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煤矿现代化2020 年第 6 期总第 159 期 0引言 煤炭产业在我国经济发展中占有重要位置, 一方 面由于煤炭是我国主要能源的来源, 另一方面我国的 煤炭储存量丰富, 约占世界煤炭存储量的 37[1-3]。受 全球经济形势的影响, 我国的煤矿企业都在积极的采 取措施, 增加企业效益, 其中增加块煤率被广泛认为 是一种直接、 有效的方法。 现有的开采技术中, 将提高 块煤率的只要手段集中在对各种采煤设备的优化, 设 备的升级改造等方面, 而煤层本身硬度对块煤率影响 的研究较少。 煤层预裂改造作为提高矿井块煤产出率 的有效手段, 近年来受到研究人员的重视。通过煤层 预裂改造增加工作面煤层中裂隙数量, 从而降低煤层 硬度, 减少煤层对采煤机截齿的损坏, 在提高采煤机 工作效率的同时增加块煤出产率。目前, 在煤矿中通 过煤层预裂改造增加煤层裂隙的方式主要由气体爆 破法, 炸药爆破法和水力预裂法三种方法[4]。 其中气体 爆破法, 炸药爆破法由于实施过程中瞬间能量大且不 易控制, 因此这两种方法应用受到了很大限制。水力 预裂法由于自身具体安全、 稳定、 洁净等优势, 被广泛 使用在煤矿企业中用来对煤岩进行破碎[5], 于此同时 水压致裂对煤壁稳定性造成一定影响, 需要关注压裂 煤层煤壁片帮的形成和预防。 本文通过对水压致裂煤 层煤壁片帮的形成机理和影响因素进行了研究, 从而 为更好的控制压裂煤层煤壁稳定性提供指导。 1水压致裂煤层失稳机理 工作面煤层经过开采后, 煤体原有的受力发生变 化, 受力平衡状态遭到破坏, 这时超前支承压力的出 现会加剧煤壁周围应力集中状态, 如果媒体所受应力 大小超出其强度极限后就会引起煤壁片帮。 水压致裂后的综采工作面, 媒体的力学性能发生 了变化, 由于水压力作用使得水压裂隙与煤层原有裂 隙之间相互连通, 出现区域网络裂隙, 从而降低煤层 水压致裂煤层煤壁稳定性的研究 贾 礼 祥 (西山煤电集团公司屯兰矿, 山西 太原 030200 ) 摘要 本文通过对水压致裂煤层煤壁片帮产生机理及主要影响因素进行分析,并通过数值计算软 件 FLAC3D 对其进行数值模拟计算, 计算结果表明, 随着煤体弹性模量的增大, 黏聚力和内摩擦角的 减小, 煤壁塑性区域面积不断增大, 说明煤壁的稳定性越高, 同时通过对煤体压裂前后支架支护强度 与顶板下沉量关系对比发现, 煤体发生压裂后, 顶板位移量和支架支护阻力明显增大, 超前支承压力 峰值的位置没有改变, 但峰值的大小会明显减小, 从而降低煤壁片帮发生概率, 研究结果为水压致裂 煤层煤壁片帮稳定性的控制提供指导。 关键词 压裂煤层; 煤壁稳定性 ; 数值模拟 ; 煤壁片帮; 中图分类号 TD327.2文献标识码 A文章编号 1009-0797 (2020 ) 06-0100-04 Study on Stability of Fractured Coal Seam wall JIA Lixiang (Tunlan Mine,Xishan Coal and Electricity Group Corporation , Taiyuan 030200 , China ) Abstract In this paper, the mechanism and main influencing factors of coal wall fracturing in hydraulically fractured coal seams are ana- lyzed, and numerical simulation calculation is pered by the numerical calculation software FLAC3D. The calculation results show that with the increase of the elastic modulus