特厚煤层综放工作面顶煤变形力学分析及试验研究.pdf

书书书 第 48 卷 S1 煤 炭 科 学 技 术 Vol. 48Special 2020 年 1 月 Coal Science and TechnologyJan．2020 采矿科学与工程 特厚煤层综放工作面顶煤变形力学分析及试验研究 康官先1 ， 张 彬2， 康天合2 ， 李 超2 ， 王 开2 1．太原理工大学 安全与应急管理工程学院， 山西 太原030024; 2．太原理工大学 原位改性采矿教育部重点实验室， 山西 太原 030024 摘要 根据斜沟煤矿 23103 大采高综放工作面特厚煤层赋存条件， 运用力学分析、 PFC 数值模拟和 1 ∶ 40 的大比例物理模拟试验， 研究了大采高综放工作面顶煤的变形规律。结果表明 ①随着顶煤厚 度的增加， 支承压力的峰值强度降低， 峰值点距煤壁距离增加， 支承压力影响范围加大; ②顶煤在支承 压力峰值区主要为剪切破坏; 邻近工作面的煤壁， 支承压力降低， 顶煤的破坏主要为拉伸破坏; ③煤壁 前方顶煤运移以水平方向的变形为主; 控顶距上方顶煤运移以垂直位移为主; ④顶煤是以受拉破坏为 主造成冒落; 采高 4 m 时， 顶煤垮落角平均值为 67．36， 顶板断裂期间， 顶煤垮落角的平均值为 76．54。给出顶煤滞后垮落的处理措施， 对斜沟及具有相似赋存条件的煤层， 具有一定的指导意义。 关键词 大采高; 综放工作面; 顶煤变形; 相似模拟; 物理模拟 中图分类号 TD823文献标志码 A 文章编号 0253－2336 2020 S1－0001－04 Mechanical analysis and test study on top coal deation in fully－mechanized caving mining face with extremely large height seam KANG Guanxian1， ZHANG Bin2， KANG Tianhe2， LI Chao2， WANG Kai2 1．School of Safety and Emergency Management Engineering， Taiyuan University of Technology， Taiyuan030024， China; 2．Key Laboratory of In－Situ Property－Improving Mining of the Ministry of Education， Taiyuan University of Technology， Taiyuan030024， China Abstract According to the occurrence condition of extra－thick coal seam of 23103 large mining height fully mechanized caving face in Xiegou coal mine， the deation of top coal in large mining height fully mechanized caving face was studied by mechanical analysis， PFC numerical simulation and large scale physical simulation test of 1 ∶ 40．The results show that ①With the increase of the thickness of the top coal， the peak strength of the supporting pressure decreases， the distance between the peak point and the coal wall increases， and the influence range of the supporting pressure increases．②The top coal is mainly sheared in the peak area of the supporting pressure．Destruc- tion; the coal wall adjacent to the working face， the supporting pressure is reduced， the damage of the top coal is mainly tensile failure; ③ the top coal movement in front of the coal wall is mainly in the horizontal direction; The vertical displacement is dominant; ④the top coal is mainly caused by the tensile failure; when the mining height is 4 m， the average value of the top coal caving angle is 67．