数值分析近距离煤层开采覆岩破坏特征_马正武.pdf

煤矿现代化2020 年第 1 期总第 154 期 0引言 近距离煤层采用下行开采时， 上层煤采动导致覆 岩的整体性和稳定性遭到破坏， 同时一定深度内的底 板岩层也会遭到破坏[1-5]； 其中在上煤层开采后， 遗留 煤柱和采空区带来的支承压力影响下会产生和单层 煤开采不同的覆岩移动特征和规律，可能导致顶板 漏、 冒， 支架压死等情况。 但目前对近距离煤层群的研 究集中于下部煤层回采巷道的布置方式和支护方 面[4]-[9]， 而对近距离煤层群下位工作面上覆岩层运动 破断特征研究相对较少。由此， 为了实现近距离煤层 群的安全以及提高生产效率， 有必要对近距离煤层群 开采时覆岩应力变化特征和破坏状态进行研究。 1矿井概述 平朔井工一矿主采 4 煤与 9 煤， 4 煤首采面 14106 埋深大致为 204m～244m， 走向长度为 2867m， 倾向长度为 240m， 煤层平均厚度为 8.72m， 顶板为 岩性为中粒砂岩，节理裂隙较发育，主要成分为石 英， 平均厚 6.50m， 直接底为砂质泥岩， 平均厚度为 4.11m。4 煤 14106 工作面下部， 9 煤层首采 19106 工 作 面 ， 9 煤 厚 度 为 7.52～11.24m， 平 均 厚 度 为 9.38m， 倾角 5。煤层含夹矸 2～4 层， 顶板为炭质泥 岩， 底板为砂质泥岩， 埋深 270～334m。 工作面回采长 度为 2767m， 宽度为 227m。 19106 主运巷掘进时遇断 层， 从辅运巷处掘腰巷绕过断层继续掘进， 两工作面 布置如图 1 所示。 图 14 煤和 9 煤首采面布置图 2采动区底板破坏深度分析 回采期间工作面将会在顺槽煤壁深处形成侧向 支撑压力带， 当工作面底板之上的支撑压力超过了底 板岩体的极限强度时，底板岩层逐渐发生塑性破坏， 数值分析近距离煤层开采覆岩破坏特征 马正武 1 ，高玉良 2 （1.内蒙古蒙泰不连沟煤业有限责任公司， 内蒙古鄂尔多斯010303； 2. 神东煤炭集团寸草塔煤矿， 内蒙古鄂尔多斯 017000 ） 摘要 针对上煤层开采对下煤层造成覆岩破坏的不利影响，此文以井工一矿近距离煤层 4、 9 煤 层作为研究对象， 依照理论研究、 数值模拟计算和现场实测相结合的方法研究近距离厚煤层协同开采 条件下， 下煤层底板巷道覆岩应力的变化特征， 并实测分析了煤层底板破坏状态及关键层在节理发育 过程当中的作用， 继而为实现近距离煤层群的安全以及提高生产效率提供参考依据。 关键词 近距离煤层 ； 数值模拟 ； 覆岩破坏 中图分类号 TD323文献标识码 A文章编号 1009- 0797 （2020 ） 01- 0097- 04 The Numerical Simulation on Failure Characteristics of Strata in Short Close Coal Seam MA Zhengwu ，GAO Yuliang （1. Inner Mongolia Mengtai Buliangou Coal IndustryCo., Ltd., Erdos 010303, China ； 2. Cuncaota Coal ofShendongCoal Group , Erdos 017000 , China ） Abstract In viewofthe adverse effects ofminingin upper coal seam damaged caused by overlying strata in lower coal seam, this paper takes the 4 and 9 seams of the close coal seam in Jinggong No. 1 as the research object, the change characteristics of overburden stress in the floor roadway of