发耳矿首采层开采顶板“两带”发育规律分析_孔庆军.pdf

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发耳矿首采层开采顶板 “两带” 发育规律分析 孔庆军 1, 刘 柱2,3,4, 李希建2,3,4, 郭隆鑫2,3,4 (1. 兖矿贵州能化有限公司, 贵州 贵阳 550081; 2. 贵州大学 矿业学院, 贵州 贵阳 550025; 3. 复杂地质矿山开采安全技术工程中心, 贵州 贵阳 550025; 4. 贵州大学瓦斯灾害防治与煤层气开发研究所, 贵州 贵阳 550025 ) 摘要 煤层回采过程中, 顶板上覆岩层在自重影响下发生断裂下沉并形成 “三带” 。通过对顶板 “两 带” 发育规律研究, 将为高位钻孔瓦斯抽采、 顶板治理提供理论依据。根据发耳矿五采区 1 煤层的现 场情况, 通过数值模拟、 理论分析、 摄像观测等研究方法, 确定发耳矿 1 煤首采层冒落带高度为 15m, 裂缝带高度为 51m, 开采后上覆岩层较长时间内处于动态下沉状态。 研究成果对较软煤系地层上覆岩 层移动有新的认识。 关键词 “两带” 观测 ; 冒落带 ; 裂缝带 ; 数值模拟 ; 钻孔摄像法 中图分类号 TD823文献标志码 A文章编号 1009- 0797 (2020 ) 05- 0038- 05 Analysis of the Development Law of the “Two Belts“ in the Top Plateof the First Mining Layer in Fa Er Mine KONGQingjun1, LIUZhu2,3,4, LI Xijian2,3,4, GUOLongxin2,3,4 (1. YankuangGuizhou EnergyCo., Ltd., Guizhou Guiyang550081; 2. Guizhou UniversityMine College, Guizhou Guiyang550025, China; 3. EngineeringCenter for Safe MiningTechnologyunder ComplexGeologic Condition, Guiyang550025, China; 4. Institute ofGas Disaster Prevention and Coalbed Methane Development ofGuizhou University, Guiyang550025, China ) Abstract In the process of Mining, the top plate overburden fractures and sinks under the influence of self- gravity and s “three belts“. The study ofthe development lawof“two belts“ ofthe roofplate will provide the theoretical basis for high level drilling gas extraction and roof plate management. According to the field situation of the No. 1 coal seam in the five mining areas of the Faer mine, through numerical simulation, theoretical analysis, camera observation and other research s, it is determined that The height of the first rise- down zone of the 1 coal mine is 15m and the height of the crack zone is 51m, and the overlying rock layer will be in a long time after mining. Dynamic subsidence state. The research results provide newinsights intothe movement ofthe overlyingrock strata in the softer coal system. Key Words two- belt observation; crack belt; numerical simulation; drillingcamera 0引言 贵州西南地区多数矿井煤层群附存状态复杂 [1], 首采层开采过程中, 存在瓦斯超限、 煤与瓦斯突 出、 煤层顶板覆岩裂隙发育规律复杂的现象。