36．During the roof rupture， the average value of the top coal caving angle is 76．54．The treatment measures for the lag of the top coal are given， which has cer- tain guiding significance for the inclined ditch and the coal seam with similar occurrence conditions． Key words large mining height; fully－mechanized caving face; top coal deation; similar simulation; physical simulation 收稿日期 2019－10－12; 责任编辑 杨正凯 基金项目 国家自然科学基金资助项目 U1810102， 51974194 作者简介 康官先 1986 ， 男， 山西应县人， 博士研究生。E－mail kangguanxian 163．com 0引言 世界煤炭储量的 1/3 以上为厚煤层， 在我国已 探明的煤炭储量中厚煤层占 45以上， 产量也相应 为我国原煤总产量的 50左右 ［1， 2 ］。采高在 7 m 左 右的大采高综采及采高在 14 m 左右的特厚煤层综 放开采案例比比皆是。然而， 我国有很多矿区赋存 有厚度为 14～20 m 及以上的特厚煤层 ［3－5 ］， 在这种 煤层条件下， 如果采用普通综放开采， 至少需要两个 分层， 然而分层开采不仅成本高、 产量低， 留煤皮假顶 煤炭损失量大， 并且下分层巷道支护困难， 上分层采 空区的遗留的瓦斯、 煤和积水对下分层的安全开采存 在严重的隐患。鉴于此， 一些学者提出采用大采高综 放开采此类煤层 ［6－7 ］并且初步的研究结果表明， 大采 高综放开采特厚煤层具有高产高效、 放煤空间大， 工 作面过风断面大， 资源采出率高， 经济效益好等优点。 但近年来我国的大采高综放工作面实践表明 大采高 综放工作面易发生煤壁片帮、 端面冒顶及支架稳定性 1 2020 年 S1 煤 炭 科 学 技 术 第 48 卷 事故等围岩控制方面的问题 ［8－9 ］， 对大采高综放工作 面顶煤的变形规律尚无系统的理论研究成果， 不能有 效指导大采高放顶煤工艺现场实践。笔者以斜沟煤 矿 23103 大采高综放工作面为例， 运用力学分析、 PFC 数值模拟和 1 ∶ 40 的大比例物理模拟试验， 对大采高 综放工作面顶煤的变形规律进行系统的研究， 并对造 成超前和滞后垮落现象的原因进行了分析， 给出顶煤 滞后垮落了处理措施， 对斜沟及具有相似赋存条件的 煤层， 具有一定的指导意义。 1顶煤变形力学分析 综放开采是由于工作面前方支承压力对顶煤的 压裂作用， 使破碎煤体及时冒落而进行回收， 因此发 现和改善特厚煤层综放开采工作面煤壁支承压力分 布规律是实现特厚煤层放顶煤开采的必要基础。 工作面前方塑性区内支承压力分布规律为［2 ］ σyτ0cot φ 1sin φ 1－sin φe 2fx M 1－sin φ 1sin φ 1 式中 f 为层面间的摩擦系数; M 为煤层厚度; φ 为煤 体内摩擦角; x 为塑性区内任一点到煤壁的距离; τ0cot φ 为煤体自撑力。 分析式 1 可知， 支承压力随采高的增加而减 小。令 σyKγH， 可得支承压力峰值点距煤壁端面 的距离 x0 M 2f 1sin φ 1－sin φln KγH 1－sin φ τ0cot φ 1sin φ ， 因此支 承压力峰值与煤壁端面距离随采高的增大而增加。 靳钟铭等 ［10 ］根据放顶煤支撑系统的刚度及其 组成 图 1 、 单元体受力 图 2 ， 建立了综放面塑性 区和弹性区支承压力分布规律的解析表达式。认为 相同采厚， 放顶煤开采比普通长壁开采工作面前方 支承压力分布范围广， 峰值压力相对较小， 塑性区宽 度大， 弹性区分布范围也大。 图 1放顶煤采场支撑系统 Fig．