大傾角綜放工作面支承壓力分布規(guī)律數(shù)值模擬研究

喬小嬌

(潞安集團(tuán)司馬煤業(yè)有限公司山西長治 047105)

隨著我國中東部煤炭資源開發(fā)強(qiáng)度不斷增大,為了更好地合理利用煤炭資源,占我國煤炭儲量15%～20%的大傾角煤層已漸漸成為某些礦井的主采煤層。大量工程實(shí)踐表明[1-5]：大傾角煤層開采后,其采場頂板巖層的破斷、變形形式不同于緩傾斜煤層,尤其是大傾角綜放工作面,由于頂煤的存在及采出,勢必導(dǎo)致采場圍巖結(jié)構(gòu)變化,造成不同于緩傾斜工作面的礦山壓力顯現(xiàn)形式。

1 801大傾角綜放工作面生產(chǎn)地質(zhì)情況

801工作面長度220 m,推進(jìn)長度510 m,回采范圍內(nèi)地面標(biāo)高+479 m～+531 m,工作面開采煤層屬下二疊統(tǒng)山西組下部的三號煤層,該煤層賦存穩(wěn)定,煤厚變異較小,煤層結(jié)構(gòu)較簡單。煤層平均厚度7 m；煤層傾角6°～20°,平均16°。采用綜采放頂煤開采,放頂步距0.8 m,工作面為傾斜長壁后退式開采。

801 工作面煤體以黑色、塊狀為主,粒狀次之,亮煤為主,夾鏡煤條帶,煤質(zhì)為貧瘦煤。

煤層普氏硬度如表1所示,煤質(zhì)狀況如表2所示,煤層頂?shù)装迩闆r如表3所示。

表1 煤層普氏硬度表

表2 煤質(zhì)狀況表

表3 煤層頂?shù)装迩闆r表

2 801大傾角綜放工作面頂板管理設(shè)備情況

工作面端頭布置三組ZFG9600/23/38 型過渡支架及兩組ZT15000/19.5/41 型端頭架,端尾布置三組ZFG9600/23/38 型過渡支架及一組ZT7200/19/40 型端尾架,中間布置ZFG9600/23/38 型過渡支架共同管理頂板。液壓支架基本參數(shù)如表4所示。

表4 液壓支架基本參數(shù)

3 數(shù)值模型的建立

在對現(xiàn)場地質(zhì)生產(chǎn)條件進(jìn)行簡化和抽象的基礎(chǔ)上,并考慮工作面傾角較大,利用FLAC3D軟件建立模型來研究工作面支承壓力分布規(guī)律。

考慮邊界效應(yīng),設(shè)計(jì)的三維計(jì)算模型長、寬、高分別為160 m、120 m和88 m,共劃分282 000個(gè)六面體單元,生成網(wǎng)格節(jié)點(diǎn)295 728個(gè)。X軸平行于工作面推進(jìn)方向,采用摩爾-庫侖本構(gòu)模型。模型水平方向上左右兩側(cè)限制水平位移,模型底面限制水平移動和垂直移動,模型的上部施加上覆巖層的自重應(yīng)力,建立的數(shù)值模型如圖1所示。

圖1 數(shù)值計(jì)算模型圖

4 模擬結(jié)果分析

為分析底煤中應(yīng)力分布,在底煤中布置測線,研究煤層開采過程中底煤支承壓力分布規(guī)律。

圖2(a)為工作面推進(jìn)2 m 時(shí)煤巖體應(yīng)力云圖及工作面前方底煤支承壓力分布曲線,可以看出,底煤的采出導(dǎo)致煤層懸露頂板、底板出現(xiàn)卸壓現(xiàn)象,煤壁處出現(xiàn)應(yīng)力集中；支承壓力峰值緊靠煤壁位于煤壁前方2 m處,峰值大小6.66 MPa,應(yīng)力集中系數(shù)為1.26,工作面前方底煤整體處于增壓狀態(tài)未出現(xiàn)卸壓區(qū),說明煤體頂?shù)装鍡l件較好,促使底煤處于三向受力狀態(tài),強(qiáng)度較大,在煤壁前方3 m范圍內(nèi)處于應(yīng)變硬化狀態(tài),遠(yuǎn)離煤壁處處于彈性狀態(tài)。

