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★煤炭科技开拓与开采★ 超长大采高工作面矿压特征影响因素分析* 李志华1, 2 华心祝2 杨 科2 朱若军3 周德生3 ( 1.安徽理工大学矿业工程博士后流动站,安徽省淮南市,2 3 2 0 0 1; 2.安徽理工大学煤矿安全高效开采省部共建教育部重点实验室,安徽省淮南市,2 3 2 0 0 1; 3.国投新集能源股份有限公司刘庄煤矿,安徽省阜阳市,2 3 6 2 3 5) 摘 要 采用F L A C 3D数值模拟软件模拟了超长大采高俯斜工作面顶板下沉量及工作面 超前支承压力分布规律,并在此模型的基础上,通过调整采高、面长、采深,对比分析了超 长大采高工作面矿压显现特征与常规工作面的差异。研究结果表明刘庄矿1 7 1 3 0 1大采高 综采工作面超前支承压力影响范围大,达到6 0m;顶板最大下沉量随着采深、面长的增大 而增大,增大幅度逐渐减小,随着采高的增大而急剧增大;工作面支承压力峰值随着采深的 增大而增大,随采高的增大而减小,峰值位置均向煤壁前方发生迁移;工作面面长对支承压 力影响不显著,所以在其他条件不变的情况下,增加面长矿压显现变化不大。 关键词 超长工作面 大采高工作面 矿山压力 采高 数值分析 顶板下沉量 中图分类号 T D 3 2 3 文献标识码 A *基 金 项 目国 家 自 然 科 学 基 金 项 目 (5 1 1 7 4 0 0 2, 5 1 0 7 4 0 0 3) ;安 徽 理 工 大 学 博 士 科 研 启 动 基 金 资 助 项 目 (1 1 0 5 7) ;安徽理工大学青年科学研究基金资助项目 I n f l u e n c i n g f a c t o r s o f s t r a t a b e h a v i o r c h a r a c t e r i s t i c s i n s u p e r- l o n g l a r g e m i n i n g h e i g h t w o r k i n g f a c e L i Z h i h u a 1,2,H u a X i n z h u2, Y a n g K e 2, Z h u R u o j u n 3, Z h o u D e s h e n g 3 ( 1. P o s t D o c t o r S t a t i o n o f M i n i n g E n g i n e e r i n g,A n h u i U n i v e r s i t y o f S c i e n c e a n d T e c h n o l o g y, H u a i n a n,A n h u i 2 3 2 0 0 1,C h i n a; 2.K e y L a b o r a t o r y o f M i n i n g S a f e t y a n d H i g h E f f i c i e n t M i n i n g C o-e s t a b l i s h e d b y A n h u i P r o v i n c e a n d M i n i s t r y o f E d u c a t i o n,A n h u i U n i v e r s i t y o f S c i e n c e a n d T e c h n o l o g y,H u a i n a n,A n h u i 2 3 2 0 0 1,C h i n a; 3. L i u z h u a n g C o a l M i n e,S D I C X i n j i E n e r g y C o .,L t d.,F u y a n g,A n h u i 2 3 6 2 3 5,C h i n a) A b s t r a c t T h e F L A C 3 Ds o f t w a r e w a s u s e d t o s t u d y t h e r o o f s u b s i d e n c e i n s u p e r- l o n g l a r g e m i n i n g h e i g h t w o r k i n g f a c e a n d t h e d i s t r i b u t i o n l a w o f a d v a n c e d a b u t m e n t p r e s s u r e o f t h e w o r k i n g f a c e . B a s e d o n t h i s m o d e l,t h r o u g h a d j u s t i n g t h e m i n i n g h e i g h t,w o r k i n g f a