1Supporting system in top－coal caving face 塑性区σy K1K2S1 2K1 K 2 M 2 弹性区σyKγβHe 2f x0－x Mβ 3 式中 K1为直接顶刚度; K2为煤体刚度， 认为顶煤 和底煤的刚度近似相等; K 为应力集中系数; S1为直 接顶的初次下沉量， 即煤体的压缩量; γ 为煤岩平均 容重; β 为系数。 β 1－ μ μ 1 M2/2 x－x0M/2 2－ M/22[] 4 说明随着顶煤厚度的增加， 支承压力的峰值强度 降低， 峰值点距煤壁距离增加， 支承压力影响范围加 大， 有利于防止特厚煤层煤与瓦斯突出等动力灾害。 图 2顶煤受力分布 Fig．2Distribution of pressure in elastic zone 2PFC 模拟顶煤顶板运移过程的数值模拟 PFC particle flow code 是由美国明尼苏达大学 和美国 Itasca Consulting Group Inc．开发的离散单元 法的计算软件， 是通过离散单元方法来模拟圆形颗 粒介质的运动及其相互作用。放顶煤采煤方法中， 顶煤放出的过程和煤矸堆积状态可视为粒状集合体 的破裂和破裂发展问题以及散体介质流动问题， 所 以应用 PFC 对顶煤放出过程以及煤矸堆积状态进 行模拟能取得较好的效果。 2．1模型建立 计算模型以斜沟煤矿 23103 大采高综放工作面 地质条件为背景。该矿地质条件为， 平均埋深 360 m， 平均煤厚 15 m， 采高 4 m， 放煤高度 11 m。 依据 23103 工作面条件建立模型。此次模拟主要是 对顶煤、 顶板运移规律进行研究， 所监测的顶煤位移 点测位置如图 3 所示。 图 3监测的位移点 Fig．3The displacement monitoring point 2．2数值模拟结果及分析 本次模拟选取距煤壁 50 m 的煤层作为研究对 象， 监测 4 个点的水平与垂直位移， 工作面每往前推 2 康官先等 特厚煤层综放工作面顶煤变形力学分析及试验研究2020 年 S1 进 1 m 记录一次各监测位移点的水平与垂直位移， 随工作面推进将各监测位移点的水平与垂直位移提 取出来绘制成图。结果表明 顶煤水平位移分量随 至工作面距离呈指数函数关系， 顶煤垂直位移分量 随至工作面距离呈二次多项式函数关系。随着工作 面往前推进， 顶煤、 顶板首先出现的是水平方向的位 移， 并且在工作面前方水平位移大于垂直位移， 在工 作面后方垂直位移大于水平位移， 层位越低， 越邻近 采空区， 顶煤位移越大。 3顶煤活动规律相似模拟 3．1试验装置与试验模型设计 根据试验所模拟的原型地质开采条件， 用长 高厚4 410 mm4 710 mm208 mm 的大型平面 应变刚性加载装置， 四周用槽钢与有机玻璃板约束。 根据地质条件， 确定几何相似比， 确定几何相似比 al1/40; 密度相似比 aγ17/250．68 岩石 ， aγ 15/250．6 煤 ; 应力与弹模相似比 aσ， E0．017 岩 石 ， aσ， E 0． 015 煤 ; 载荷相似比 aF a 3 laγ 1．062 510 －5 ; 时间相似比 ata 槡l 0．158 7。 计算得到选用汾河沙作为骨料， 用石灰、 碳酸钙、 石膏做胶结材料， 硼砂做缓凝剂。由于节理、 裂隙等对 的影响， 对已测定岩石、 煤的力学特性分别考虑 0．7 和 0．6 的龟裂系数， 然后根据相似理论求得模型各分层材 料的力学参数， 选择材料配比， 计算材料用量。 模型上覆 6 325 mm 实际 253 m 高度的岩层重 力， 采用分级配块来实现面力加载补偿， 最后在模型顶 板用油缸加载。每 100 m 覆岩需要补偿载荷为 2．5 0．0170．042 5 MPa42．5 kPa， 考虑两侧槽钢的弹性夹 持所产生的摩擦阻力， 取 1．3 的摩擦系数， 所需集中载 荷 K1．32．5342．54．370．2122．17 kN， 没有模拟的 岩层用 3 个压力油缸压力补偿， 每个油缸面积为 150 cm2， 3 个油缸并联， 则每个油缸压力 X122．17/450 0．271 5 kN/cm2， 即2．715 MPa。 在距离模型左侧边缘 100 mm 原型 4 m 处开 挖开切眼， 开切眼高为 10 cm 实际 4 m ， 开切眼宽 为 21 cm 8．4 m ， 在开切眼内分别放置液压支架， 设定初撑力后进行开采。按照每天推进 17．6 cm 7．04 m ， 即每隔 38 min 开挖 4．4 cm 1．76 m 的速 度 相当于原型工作面两刀割煤进度 开采。 3．2相似模拟结果及分析 3．2．1顶煤的初次垮落和垮落角 工作面推进 17．36 m 43．4 cm 时， 下位顶煤厚 1 m 2．5 cm 离层垮落 图 4a ; 工作面推进 19．12 m 47．