通过 对首采层上覆岩层顶板 “两带” 发育规律的研究, 确 认 “两带” 高度范围, 将有效确定瓦斯抽采钻孔的位 置、 顶板支护具体参数[2]。 对于首采层开采的研究, 众多学者在理论及现 场实践进行了大量的研究, 首采层的开采将影响邻 近煤层的瓦斯运移及应力变化。刘清泉等[3]在分析 首采层应力状态的基础上, 提出了解析 - 扩散效应 及煤与瓦斯气固耦合模型。李青松等[4]构建了一票 否决和综合类指标结合的方法, 用于选取最佳的首 采层。王新琨[5]提出了井上下联合采动卸压技术, 消 除首层开采的危险性。在首采层开采的基础上, 在 “两带” 发育规律中, 尹光志[6]等在三维采动应力条 件下对覆岩裂隙演化规律进行了试验研究, 得出了 真三轴应力下裂隙发育的高度。尹增德[7]在有限元 分析基础上增加粘弹塑性分析, 定义了点安全度岩 层破坏判据, 对采动边界破坏规律进行了研究。任 强[8]通过数值模拟研究覆岩破坏规律, 并针对裂隙 发育的因素进行敏感性分析。 本文以发耳矿 50105 工作面为研究对象,首先 对煤层群通过 Flac3D 进行几何建模并数值模拟采动 过程中围岩的应力变化;然后通过经验公式计算工 作面冒落带和裂缝带理论最大高度; 最后根据经验 公式结果, 确定钻孔施工方位, 采用 YTJ- 20 型岩层 探测记录仪拍摄钻孔内 “ 两带 “ 裂隙的发育情况。 理论分析与现场观测结果相互结合, 多方位、 多角 度的勘探钻孔, 提高了 “两带” 发育高度的准确性。 1煤层群开采模型建立及数值分析 1.1几何模型建立 本次模拟以发耳矿 50105 工作面为研究对象, 其走向长 643.5m~704m,倾向平均宽度 145.3m, 面 煤矿现代化2020 年第 5 期总第 158 期 38 ChaoXing 积 111211.7m2, 工作面标高 868~916m。在对五采 区地层深入分析并加以抽象及简化的基准上, 对岩 层采用 Brick 模型, 岩性相近的归为一组岩层[9]。模 型 X 方向长度为 160m, Y 方向长度为 500m, Z 方向 为 150m。岩石在塑性变形时伴有明显的体积变形, 因而计算中覆岩采用弹塑性本构模型, 屈服准则采 用摩尔 - 库伦准则。岩层物理力学参数见表 1. 表 1发耳矿煤岩体物理力学参数 为了观察所研究工作面区域的形态变化, 对模 型的边界进行条件设定。 规定 X, Y, 底板均为固定边 界。 顶板不受约束, 并施加纵向载荷 10MPa 模拟重力 对顶板的影响。模型的重力加速度设置为 10m2/s。此 研究区域所要研究的需求不同, 按照重要程度对网格 疏密进行设定, 使 50105 工作面所在的 1 号煤层及其 附近岩层网格密布, 其他岩层网格稀疏, 减少运算时 间的同时提高研究区域的计算精度[10]。 1.2数值计算 模型设定 X 方向长度为 160m, Y 方向长度为 500m, Z 方向为 150m,故设定工作面长度为 120m, 开挖宽度为 140m, 分 6 次开挖, 每次开挖进尺 20m, 总长度为 120m。 1.3采动覆岩应力分布特征 所研究区域的岩体在开挖之后, 破坏了原岩应力 平衡状态, 随着生产的推进转变为应力集中状态[11]。 采 空区顶板的下沉位移, 顶板压力继而得到释放。循环 往复, 直至工作面生产周期结束。本次模型分为 6 步 开挖, 分别是 20m、 40m、 60m、 80m、 100m、 120m, 其围 岩沿走向剖面的垂直应力分布如图 1 所示。 原本支撑顶板和底板的煤岩体被采出, 采空区 顶板覆岩应力发生变化,应力集中区域显示为蓝 色, 卸压区域显示为红色。顶板及底板压力转移到 用于支撑上覆岩层的两脚上, 即工作面和开切眼位 置, 且顶板卸压大于底板卸压。而采空区上覆岩层 卸压区域对称分布。卸压区域面积随着工作面的连 续推进采空区面积的增加而增加, 但是应力集中区 域仍然是两脚区域。通过图中可见, 工作面推进前 方煤体应力在推进过程中处于 原岩应力平衡 - 应 力平衡破坏 - 应力集中 - 卸压 - 应力再平衡。在此 过程中, 卸压区域及两脚应力集中区域的高度最终 维持在一个稳定值。