c e l e n g t h a n d m i n i n g d e p t h,t h e p a p e r a n a l y z e d t h e d i f f e r e n c e s o f s t r a t a b e h a v i o r c h a r a c t e r i s t i c s b e t w e e n s u p e r- l o n g l a r g e m i n i n g h e i g h t w o r k i n g f a c e a n d n o r m a l w o r k i n g f a c e .T h e r e s u l t s i n d i c a t e t h e a d v a n c e d a b u t m e n t p r e s s u r e o f 1 7 1 3 0 1l a r g e m i n i n g h e i g h t f u l l y m e c h a n i z e d m i n i n g f a c e o f L i u z h a n g M i n e h a s a l a r g e i n f l u e n c e d r a n g e u p t o 6 0 m;t h e m a x i m u m r o o f s u b s i d e n c e i n c r e a s e s w i t h t h e i n c r e a s e o f m i n i n g d e p t h a n d w o r k i n g f a c e l e n g t h,t h e i n- c r e a s i n g - a m p l i t u d e d e c r e a s i n g g r a d u a l l y,w h i l e i t s h a r p l y i n c r e a s e s d u e t o t h e i n c r e a s e o f m i n i n g h e i g h t; t h e p e a k o f f a c e a b u t m e n t p r e s s u r e i n c r e a s e s w i t h t h e i n c r e a s e o f m i n i n g d e p t h,w h i l e d e c r e a s e s w i t h t h e i n c r e a s e o f m i n i n g h e i g h t ,a n d t h e l o c a t i o n o f t h e p e a k t r a n s f e r s t o t h e f r o n t o f t h e c o a l w a l l;t h e e f f e c t o f w o r k i n g f a c e l e n g t h o n a b u t m e n t p r e s s u r e i s v e r y f e e b l e,s o,t h e s t r a t a b e h a v i o r c h a r a c t e r i s t i c s c h a n g e l i t t l e w i t h t h e i n c r e a s e o f w o r k i n g f a c e l e n g t h w h e n k e e p i n g o t h e r c o n d i t i o n s i n v a r i a b l e . K e y w o r d s s u p e r- l o n g w o r k i n g f a c e,l a r g e m i n i n g h e i g h t w o r k i n g f a c e,s t r a t a p r e s s u r e, m i n i n g h e i g h t ,n u m e r i c a l a n a l y s i s,r o o f s u b s i d e n c e 国投新集刘庄煤矿1 7 1 3 0 1工作面位于刘庄煤 矿西三1 3-1煤采区,为西区首采工作面。开采标 高为-5 1 5 . 7~-6 8 1 . 2m。工作面为倾向长壁布 15 超长大采高工作面矿压特征影响因素分析* 置,工作面倾向长为1 2 8 5m,切眼长3 0 0m,煤 层倾 角 5~9 ,平 均 倾 角 7 ;煤 层 厚 度 4 . 3 0~ 6 . 3 0m,平均厚度5 . 1 4m。煤质以气煤为主,普 氏系数为2 . 7~3 . 7。