個超前支撐壓力的影響范圍在55 m左右，表明現(xiàn)場超前支護50 m是合理的。

5 結(jié)論

(1)通過數(shù)值模擬分析，得出了直接頂?shù)某醮慰迓洳骄酁?0 m，基本頂?shù)某醮蝸韷翰骄酁?5 m左右，周期來壓步距為20 m左右。在模擬中發(fā)現(xiàn)基本頂?shù)谝环謱涌缏浜?，第二分層形成砌體梁穩(wěn)定結(jié)構(gòu)，因此工作面周期來壓期間礦壓顯現(xiàn)不強烈。

(2)通過對現(xiàn)場實測數(shù)據(jù)的統(tǒng)計規(guī)律分析，總結(jié)得出了隨著工作面的不斷推進，直接頂?shù)某醮慰迓洳骄喾秶?5～30 m，基本頂初次來壓步距在46 m左右，基本頂周期來壓步距在15～23 m范圍內(nèi)變化。

(3)液壓支架的初撐力普遍小于額定初撐力，可以有效的支撐頂煤，工作面液壓支架工作阻力主要集中在25～35 MPa，超過額定工作阻力的支架比例小，表明該煤礦特厚煤層大采高綜放開采在來壓期間無明顯沖擊載荷現(xiàn)象，在開采過程中應(yīng)保證移架后初撐力，檢查液壓支架接頂，防止漏頂事故的發(fā)生。

(4)通過數(shù)值模擬研究和對超前單體液壓支柱的實際承載特性觀測研究表明超前支護范圍為50 m較為合理。支柱阻力峰值出現(xiàn)在工作面回采巷道超前14～15 m左右，現(xiàn)場觀測到該段煤壁側(cè)巷道頂煤破碎嚴重，煤壁側(cè)片幫明顯，應(yīng)加強支護。

[1] 屠世浩. 厚煤層大采高綜采理論與實踐[M]. 徐州: 中國礦業(yè)大學(xué)出版社, 2012

[2] 王金華. 特厚硬煤層綜采技術(shù)應(yīng)用現(xiàn)狀及發(fā)展趨勢[J]. 煤炭科學(xué)技術(shù), 2014(1)

[3] 劉正和, 趙陽升, 弓培林等. 大采高放頂煤工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律及圍巖控制研究[J]. 太原理工大學(xué)學(xué)報, 2011(5)

[4] 李志華, 華心祝, 楊科等. 超長大采高工作面礦壓特征影響因素分析 [J]. 中國煤炭，2013(1)

[5] 高丙麗, 王金華, 任建喜. 大采高綜放工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律監(jiān)測研究[J]. 礦業(yè)安全與環(huán)保, 2014(3)

[6] Tu S, Yong Y, Zhen Y, et al. Research situation and prospect of fully mechanized mining technology in thick coal seams in China[J]. Procedia Earth and Planetary Science, 2009(1)

[7] 劉錦榮, 袁永. 堅硬頂板大采高綜采面支架合理工作阻力研究[J]. 西安科技大學(xué)學(xué)報, 2013(1)

[8] 張宏偉, 朱志潔, 霍利杰等. 特厚煤層綜放開采覆巖破壞高度[J]. 煤炭學(xué)報, 2014(5)

(責(zé)任編輯 陶 賽)

Research on strata behavior rules of ultra-thick seam in fully mechanized caving face with large mining height

Pang Cheng

(Chongqing Vocational Institute of Engineering, Jiangjin, Chongqing 402260, China)

Based on the example of 15 m ultra-thick coal seam in a certain mine, this paper studied the mining pressure rules of ultra-thick seam in fully mechanized caving face with large mining height. Numerical simulation of discrete element and field observation were conducted to study the mining pressure of first working face. The field test results indicated that the basic roof had periodic breakage and the periodic weighting distance varied from 15 m to 23 m. The pace of periodic weighting was generally consistent in trend direction and the dynamic load coefficient was basically invariable. The numerical results showed that the stable bond-beam structure was laid in basic roof which explained the phenomena of unapparent mining pressure and impulse load during the period of the pressure change. Research showed that the periodic weighting was obvious, which was characterized by high-frequency and low-intensity; hydraulic support in working face met safety production requirements and 50 m advanced support was relatively reasonable.

ultra-thick coal seam, large mining height, fully mechanized caving mining, numerical simulation, periodic weighting

龐成. 特厚煤層大采高綜放開采礦壓規(guī)律 [J]. 中國煤炭，2017,43(3)：62-65. Pang Cheng.Research on strata behavior rules of ultra-thick seam in fully mechanized caving face with large mining height [J]. China Coal，2017，43(3)：62-65.

TD325

A

龐成(1975-)，男，四川閬中人，副教授，從事礦井開采及災(zāi)害防治方面的研究。