[12] 图 1沿走向剖面的垂直应力分布图 1.4采动覆岩破坏规律 Flac3D 模拟中以塑性区的形式来表明由于采 动造成的上覆岩层破坏形态, 上覆岩因应力变化所 受的破坏的形态和程度则通过网格的塑性变形分 布情况来判断, 上覆岩三带的高度及其影响的范围 通常可依据岩层的损伤破坏程度计算。[13] 图 2沿走向剖面的采动覆岩破坏图 煤层开挖后, 上覆岩层在自身重力作用下首先 发生剪切破坏,在剪切破坏之后继而发生拉伸破 坏。顶板岩石抗压能力显著大于抗拉能力, 拉伸破 坏致使其产生微小裂隙, 裂隙在发展到一定程度之 后, 无法支撑顶板上覆岩层将发生垮落作用。随着 工作面不断推进, 采动作业致使塑性区面积不断扩 大,影响整个采空区上覆岩层的原始应力状态, 关 键层断裂, 继而发生周期来压。 2经验公式计算下两带发育高度 根据经验计算公式, 对于开采单一煤层的冒落 带最大高度 Hm M- W (K- 1) cosα (1) 式中, Hm为煤层法线方向的冒落带高度; M为 煤层开采厚度; W 为冒落过程中顶板下沉值; K 为 煤矿现代化2020 年第 5 期总第 158 期 编 号 煤岩名称 厚度 m 密度 kg/m3 内聚力 C MPa 体积模量 KGPa 剪切模量 GGPa 内摩擦 角 f 1泥质粉砂岩5.2024006.84624.246 2粉砂岩3.3524007.2452645 3泥质粉砂岩4.2524006.84624.246 4泥岩0.2524003.73823.328 51 煤1.9114002.12514.825 6铝质泥岩0.2524007.2452645 7细砂岩9.45260015.46237.445 8粉砂质泥岩2.1524007.2452645 93 煤1.2414002.12514.825 10泥岩1.2024003.73823.328 39 ChaoXing 冒落岩石碎胀系数; α 煤层倾角。 裂缝带高度经验计算法有 2 中测算方法 计算公式 (1) Hli 100M 1.6M3.6 5.6(2) 式中 Hli为煤层法线方向的裂缝带高度。 计算公式 (2) Hli20M10 ■ (3) 在对矿井实际考察中, 工作面煤厚 1.9m, 冒落 过程顶板下沉值取 0,中硬顶板压实作用下碎胀系 数 k取值 1.2, 平均倾角 9。根据公式 (1) (2) (3) [14] 计算得, 50105 工作面预计冒落带和裂缝带高度最 大值分别为 15.2m 和 50.5m~53.7m。 3首采层工作面两带高度现场观测 3.150105 首采层顶板两带高度观测平面布置 为准确测量 50105 工作面顶板两带高度,顶板 需要充分垮落,避免因上分层未采煤层支撑顶板, 导致测量不准确, 故钻场的施工位置需要选择距离 切眼 133m 煤层合并开采线 50m 以外的位置选择钻 场[15]。综合以上条件, 选择距离切眼 245m 和 299m 两处设置钻场,其中 245m 处为设计钻场, 299m 处 为备选钻场。根据实际情况为了不影响生产及减少 施工量, 观测钻孔位置选择平行于 50105 运输巷的 顶抽巷中, 共施工 4 个观测钻孔。长钻孔向采空区 上方预计裂缝带最大高度以上施工, 用于观察裂缝 带发育情况。短钻孔想采空区上方预计冒落带最大 高度以上施工, 用于观测冒落带发育情况, 钻孔设 计参数见表 2。 表 2观测钻孔设计参数表 3.2实测结果数据及发育规律 3.2.1裂缝带实测结果 1 钻孔为长钻孔用于观察裂缝带,设计仰角 45 度, 实际施工孔深 68m, 开孔高度 3m。①1 钻孔 未见垮落区,孔深 8m 区段开始出现孔壁不光滑现 象, 此处距离工作面顶板 17m。 因 50105 运顺进行了 切顶留巷,导致孔壁不光滑现象的产生。②孔深 18m 位置开始孔壁不完整, 出现裂隙并破碎, 此点 距离 1 号煤层顶板 23.3m。③孔深 18m~54m 区间出 现大量孔壁破裂区域,整体呈现间隔性孔壁破裂, 孔壁破裂明显并破裂成都逐渐加深,此区域距离 1 号煤层顶板 23.3m~43.7m;④孔深 60m~67m 区域, 出现大量碎石堆积, 但随着深度增加, 碎石数量减 少最终消失, 钻孔末端孔壁恢复完整状态。根据采 动覆岩破坏规律, 考虑此区域已进入导水裂缝带顶 部区域, 见图 3。 