the lower coal seam under the condition of close and Coal Seam co- mining are studied according to the combination of theoretical research, numerical simulation and field measurement.The failure state of coal seam floor and the role of key seams in joint development process are measured and analyzed, which provides a reference basis for realizing the safety of close coal seams and improving production efficiency. Keywords close coal seam; numerical simulation ; Overburden failure 97 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 1 期总第 154 期 并最终相互贯通在一定区域内，形成塑性破坏区， 当 工作面推进过后， 底板塑性岩体将会由于卸压作用由 压缩状态转为膨胀状态向采空区移动并在底板形成 节理、 裂隙发育带， 回采工作面底板最大破坏深度为 h1max La 2cosπ/4φ0/2 e φ0 2 π 4 （）tanφ0 （1 ） 式中 h1max为底板最大破坏深度， m； φ0为底板岩 体内摩擦角， 。 底板最大破坏深度至工作面水平距离为 Lbh1maxtanφ0 Latanφ0 2cosπ/4φ0/2 e φ0 2 π 4 （）tanφ0 （2 ） 式中 Lb为底板最大破坏深度至工作面水平距 离， m;La为煤壁屈服宽度， m。 依据 14106 工作面实际情况， 式中内摩擦角取值 23， 工作面前方煤壁屈服宽度取值为 15m， 代入上 式，求得井工一矿工作面底板最大破坏深度 18.9m， 底板最大破坏深度与工作面水平距离为 8.1m。 3数值模型的建立和分析 4 煤底板岩层的破坏情况通过 Flac3D 软件进 行模拟计算, 依据矿方提供的相关实际地质资料， 建 立数值模型， 模型顶板厚度为 60m， 未模拟的岩层部 分通过等效载荷替代， 底板模拟 60m， 模型倾向长度 为 280m， 走向长度为 80m， 煤层为近水平煤层。模型 划分单元数为 332000 以及 328211 个节点。 位移的边 界条件为固定 x和 y的水平位移， z下边界固定， 上边 界处于自由状态， 相关力学参数见表 1。 表 1相关岩层的物理力学参数 利用数值模拟软件分析煤层开采时应力及围岩 受力状态， 研究 4 煤层回采期间应力分布状态， 如图 2 所示。 （a ）回采工作面推进 40m （b）回采工作面推进 120m （c ）回采工作面推进 200m 图 2工作面不同推进时期垂直应力等值线图 分析图 2 （a ） 可知， 当工作面推进 40m 时， 工作 面前、 后及两侧均有应力集中带形成， 在煤壁前方 9m 处出现应力峰值， 其值为 8MPa， 集中系数为 1.7， 近似 “拱状” 卸压带在顶板及底板形成， 顶板卸压高度约为 8m， 底板卸压带深度约为 9m， 侧向应力带位于煤柱 内 3.5m， 应力峰值为 8.5MPa， 集中系数约为 1.7。 分析图 2 （b ） 可知， 当工作面推进 120m 时， 工作 面应力峰值在煤壁前方 12m，应力峰值为 12MPa， 集 中系数为 2.3， 顶板的卸压区域增大至 26m， 底板卸压 深度为 23m， 侧向应力峰值位于煤柱内 4m， 应力峰值 为 11MPa， 集中系数约为 2.2。 