面长加大后,工作面覆岩的 破坏与运动规律将发生改变,即工作面覆岩的宏观 结构及其稳定性产生变化,导致工作面矿压显现规 律不一样。本文以刘庄煤矿1 7 1 3 0 1超长大采高综 采工作面煤层地质条件为背景,采用 F L A C 3 D数值 模拟软件研究了超长大采高工作面顶板下沉量及工 作面支承压力分布规律,并在此模型的基础上,通 过调整采高、面长、采深,对比分析了超长大采高 工作面矿压显现规律与常规工作面的差异。 1 计算模型构建 根据实际的煤层埋深以及岩层分布情况建立数 值计算模型。模型在空间上分x、y、z三个方向, 与实际的开采情况比较,工作面推进方向在模型中 为x方向,工作面走向方向为y方向,竖直方向 为z方向,整个模型在空间尺寸上x方向5 0 0m, y方向5 0 0m ( x和y组成水平面) ,z方向为2 6 0 m。整个模型由8 0 6 4 0 0个单元与8 3 6 3 8 1个结点组 成。模型计算采用摩尔-库仑准则计算。工作面采 用Z Z 1 3 0 0 0-2 7/6 0型支撑掩护式支架,支架最大 控顶距6 . 1 0m,支护强度1 . 2 9MP a。 本次数值模拟岩层属性参照1 7 1 3 0 3工作面轨 道巷6 #钻场取芯钻孔成果图,岩层力学属性依据 实验室测试结果。 2 超长大采高工作面矿压显现特征 2 . 1 工作面支承压力分布规律 模拟工作面净面长 3 0 0 m,采高 6 m,采深 6 2 4m。为了研究工作面超前支承压力分布特征, 从工作面煤壁开始,在工作面中部沿煤层倾向做一 条观测线,提取该观测线上各单元的垂直应力,便 可反映出工作面超前支承压力分布特征,如图1所 示。 在煤壁前方距离煤壁6 0m 以外范围内,支承 压力变化不是很明显;在煤壁前方4 0~6 0m 范围 内,支承压力逐渐上升,说明开始受到采动影响。 在煤壁前方3 0~4 0 m 范围内,该段应力急剧上 升。应力峰值范围为 2 0~3 0 m,应力 峰值达 到 2 4 . 1 5MP a,应力集中系数达到1 . 5 8( 原岩应力 1 5 . 2 8MP a) ,应力峰值位置距煤壁2 5m。 图1 工作面超前支承压力分布图 2 . 2 顶板下沉量变化规律 图2是工作面开采导致的岩体运动矢量图,图 中箭头方向代表了岩体位移方向,箭头长短代表了 位移大小。从图2中可知煤层的开挖会引起顶板岩 层的迅速下沉。 图2 岩体位移矢量图 从实质上讲,采场围岩控制的关键在于工作面 顶板下沉量要控制在一定范围内,保证支柱具有行 程,工作面支架不被压死。通过监测沿工作面方向 距离工作面煤壁6 . 0m 处的顶板下沉量,即支架 顶梁末端的垂直位移,再根据顶板下沉量与监测点 距带式输送机巷的距离,就可以得到采场顶板下沉 量关 系 曲 线,见 图 3。从 图 3 可 以 看 出,由 于 1 7 1 3 0 1工作面为倾斜长壁工作面,工作面两条巷 道埋深一样,所以,采场顶板下沉量呈对称出现, 顶板下沉量随着距回采巷道距离的增大而不断增 加,距离回采巷道0m、2 0m 时顶板下沉量约为 2 3 0mm。当测点距离回采巷道大于2 0m后,顶板 下沉量急剧增加,当测点距离巷道大于1 0 0m 后, 顶板下沉量基本保持不变;当测点距离机巷1 5 0 m,即在工作面中部时,顶板下沉量增加到最大值 8 1 8 . 0 8mm。1 7 1 3 0 1工作面煤层平均总厚度5 . 3 4 m,采用Z Z 1 3 0 0 0-2 7/6 0型支撑掩护式液压支架, 所以当顶板下沉量大于2 . 6 4m 时,支架立柱才会 25 中国煤炭第3 9卷第1期2 0 1 3年1月 无行程。从图3中可以看出无论是在工作面的两端 头还是在中部,支架都不会被压死。 图3 采场顶板下沉量变化曲线 3 采深对采场矿压显现的影响 1 7 1 3 0 1工作面为倾斜长壁工作面,工作面在 回采过程中,由浅部开采到深部时矿压显现特征不 一致。以初始模型为基础,分析了采深对工作面矿 压显现特征的影响。模型重新调整原则为工作面面 长不变,采高不变,岩层物理、力学属性保持不 变,仅改 变 采 深。重 建2个 模 型,采 深 分 别 为 5 4 2m、6 2 4m( 已在初始模拟中模拟) 、7 0 7m。 图4 采深对顶板下沉量的影响 图4为不同采深顶板下沉量的关系曲线。可以 看出,1 7 1 3 0 1倾斜长壁工作面由浅部开采到深部 时,在工作面中部时,顶板下沉量均达到最大值。 当采深 为 5 4 2 m 时,顶 板 最 大 下 沉 量 为 6 4 4 . 1 5 mm;当采深为7 0 7m 时,顶板最大下沉量逐渐增 加到9 0 2 . 0 9mm。在采高、工作面面长等条件不 变的情况下,顶板最大下沉量随着采深的增大而增 大,但是增大幅度逐渐减小。 图5 采深对工作面超前支承压力的影响 图5为不同采深工作面超前支承压力变化曲线。 