未受采动影响区 (7.2m )钻孔孔壁不光滑 (7.6m ) 裂缝发育区 (18.5m )裂缝发育区 (53.5m ) 碎石堆积 (60.1m )未受采动影响区 (66.97m ) 图 31 钻孔探测摄像图 3.2.2钻孔冒落带实测结果 2 钻孔为短钻孔用于观察冒落带,设计仰角 10, 设计长度 50.3m, 实际施工长度 51m, 开孔高 度 0.9m。实际观测过程中探头深入 9m 左右,因泥 水和碎石干扰, 无法进行观测, 见图 4。 未受采动影响区 (6.8m )碎石堆积 (8.6m ) 图 42 钻孔探测摄像图 3 钻孔为短钻孔,设计仰角 12,相较于 2 钻孔抬升角度 2。设计长度 50.7m, 实际施工长度 51m,开孔高度 0.9m,观测深度 34m。①孔深 10m 处, 出现较为细碎的岩石粉末, 此处距离工作面顶 煤矿现代化2020 年第 5 期总第 158 期 序号钻孔 钻孔 用途 开孔位置 孔径 /mm 偏角以巷 道为基准 仰角 / 孔深 /m 1长钻孔 裂缝带 距底板 2.0m处91904570.2 2短钻孔 垮落带 距底板 1.7m处91901050.3 3短钻孔 垮落带 距底板 1.7m处91901250.7 4短钻孔 垮落带 距底板 1.7m处91901451.0 40 ChaoXing 板 10.8m;②孔深 15m~34m 区域出现碎石堆积现 象, 此区域距离工作面顶板 11.2m~12.1m。 孔内整体 呈现岩粉堆积于碎石堆积的现象, 未出现明显的岩 层断裂现象。岩层破坏特征见图 5。 岩粉堆积 (10m )碎石堆积 (15m )碎石堆积 (33.8m ) 图 53 钻孔探测摄像图 4 钻孔为短钻孔,设计仰角 14,设计长度 51m,实际施工长度 51m,观测深度 31m。①孔深 12m 位置孔壁完整, 无破裂现象, 此处距离工作面 顶板 11,7m;②孔深 13m 位置开始出现孔壁破裂现 象, 距离顶板 11.8m; ③孔深 18.4m~31m 区域, 此区 域距离顶板 12m~13.5m, 分别进入碎石堆积 - 大块 碎石堆积 - 石块堆积。岩层破坏特征见图 6。 未受采动影响区 (12.2m ) 孔壁破裂 (13.3m ) 碎石堆积 (18.4m )碎石堆积 (20.9m ) 石块堆积 (23.9m )石块堆积 (27.7m ) 图 64 钻孔探测摄像图 3.2.3采动 “两带” 发育规律分析 如果主关键层处于弯曲下沉带内, 主关键的控 制岩层仍然处于弯曲下沉带内, 但是其岩层的上部 会出现较少裂缝。若主关键层处于弯曲下沉带下 部, 主关键层控制的岩层在覆岩活动过程中, 可能 会出现变形甚至破裂, 存在破断裂缝, 建立了离层 间瓦斯运移的通道。 由于 50105 煤层顶板岩性相对较弱, 1 号煤层 顶板的 4.5m 粉砂岩,厚度 2.4m~4.3m,平均厚度 3.35m, 为主要关键层, 影响着 1 煤层的顶板移动规 律, 及 50105 工作面的矿压显现规律。但粉砂岩距 离 1 号煤层距离很近, 仅为 4.5m 左右, 根据理论经 验计算与试验对比, 垮落带发育高度, 远远高于粉 砂岩距离 1 号煤层顶板高度, 处于垮落带发育高度 范围之内。由于采空区垮落区域可分压实区和裂缝 圈, 所以采空区四周为瓦斯抽采有利区。 通过数值模拟、 经验公式计算与实际观测综合 分析, 冒落带高度为 15m, 裂缝带高度为 51m。 50105 工作面平均采高为 2.9m, 计算得出运输顺槽观测点 范围内的垮采比范围为 5.17, 裂缝比为 17.91。 4结论 1)摄像法观测点垮落带岩层破坏形态在距离 1 号煤层顶板 13.5m 位置, 发生变化, 进入裂缝带发 育区。摄像法位于孔深 65m 位置, 距离 1 号煤层顶 板垂高 50.8m 出现少量石渣,且穿过此区段后, 孔 壁完整。孔深 66.97m 距离 1 号煤层顶板 51.9m, 孔 壁完整, 无采动影响破坏现象, 无裂缝带发育特征。 2)受采动影响, 上覆岩层垮落, 随着时间的推 移与工作面的向前推进, 垮落区岩石处于不断压实 的过程, 导致回采时与回采后一段时间, 垮落带高 度发生变化, 也体现了一定的滞后性。 3)裂缝带受采动影响后, 岩层应力平衡遭到破 坏, 伴随着周期来压, 采空区上覆岩层裂缝不断向 上发展, 处于动态发育过程, 直至稳定。 参考文献 [1] 翟成. 近距离煤层群采动裂隙场与瓦斯流动场耦合规律 及防治技术研究[D]. 中国矿业大学, 2008. [2] 康向涛. 煤层水力压裂裂缝扩展规律及瓦斯抽采钻孔优 化研究[D].重庆大学,2014. [3] 刘清泉,程远平,李伟,金侃,何涛,赵伟.