8 cm 时， 下位顶煤 2 m 5 cm 处出现明显离层 图 4b ; 工作面推进 22．64 m 56．6 cm 时， 下位顶 煤 2 和 3 分层垮落 图 4c ; 工作面推进 29．68 m 74．2 cm 时， 顶煤全厚初次垮落 图 4d 。顶煤破 坏是以分层弯曲沉降后受拉破坏为主的冒落。采高 4m 时， 顶煤垮落角 最 大 可 达 到 86． 9， 最 小 为 34．71， 平均为 68．01。周期来压时， 顶煤垮落角平 均为 75．98。 图 4顶煤的初次垮落 Fig．4First fall of top coal 3．2．2顶煤的超前垮落 顶煤的超前垮落可分为以下几种情况 ①当工 作面推进 42 m 105 cm 时， 直接顶来压， 顶煤在支 架上方以 67的垮落角超前断裂; ②当工作面推进 45．52 m 113．8 cm 时， 下位顶煤 2 m 5 cm 范围分 层垮落， 并在顶梁前段后方 1．05 m 2．63 cm 处以 28的垮落角断裂; ③当工作面推进 49．04 m 122．6 cm 时， 基本顶初次来压， 直接顶板的断裂角度为 51; ④当工作面推进 63．12 m 157．8 cm 时， 基本顶 第一次周期来压， 顶煤在顶梁前段后方 1．07 m 2．67 cm 处断裂以 59的垮落角超前垮落; ⑤当工作面推 进 93．04 m 232．6 cm 时， 36 号亚关键层突然来压 导致超前回转、 断裂、 弯曲下沉， 直接顶板在煤壁上 方以 68的垮落角突然垮落。总之， 顶煤超前垮落 位置位于工作面支架顶梁前端。 3．2．3顶煤的滞后垮落 工作面推进 19．61 m 49．04 cm 时 图 6 ， 上位 顶煤悬伸 18．95 m 47．37 cm 时的情况。顶煤滞后 垮落的原因为 顶煤或顶板垮落后， 上覆岩层对顶煤 的压力变小， 顶煤不能超前破断、 支架对顶煤扰动少 而导致顶煤悬伸; 垮落矸石充填了部分采空区， 对悬 伸的顶板起支撑作用， 对顶煤的压力变小; 破碎矸石 冲进支架后方， 对顶煤起支撑作用， 顶煤没有回转垮 3 2020 年 S1 煤 炭 科 学 技 术 第 48 卷 落的空间。针对顶煤的滞后垮落， 应采取以下措施 ①在支架上方增加扰动机构以破坏顶煤的放煤拱结 构; ②顶煤顶板垮落后应该适当放慢推进速度， 并增 加支架对顶煤的多次反复支撑、 卸载; ③预裂爆破或 提前注水弱化顶煤; ④当支护阻力小或无支护时， 容 易在煤壁线附近发生直接切落， 因此要求支架有足 够的工作阻力。 图 5顶煤的悬伸 Fig．5Cantilevering of top coal 4结论 1 根据工作面前方极限平衡区支承压力的理论分 析， 得出随着顶煤厚度的增加， 支承压力的峰值强度降 低， 峰值点距煤壁距离增加， 支承压力影响范围加大。 2 不同受力状态的煤体表现出不同的破坏特 征 在支承压力峰值区， 顶煤的破坏主要为剪切破 坏; 在邻近工作面的煤壁， 支承压力降低， 顶煤的破 坏主要为拉伸破坏; 工作面继续推进， 顶煤从三向受 力变为双向受力， 将产生冒落。 3 开采前顶煤表现宏观各向异性的力学特性， 其破坏首先受宏观裂隙控制。弱面强度即为煤体强 度， 顶煤沿弱面产生剪切错动。 4 在超前支承压力的挤压作用下， 煤壁前方顶 煤运移主要以水平方向的变形为主， 方向指向采空 区; 在顶板断裂沉降引的压力及重力作用下， 控顶距 上方顶煤运移以垂直位移为主， 方向竖直朝下。 5 以斜沟13 号煤为地质原型对特厚煤层顶煤活 动规律进行物理模拟， 研究表明 ①顶煤破坏是以分层 弯曲沉降后， 受拉破坏为主而造成冒落; ②采高 4 m 时， 顶煤垮落角平均值为 67．36， 来压影响和顶板断裂 期间， 顶煤垮落角的平均值为 76．54; ③顶煤存在超前 和滞后垮落现象， 对造成超前和滞后垮落现象的原因 进行了分析， 给出顶煤滞后垮落了处理措施。 参考文献 Ｒeferences ［ 1］WANG Jinhua．Present status and development tendency of fully mechanized coal mining technology and equipment with high cutting height in China ［J］．Coal Science and Technology， 2006， 34 1 ， 4－7． ［ 2］徐永圻．煤矿开采学［M］．徐州 中国矿业大学出版社， 1999． ［ 3］富强， 刘建华．鄂尔多斯地区安全高效采煤方法的适应性研 究［J］．煤炭科学技术， 2007， 35 6 14－18． FU Qiang， LIU Jianhua．