1 7 1 3 0 1工作面由浅部开采到深部时,在煤壁附近, 由于受到的原岩应力增加,煤体已经发生破坏,承 载能力降低,支承压力峰值降低。而在工作面前方 1 5m以外,煤体又由塑性区过渡到弹性区,承载能 力增大,工作面煤层埋深越大,形成的支承压力峰 值越大,峰值位置向煤壁前方发生迁移。 4 采高对采场矿压显现的影响 模型重新调整原则为工作面面长不变,采深不 变,岩层物理、力学属性保持不变,仅改变采高。 重建3个模型,采高分别为2m、3m和4 . 5m。 图6为不同采高顶板下沉量变化曲线,可以看 出,工作面采高由2 . 0m增加到6 . 0m时,顶板 下沉量逐渐增加,在工作面两端头顶板下沉量随采 高的 增 加 逐 渐 增 加,当 测 点 距 离 回 采 巷 道 大 于 2 0m后,顶板下沉量随采高的增加而急剧增加, 采高越大,顶板下沉量增加幅度越大,在工作面中 部时,顶板下沉量均达到最大值。在采深、工作面 面长等条件不变的情况下,顶板最大下沉量随着采 高的增大而增大,而且采高越大,顶板下沉量增大 幅度越大。 图7为不同采高工作面超前支承压力变化曲线。 采高越大,形成的支承压力峰值距离工作面煤壁越 35 超长大采高工作面矿压特征影响因素分析* 远。在煤壁处,采高越大,支承压力峰值越小。 5 工作面面长对采场矿压显现的影响 模型重新调整原则为工作面采高不变,采深不 变,岩层物理、力学属性保持不变,仅改变面长。 重建4个模型,面长分别为1 5 0m、2 0 0m、2 5 0m 和3 5 0m。 图8 面长对顶板下沉量的影响 图8为不同面长顶板下沉量变化曲线,可以看 出,采场顶板下沉量随着工作面面长的增加而逐渐 增加,在工作面两端头顶板下沉量随面长的增加基 本保持不变,当测点距离回采巷道大于2 0m后, 顶板下沉量随面长的增加而逐渐增加,但增大幅度 逐渐减小。在工作面中部时,顶板下沉量均达到最 大值。 图9 面长对工作面超前支承压力的影响 当工作面面长为1 5 0m 时,顶板最大下沉量 为3 2 9 . 5 4mm;当面长增加到3 0 0m 时,顶板最 大下 沉 量 迅 速 增 加 到8 1 8 . 0 8 mm;面 长 再 增 加 3 5 0m时,顶板最大下沉量仅增加到8 4 9 . 6 5mm。 所以,在采高、采深等条件不变的情况下,顶板最 大下沉量随着面长的增大而增大,但是增大幅度逐 渐减小。当面长超过3 0 0m 后,顶板最大下沉量 基本保持不变。 图9为不同面长工作面超前支承压力变化曲 线,从图9中可以看出4条曲线基本重合,说明面 长发生变化后,工作面超前支承压力变化不明显。 6 结论 ( 1)大采高俯斜综采工作面超前支承压力影响 范围大,达到6 0m,所以在工作面回采期间,应 加大超前支护范围,刘庄矿1 7 1 3 0 1工作面超前支 护范围应加大到6 0m。采场顶板下沉量呈对称出 现,在工作面中部时,顶板下沉量达到最大值。 ( 2)采场顶板最大下沉量随着采深的增大而增 大,但是增大幅度逐渐减小。采深越大,形成的支 承压力峰值越大。 ( 3)采场顶板最大下沉量随着采高的增大而急 剧增大。采高越大,工作面支承压力峰值距离工作 面煤壁越远,支承压力峰值越小。 ( 4)采场顶板最大下沉量随着面长的增大而增 大,但是增大幅度逐渐减小。当面长超过3 0 0m 后,顶板最大下沉量基本保持不变。面长对工作面 支承压力影响不明显。 参考文献 [1] 谢广祥,华心祝,杨科.极复杂煤层条件下倾斜长壁 大采高综采技术 [J].煤炭科学技术,2 0 0 7( 3) [2] 刘胜志,杨小彬.大采高工作面矿压显现规律数值 模拟研究 [J].中国煤炭,2 0 1 1( 1 2) [3] 代贵生,范文胜. 7m大采高综采工作面贯通方法 实践 [J].中国煤炭,2 0 1 2( 3) [4] 王鑫,杨明亮.超长工作面矿山压力显现规律数值 模拟研究 [J]. 山西煤炭,2 0 1 1( 2) [5] 黄炳香,刘长友等.超长孤岛综放工作面煤柱支承 压力分布特征研究 [J].岩土工程学报,2 0 0 7( 6) [6] 曹胜根,缪协兴.超长综放工作面采场矿山压力控 制 [J].煤炭学报,2 0 0 1( 6) [7] 缪协兴,钱鸣高.超长综放工作面覆岩关键层破断 特征及对采场矿压的影响 [J].岩石力学与工程学 报,2 0 0 3( 1) [8] 鞠金峰,许家林,王庆雄 . 大采高采场关键层 “ 悬臂 梁”结构运动型式及对矿压的影响 [J].煤炭学 报,2 0 1 1( 1 2) [9] 司荣军,王春秋,谭云亮.采场支承压力分布规律的 数值模拟研究 [J].岩土力学,2 0 0 7( 2) 作者简介李志华 (1 9 8 1-) ,男,陕西省汉中市人, 副教授,工学博士,从事矿山压力及冲击矿压方面的研究。 ( 责任编辑 张毅玲) 45 中国煤炭第3 9卷第1期2 0 1 3年1月
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