of coal, the viscosity The decrease in cohesion and internal friction angle, and the continuous increase in the area of the plastic wall of the coal wall indicate that the stability of the coal wall is higher. At the same time, by comparing the relationship between the support strength of the support before and after fracturing the coal body and the sinking of the roof, it is found After fracturing, the displacement of the roof and the support resistance of the stent significantly increased, and the position of the peak value of the leading support pressure did not change, but the magnitude of the peak value would be significantly reduced, thereby reducing the probability of coal wall flakes. The research result is hydraulic pressure Guidance is provided for the control of the coal wall fracturing of the fractured coal seam. Key words Fractured coal seam ; Failure criterion of coal ; the numerical simulation ; Coal wall spalling; 100 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 6 期总第 159 期 硬度。煤层硬度降低后煤体间横向拉应力会明显降 低, 此时煤体主要受到自重和顶板压力的作用, 进而 发生剪切破坏。 剪切破坏是水压致裂工作面发生煤壁 片帮的主要原因。 图 1顶板力学模型 图 1 所示为在水压致裂后顶板受力示意图, 考虑 到由于煤体重力相对于顶板压力较小, 分析过程中忽 略煤体自重影响, q 为顶板所受的单向均布载荷, 煤 体水平受力面积为 , S 面为煤体的滑移面, α 和 φ 分 别为煤体剪切破坏角和内摩擦角, 根据摩尔 - 库伦破 坏准则, 煤体剪切破坏必要条件为 σ≥2ctan (π 4 -φ 2 )(1 ) 式中 c 为煤体内聚力; σ 为煤体所受压应力。 根据 (1 ) 式可知, 煤体内聚力和内摩擦角大小对 煤体所受压应力起主要作用。另外, 在距离顶板 0.35 倍采高处煤壁片帮发生较为严重, 因此在该区域应该 进行重点支护, 及时防治煤壁片帮的发生。 2煤壁稳定性分析 2.1煤壁稳定性影响因素 2.1.1采高 现有的研究表明, 采高对煤壁片帮有非常重要的 影响, 随着采高的不断增大, 工作面上覆岩层的垮塌 高度和范围也随着增大, 采高与直接顶厚度、 岩梁的 实际沉降值之间的关系为 mz h-SA KA-1 (2 ) 式中 mz为直接顶厚度, m; h 为工作面采高, m; KA为岩层的碎胀系数; SA为岩梁的沉降量, m; 可得 mZ (2- 3 ) h(3 ) 从上式 (3 ) 分析可知, 随着工作面采高的增加, 直 接顶厚度增大, 随着工作面开采的深入, 垮落后的顶 板高度也增大,这就需要岩体来填充出现的采空区, 从而进一步加速了上覆岩层的下沉, 煤体失稳后产生 煤壁片帮。