圖2(b)為工作面推進(jìn)4 m 放煤2 m 時(shí)煤巖體應(yīng)力云圖及工作面前方底煤支承壓力分布曲線,放頂煤開采過程中,工作面前方底煤是煤巖體中應(yīng)力集中最為顯著的區(qū)域,工作面推進(jìn)低于10 m時(shí)采動影響范圍較小,隨工作面推進(jìn)采動影響范圍不斷增大,且采空區(qū)頂?shù)装迨懿蓜佑绊懸黠@大于采空區(qū)前、后方煤巖體受到的影響。

圖2(c)為工作面推進(jìn)100 m 放煤98 m 時(shí)煤巖體應(yīng)力云圖及工作面前方底煤支承壓力分布曲線,受煤層傾角的影響,采空區(qū)上覆巖層卸壓區(qū)突向上部,采空區(qū)下覆巖層卸壓區(qū)突向下部,說明仰采情況下工作面頂板破斷層位高,采空區(qū)后方煤層底板破環(huán)較深；工作面前方煤巖體應(yīng)力增大弧小于采空區(qū)后方煤巖體應(yīng)力增大弧,即上覆煤巖體破斷卸壓導(dǎo)致應(yīng)力向采空區(qū)后方轉(zhuǎn)移。

圖2 不同推進(jìn)距離與放煤步距時(shí)工作面前方支承壓力分布

圖3 底煤峰值應(yīng)力曲線

圖3為工作面不同推進(jìn)度下底煤支承壓力峰值應(yīng)力大小及應(yīng)力集中系數(shù)隨工作面推進(jìn)變化曲線,隨著工作面推進(jìn)工作面前方煤體峰值應(yīng)力不斷增大,但增加幅度減小。工作面推進(jìn)20 m 時(shí),曲線趨于平緩,說明隨工作面開采上覆巖層懸露面積增大,支承壓力增大,且隨巖層懸露面積增大巖層內(nèi)出現(xiàn)離層,導(dǎo)致應(yīng)力增大幅度減少；推進(jìn)38 m時(shí)支承壓力峰值達(dá)到第一次極大值,此時(shí)直接頂發(fā)生破斷跨落；推進(jìn)48 m 時(shí)支承壓力峰值第二次達(dá)到極大值,此時(shí)老頂達(dá)到極限跨距,發(fā)生破斷,即初次來壓步距45 m,隨后在60 m、72 m處達(dá)到極大值,即周期來壓步距約為12 m。煤體內(nèi)應(yīng)力集中系數(shù)最大為1.81,說明頂煤的存在促使放頂煤開采礦壓顯現(xiàn)不明顯,且頂板較為完整堅(jiān)硬老頂可能發(fā)生彎曲下沉。

5 結(jié)論及應(yīng)用

(1)當(dāng)工作面只進(jìn)行采煤機(jī)割煤而不放煤時(shí),煤壁前方支承壓力影響范圍大約為65 m,超前支承壓力峰值距煤壁6 m 左右,而當(dāng)工作面采煤機(jī)割煤與支架后方放煤平行作業(yè)時(shí),煤壁前方的超前支承壓力范圍增大,約為84 m,超前支承壓力峰值點(diǎn)向煤體深部轉(zhuǎn)移。

(2)工作面自開切眼隨放頂煤工作面推進(jìn)距離的不斷增大,煤壁前方的應(yīng)力集中系數(shù)增加,超前支承壓力峰值向深部轉(zhuǎn)移,當(dāng)工作面推進(jìn)到一定距離時(shí),支承壓力集中系數(shù)不再增加,峰值點(diǎn)與煤壁的距離也基本保持穩(wěn)定。

(3)隨工作面推進(jìn),工作面前方頂、底煤體支承壓力峰值逐漸增大,但增加幅度減小,最后趨于穩(wěn)定；底煤支承壓力峰值點(diǎn)逐漸遠(yuǎn)離煤壁后趨于穩(wěn)定,頂煤支承壓力峰值點(diǎn)先靠近煤壁后遠(yuǎn)離煤壁直到基本穩(wěn)定。

根據(jù)以上實(shí)驗(yàn)結(jié)論,確定本工作面直接頂初次垮落步距為8 m～14 m；老頂初次垮落步距為30 m～45 m；老頂周期來壓步距為10 m～16 m。為本采區(qū)相鄰工作面開采提供了有益參考。