Study on adaptability of safety and high ef- ficient mining in Erdusi Area［J］．Coal Science and Tecnol- ogy， 2007， 35 6 14－18． ［ 4］惠本利．深部矿井厚煤层超大采高综采技术研究展望［J］．煤炭 科学技术， 2014， 42 4 1－4． HUI Benli． Ｒeaserch prospect of fully － mechanized coal mining technology with ultra high cutting height of thick seam in deep mine［J］．Coal Science and Tecnology， 2014， 42 4 1－4． ［ 5］程建祯．大采高工作面开采方式的合理选择［J］．煤炭科学技 术， 2011， 39 5 11－13． CHENG Jianzhen．Ｒational selection of mining for high cut- ting coal mining face［J］．Coal Science and Tecnology， 2011， 39 5 11－13． ［ 6］康天合， 柴肇云， 李义宝， 等．底层大采高综放全厚开采 20m 特 厚中硬煤层的物理模拟研究［J］．岩石力学与工程学报， 2007， 26 5 1065－1072． KANG Tianhe， CHAI Zhaoyun， LI Yibao， et al．Study on physical simulation of full－seam mining for a 20m very thick and medium hard seam by sub－level caving mining with high bottom cutting height［J］．Chinese Journal of Ｒock Mechanics and Engineering， 2007， 26 5 1065－1072． ［ 7］杨登峰， 张凌凡， 柴茂， 等．基于断裂力学的特厚煤层综放开 采顶板破断规律研究［J］．岩土力学， 2016， 37 7 2033－2039． YANG Dengfeng， ZHANG Linfan， CHAI Mao， et al．Study of roof breaking law of fully mechanized top coal caving mining in ultra－ thick coal seam based on fracture mechanics［J］． Ｒock and Soil Mechanics， 2016， 37 7 2033－2039． ［ 8］常聚才， 谢广祥．特厚煤层大采高综放工作面煤壁片帮机制分 析［J］．岩土力学， 2015， 36 3 803－808． CHANG Jucai， XIE Guangxiang．Analysis of rib spalling mechanism of fully－mechanized top－coal caving face with great mining height in extra－thick coal seam［J］．Ｒock and Soil Mechanics， 2015， 36 3 803－808． ［ 9］闫少宏， 徐刚， 张学亮， 等．特厚煤层综放工作面大面积切顶 压架原因分析［J］．煤炭科学技术， 2015， 43 6 14－18． YAN Shaohong， XU Gang， ZHANG Xueliang， et al．Ｒeason analyses on large area roof cutting and collapse of hydraulic supports at fully－mechanized top coal caving mining face in ultra－thick coal seams［J］．Coal Science and Tecnology， 2015， 43 6 14－18． ［ 10］靳钟铭．放顶煤开采理论与技术［M］．北京 煤炭工业出版 社， 2001． ［ 11］毛德兵．综放开采割煤高度与顶煤回收率相互关系研究［J］． 煤矿开采， 2009， 14 4 13－15． MAO Debing．Ｒesearch on relationship of mining height and re- covery of top－coal in full－mechanized caving mining［J］．Coal Mining Technology， 2009， 14 4 13－15． 4