已有的研究表明, 以采高 5m为分界点, 采 高一旦超过 5m, 随着采高的继续增加, 片帮深度将急 剧增大。 2.1.2支架支护阻力 液压支架作为综采工作面重要设备, 其主要用于 支撑上覆岩层载荷。当使用过程中, 支架的支护阻力 较小, 不能支撑上覆载荷时, 工作面前方煤壁受到的 压力降增大, 从而增加的煤壁片帮发生的几率。下图 所示为顶板的受力分析示意图,其中 PT为支架作用 于顶板的支撑力, Pg为矸石对顶板上的力, G 为顶板 岩层自身重力, 对其进行受力分析后可得下式[6]。 图 2顶板力学模型 SKm(Δh ) pTpgG(4 ) 式中 G 为顶板岩层的重力; pg为矸石作用于顶 板上的力; pT为支架对顶板的支撑力; Km为直接顶作 用力; S为煤壁层裂宽度; Δh 为顶板下沉量; 由 (4 ) 式可知, 顶板下沉量 受支架支护阻力影响 较大, 在 G和 pg一定的情况下, 液压支架的作用力 pT 越大, 顶板下沉量 Δh 就越小, 工作面产生煤壁片帮 的几率就越小, 因此, 适当增加支架工作阻力可以有 效的降低煤壁片帮深度。 2.1.3煤体强度 通过上述对煤壁片帮形成机理的分析, 很容易得 出超前支撑力的形成是煤壁片帮产生的重要原因。 而 现有的研究已经表明超前支撑力的大小主要由煤体 强度来决定, 因此通过分析煤体强度的影响因素就可 以间接得出煤壁片帮的影响因素。煤层硬度、 煤的变 质情况以及煤层内部节理裂隙的发育情况都会对煤 体强度产生重要影响[7]。其中煤层硬度的大小直接影 响煤体强度大小; 煤层变质程度主要是决定煤层中含 碳量的大小, 含碳量越大煤层就越硬; 煤层内部节理 裂隙的发育会降低煤体强度, 裂隙越严重, 煤体强度 越低。 2.2片帮深度计算 工作面前方煤壁出现部分塑性破坏, 还具有一定 的承载能力, 此时如果超前支承压力继续增大, 就会 发生剪切破坏, 当煤壁的完整性随着超前支撑压力的 增大遭到破坏后, 煤壁片帮的深度达到最大值, 煤壁 以自然安息状态存在, 煤体的内摩擦角 φ 与安息角 α 相等, 煤壁片帮的最大深度为 101 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 6 期总第 159 期 lHpcotαHpcotφ(5 ) 式中 l 为煤壁片帮最大深度, 单位 m; Hp为工作 面片帮的深度, 单位 m; α 为片帮安息角; φ 为煤体的 内摩擦角。 3数值模拟计算 通过对水压致裂原理的分析可知, 水压致裂后会 产生新的水压裂隙, 并且会随着外力作用会在煤层中 不断扩展延伸, 最终改变煤体力学性质, 使得煤体强 度降低, 内摩擦角和黏聚力减小。 为此, 重点分析水压 致裂后, 煤体强度、 内摩擦角、 黏聚力以及支架支护强 度对煤壁片帮的影响。FLAC3D软件作为一种数值分 析软件,能够模拟岩体在应力作用下发生的力学变 化, 也可以模拟地下硐室的开挖、 填筑等, 对模拟塑性 破坏和塑性流动方面具有较大优势, 因此本文应用该 软件对不同情形下煤壁的破坏规律进行模拟分析, 并 且将模拟结果进行统计分析。 图 3煤壁塑性区图 图 4煤壁片帮深度与煤体硬度之间关系 为了研究不同煤层硬度对煤壁稳定性的影响, 仿 真过程中设置不同的弹性模量值, 防真结果如图 3 所 示, 从图可以看出, 在煤体弹性模量逐渐增大的过程 中, 煤壁塑性区域的面积也不断变大, 特别是弹性模 量由 2108Pa 增加到 6108Pa 的过程中,煤塑性区 域面积随着弹性模量的增大而急剧变大, 但是当弹性 模量增加到 6108Pa 值以后,煤壁塑性区域变化较 为缓慢。 从图 4 可以看出, 当弹性模量为固定值时, 片 帮深度与煤壁深度之间近似为二项式关系; 不同的煤 层硬度对煤壁片帮深度影响较大, 随着煤层弹性模量 的增大, 煤壁片帮深度逐渐减少, 当弹性模量值大于 10108Pa 后, 片帮深度受弹性模量的影响明显减小, 并且在 0.4 倍采高处最先发生片帮现象。 