分析图 2 （c ） 可知， 当工作面推进 200m 时， 工作 面的应力峰值在煤壁前方 14m，应力峰值为 12MPa， 集中系数为 2.3， 顶板卸压区域为 26m， 底板卸压深度 为 25m， 侧向应力带在煤柱内 4m， 峰值为 11MPa， 集 中系数约为 2.2。 依据对 9 煤巷道在采动影响下现场变形情况， 4 煤工作面推进 120m 后， 9 煤巷道变形趋于稳定， 应力各项指标不再变化。 由此取工作面采空区 120m 处剖面分析近距离厚煤层下工作面所处应力状态， 由图 2 （c ） 可知采空区下方为卸压区， 越向下越趋于 原岩应力状态， 直至 21m 时达到原岩应力 5MPa， 可 序号岩性 厚度 /m 弹性模 量/GPa 泊松 比 容重 /kg m-3 抗拉强 度/MPa 粘聚 力/MPa 内摩 擦角/ 顶板 4中砂岩 20.55.880.2925045.2524.542.12 顶板 3粗砂岩 13.35.180.3025105.0225.744.54 底板 2粉砂岩 154.70.3325001.0224.4939.24 顶板 1中砂岩 6.55.880.2925045.2524.542.12 4 煤煤 8.72.20.3113501.528.8639.1 底板 1砂质泥岩 4.14.680.3224503.5630.538.25 底板 2粉砂岩 15.94.70.3325001.0224.4939.24 底板 3中砂岩 10.15.880.2925045.2524.542.12 底板 4炭质泥岩 8.24.680.3224503.5630.538.25 9 煤煤 9.41.650.1813501.558.8639.1 底板 1砂质泥岩 8.54.680.3224503.5630.538.25 98 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 1 期总第 154 期 9 煤所处应力状态为 6MPa， 高于原岩应力， 升高系 数为1.2。 4采动影响区底板应力监测和破坏实测分析 通过 KSE- III 应力计对 4 煤支承压力在底板中 的传播情况进行研究，测站建立在 19106 辅运巷， 测 站包含 8 台煤体应力传感器， 安装时测站在水平方向 超前 14106 工作面 100m。测站内各应力传感器伸入 煤体内长度分别为 2m， 3m， 5m， 7m， 9m， 11m， 13m， 15m， 煤体应力计安装上之后实施加压力， 压力值设 定为初始原岩应力值。在开采期间， 每隔一段时间通 过采集仪对测站的相关数据进行筛选收集。 图 3 为所 测应力数据曲线。 图 3采动影响下底板巷道应力变化曲线 结合模拟研究， 模拟分析中应力峰值大于实测值 且位置比实测值的要更接近煤壁， 主要是由于两者分 析所选位置不同。实测时钻孔深入煤体最远为 15m， 而模拟研究主要为工作面中部， 即深入煤体 150m 位 置。模拟分析结果和实测结果基本相符。 为实测 4 煤底板破坏情况，钻孔窥视测站建在 19106 辅运巷， 钻孔窥视 4 煤的底板， 窥视钻孔方向 垂直 9 煤顶板， 钻孔深度 25m， 通过 JL- IDOIA智能 钻孔电视成像仪观测煤层顶板的破坏情况， 14106 工 作面开采期间底板受采动破坏较严重， 底板岩体节理 在持续载压卸压下高度发育， 19106 辅运巷围岩应力 与与 14106 工作面底板应力相互叠加之后， 最终形成 贯穿裂隙， 如图 4 所示， 将顶孔划分为上中下三段进 行研究分析， 探测钻孔裂隙发育如图 5 所示。 图 414106 工作面底板应力分布示意图 图 5裂隙发育段钻孔图像 煤岩体裂隙带主要集中在 0～5.7m区域，根据地 质资料 4 煤底板岩层从上至下分别为砂质泥岩、 粉砂 岩、 中粗砂岩、 炭质泥岩， 共 4 层， 煤层在回采时直接 底强度不高易遭破坏，横向裂隙逐渐发育为主要裂 隙， 并伴有部分纵向裂隙， 中粗砂岩不但厚度大且强 度高， 平均厚度为 15.9m， 为底板的主体岩层对裂隙 和节理向进一步发育起到抑制作用， 中粗砂岩下部主 体岩层为炭质泥岩， 强度较低， 很大程度上影响了回 采期间纵向裂隙的发育。 