深部低透气性首采 层煤与瓦斯气固耦合模型 [J]. 岩石力学与工程学报, 2015,34 (S1) 2749- 2758. [4] 李青松,衡献伟.近距离突出煤层群合理开采顺序优选方 法[J].煤炭工程,2015,47 (10) 12- 14. [5] 尹光志,李星,韩佩博,李铭辉,李文璞,邓博知.三维采动应 力条件下覆岩裂隙演化规律试验研究 [J]. 煤炭学报, 2016,41 (02) 406- 413. (下转第 44 页) 煤矿现代化2020 年第 5 期总第 158 期 41 ChaoXing (上接第 41 页) [6] 王新琨.强突出煤层群储层联合改造技术[J].煤矿安全, 2014,45 (09) 75- 78. [7] 尹增德. 采动覆岩破坏特征及其应用研究[D].山东科技大 学,2007. [8] 任强. 采场覆岩变形破坏规律的数值模拟及敏感性分析 [D].山东科技大学,2007. [9] 梁冰,章梦涛,王泳嘉.煤层瓦斯渗流与煤体变形的耦合数学 模型及数值解法[J].岩石力学与工程学报,19960240- 47. [10] 王明强,朱永梅,刘文欣.有限元网格划分方法应用研究 [J].机械设计与制造,20040122- 24. [11] 康红普.深部煤矿应力分布特征及巷道围岩控制技术[J]. 煤炭科学技术,2013,410912- 17. [12] 周伟永,饶运章,汪弘,李安平.基于 FLAC~3D的采场稳固 性数值模拟研究[J].矿业研究与开发,2014,340213- 17. [13] 李学良.基于 FLAC~3D的采动区覆岩破坏高度数值模 拟研究[J].煤炭技术,2012,311083- 85. [14] 孙庆先,牟义,杨新亮.红柳煤矿大采高综采覆岩 “ 两带 “ 高度的综合探测[J].煤炭学报,2013,38S2283- 286. [15] 黄志安,童海方,张英华,李示波,倪文,宋建国,邢奕.采空 区上覆岩层 “ 三带 “ 的界定准则和仿真确定[J].北京科 技大学学报,200607609- 612. 作者简介 孔庆军 (1964-) , 男, 汉族, 山东曲阜人, 硕士研究生学 历, 毕业于东北大学, 采矿工程专业。 现就职于兖矿贵州能化 有限公司总经理, 高级工程师。 (收稿日期 2020- 7- 14) 荷作用所表现出来的工作阻力 FC7450kN。与该工 作面非来压回采过程中支架工作阻力的矿压监测 结果相符, 说明所采用支架的工作阻力可满足该工 作面非来压期间安全回采的要求。 3.2来压期间支架阻力计算 在工作面周期来压期间, 液压支架所需工作阻 力 F 由承载上覆低位悬臂梁载荷和保持高位砌体 梁 稳 定 情 况 下 所 需 工 作 阻 力 两 部 分 组 成 , 即 FFCFj。 23110 工作面覆岩中关键层的厚度为 14.3m, 现 场回采过程中的矿压监测显示, 回采时的周期来压步 距为 11.5m, 回采过后关键层有 3.5m 的下浮, 覆岩各 岩块间平均摩擦角取 45,将上述参数代入公式即 得到在工作面周期来压期间可保证工作面安全回采 的支架阻力为 FFCFj75031047617979kN。 若支架在工作面来压期间所提供工作阻力达 不到 17979kN,就会导致覆岩砌体梁结构失稳及悬 臂梁的剪切破坏, 此时破断的悬臂梁对支架的载荷 Fzγmhm n i1 ∑γihi() ldb11370kN。此时工作面支架 所受到的作用力将不小于 Fj与 Fz之和,即 F≥ FjFz21846kN。从而使支架承更高的工作阻力, 产 生压架的安全隐患。 4结论 本文以斜沟煤矿 23110 综放工作面的回采作业 为背景, 通过对特厚煤层综放工作面覆岩顶板来压 期间与非来压期间的力学特征进行分析, 发现由于 特厚煤层工作面后方覆岩垮落空间大, 导致回采过 程中覆岩会形成下位 “倒台阶” 悬臂梁、 上位砌体梁 的结构, 并通过理论计算得液压支架的工作阻力高 于 17979kN 时,才能避免覆岩砌体梁结构失稳滑 落,保证斜沟煤矿 23110 综放工作面的安全回采, 否则砌体梁结构的失稳滑落会导致支架承受不低 于 21846kN 的工作阻力, 增大压架的风险。 参考文献 [1] 孔令海, 姜福兴, 刘杰.基于高精度微震监测的特厚煤层 综放工作面支架围岩关系 [J]. 岩土工程学报, 2010, 32 (3) 401- 407. 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