图 5煤壁塑性区图 图 6煤壁片帮深度与煤体黏聚力之间关系 在其它仿真参数不变的情况下, 针对不同的黏聚 力值分析煤壁塑性区结果如图 5 所示,从图可以看 出, 煤体黏聚力增大时, 煤壁塑性区域面积明显减小。 黏聚力在 1106Pa2.5106Pa 范围时,随着黏聚力 的增大, 煤壁塑性区域急剧减小。在黏聚力增大到一 定值后,煤壁塑性区域面积受黏聚力的影响明显降 低。图 6 所示为煤壁片帮深度与煤体黏聚力之间关 系, 可以明显看出煤体黏聚力越大, 煤壁片帮深度就 越小, 但是当煤层黏聚力大于 4106Pa 后, 片帮深度 受黏聚力影响明显降低, 继续增大后, 煤层发生片帮 的概率很小。 图 7煤壁塑性区图 图 8煤壁片帮深度与煤体内摩擦角之间关系 在仿真过程中, 其他参数不变的情况下, 通过改 变内摩擦角的大小来研究不同内摩擦角对煤壁稳定 102 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 6 期总第 159 期 性的影响。如图 7 所示, 不同内摩擦角对应的煤壁塑 性区图, 从图可以看出, 在内摩擦角不断增大的过程 中, 煤壁塑性区域面积不断减小。图 8 所示为不同内 摩擦角对应的煤壁片帮变化情况,从图可以看出, 内 摩擦角在 2038的范围变化时, 煤壁片帮深度随 内摩擦角增大而急剧减小, 但是当内摩擦角继续增大 后, 其对煤壁片帮的影响逐渐变小。 (a )媒体没有压裂时 (b) 媒体压裂后 图 9支护强度与顶板下沉量之间关系 为了研究煤体压裂前后煤壁稳定性变化情况, 对 煤体压裂前后工作面支架支护强度与顶板下沉量之 间关系进行重点分析, 如图 9 所示。其中 s 为到煤壁 的距离, 从图 9 (a ) 可以看出, 在支架支护强度一定 时, 越靠近煤壁处顶板下沉量越小, 当 s1 时, 支架支 护强度为 4MPa 时,顶板下沉量最小约为 2cm左右; 当 s5, 支架支护强度为 0MPa 时, 顶板下沉量最大约 为 7.4cm 左右; 通过观察各曲线的变化趋势, 明显发 现在支架支护强度为 1MPa 处出现一拐点, 即在支架 支护强度小于拐点时, 顶板下沉量随支护强度增大急 剧减小, 大于拐点时, 变化趋势明显变缓慢。 通过分析 可以预测压裂前工作面的合理支护阻力在 1MPa 左 右。从图 9 (b ) 可以看出, 煤体压裂后, 当 s1 时, 支架 支护强度为 4MPa 时, 顶板下沉量最小约为 3.7cm 左 右; 当 s5, 支架支护强度为 0MPa 时, 顶板下沉量最 大约为 9.1cm 左右; 并且与压裂前相比较, 拐点的出 现明显后移, 在支护强度大于 1.5MPa 后, 顶板下沉量 变化较为缓慢, 说明煤体压裂后该工作面合理的支护 阻力增大, 另外, 煤体压裂后超前支承压力峰值位置 没有明显改变, 但峰值的大小会明显减小。 4结论 本文通过对水压致裂煤层煤壁片帮产生机理及 主要影响因素进行分析,并通过数值计算软件 FLAC3D 对其进行数值模拟计算,计算结果表明, 随 着煤体弹性模量的增大,煤壁塑性区域面积不断增 大, 当弹性模量增加到一定值后, 煤壁塑性区域几乎 不变; 煤体间黏聚力和内摩擦角越大, 煤壁的塑性区 域面积越小, 同时当黏聚力和内摩擦角增大到一定值 后, 塑性区域面积减小速率明显变缓; 煤体压裂前后 支架支护强度与顶板下沉量关系对比发现, 煤体发生 压裂后, 顶板位移量和支架支护阻力明显增大。数值 计算结果与理论分析结果相符, 充分说明了模型建立 的可行性, 为水压致裂煤层煤壁片帮的预防和治理提 供指导。 参考文献 [1] 中国工程院项目组. 中国能源中长期发展战略研究[M]. 煤炭洁净煤节能战略卷. 北京科学出版社,2011228- 256. 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