当 19106 辅运巷围岩应力和 14106 工作面底板应力相互叠加， 围岩裂隙将会相互 贯穿发育， 并和 14106 底板纵向裂隙贯通， 导致围岩 完整性降低。 19106 辅运巷顶板在实际观测中发现有 大量淋水， 主要是由于采动影响下底板裂隙逐渐发育 并相互贯穿形成导水缝隙。 5结论 1 ） 通过数值模拟分析了平朔煤田 4、 9 煤层之间 岩层受到采动影响时， 应力分布状态， 通过实测底板 应力和模拟基本一致。 2 ） 采用智能钻孔电视成像仪， 记录了上煤层底板 岩层破坏的情况，继而推理出底板裂隙的发育状况， 分析了层间主要岩层在抑制底板裂隙向纵深发育时 的重要作用。 3 ） 最终可通过优化采煤设备的选型、 区段煤柱尺 寸、巷道布置方式和巷道支护方式等开采关键技术， 实现了近距离厚煤层联合开采的安全和高效生产。 参考文献 [1] 徐明初, 武腾飞, 张亮. 坚硬顶板下采动覆岩破断规律研 究[J]. 煤炭技术, 2015,（04） 92- 94. 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[9] 张明光.极近距离煤层采空区下巷道支护技术研究[J].山 东科技大学学报 （自然科学版） ,2018,37 （04） 35- 41. 作者简介 马正武 （1992-） ， 男， 内蒙古包头人， 2015 年 6 月毕业于 内蒙古科技大学， 工学学士， 助理工程师， 主要从事矿山巷道 掘进研究。 高玉良1991- ， 男， 陕西榆林人， 2018 年 6 月毕业于太 原理工大学， 硕士， 助理工程师， 主要从事矿山压力技术研 究。 （收稿日期 2019- 2- 22） 煤矿现代化2020 年第 1 期总第 154 期 好的点位不变更位置和高度， 以免造成大误差； 7 ） 可采用变更仪器高度法，来消除一些系统误 差。 5工程实例 如图 6 所示， 在山西焦煤汾矿集团两渡煤业有限 公司， 进行西六回风下山贯通工程测量时， 西六回风 下山长 1 .8 km； 水平大巷图中粗线有 450 、 300 、 150 总长 6 .3 km , 本次作业， 距离长， 任务重， 数据 量大， 经过初步分析， 采用一台 Nikon- DTM- 352C 防 爆型全站仪（测距精度为） 、 2 个配套的脚架及棱镜， 及一些其他相关设备， 进行连续设站三角高程测量作 业。该工程于 2017 年 3 月， 实现贯通, 该贯通实测贯 通误差平面0 .024 m;高程0.100m。 图 6西六回风下山贯通示意图 本次贯通工程总距离为 13 km， 经过分析现场实 际情况， 其中 6.8 km 采用连续设站三角高程测量， 在 本次测量作业中，近 7000m 的连续设站三角高程测 量路线， 不到 6 小时就测量完成， 与普通三角测量相 比具有明显的优势， 首先作业时间大幅缩短， 效率极 高，其次测量误差也被控制在规范要求的范围之内， 该巷道贯通后， 整体平顺， 未出现错台， 最终的闭合差 为 100mm， 完全符合要求， 本次测量作业取得了较好 的效果。 6结论 1 ） 经过多次实践，由于矿山井下巷道起伏度较 大， 且空间范围狭小， 架设仪器不方便， 基于以上原 因，本文对三角高程测量的基本原理进行了初步探 讨， 并提出了在矿山井下采用连续设站三角高程测量 的作业方法。 2 ）在进行连续设站三角高程测量时，也应注意 数据的读取和测量方法的标准正确性， 严格按照相关 规范进行操作， 避免造成不必要的测量误差。 3 ） 使用连续设站三角高程测量方法成功进行了 一次井下测量， 测量结果表明， 使用该方法可节省作 业时间、 减少测量误差， 提高测量效率。 参考文献 [1] 曾志敏.三角高程测量精度研究及实践[J].机械管理开发, 2018,33 （07） 141- 142. 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