较薄厚煤层综放矿压特点分析.pdf

文章编号 1003- 5923 2000 03- 0007- 03 较薄厚煤层综放矿压特点分析 孟宪锐,张勇,刘环宇 中国矿业大学 北京校区,北京100083 摘 要淮南矿区C13煤层为典型的高瓦斯煤层,平均厚4183m,本文通过该煤层试验工作面的矿压、顶 煤、顶板位移观测结果,以及实验室相似材料模拟实验和计算机数值模拟计算,分析了较薄厚煤层综放开采 时的矿山压力特点。 关键词放顶煤;矿压;运移规律;深基点 中图分类号TD323 文献标识码A 进入90年代以来,我国综采放顶煤有了很大 发展,放顶煤面高产高效的优势逐渐得到普遍的认 同,应用范围不断扩大。 淮南矿区是我国重要的煤炭生产基地,地处华 东腹地,地理位置十分有利,煤炭储量丰富,但从 该局以往的技术经济指标与国内先进水平相比均 有一定差距。为此,矿务局决定依靠科技进步改进 开采方法,首先在谢桥矿C13- 1煤层中采用放顶煤 开采取代分层开采。C13- 1煤层具有一定的特殊性 厚415～6m,若采用放顶煤开采,较薄的顶煤对工 作面端面的稳定有不利影响。为此,在首采1121 3面进行了矿压及顶煤、顶板运移规律的观测, 同时进行了实验室模拟实验和计算。 1 工作面地质及生产技术条件 1121 3面煤厚415～6m, 平均4183m,平 均倾角13,普氏系数f 0135～117;煤层结构简 单,含有011～4m的夹矸1- 2层;煤层平均相对 瓦斯涌出量1617m 3 td,绝对瓦斯涌出量1411m 3 m in;煤层具有自然发火倾向,自然发火期3～6个 月;煤尘具有强爆炸危险。直接顶为砂质页岩和泥 岩,厚5～6m,易冒。老顶为砂岩,厚度不小于5m 图 1 。 工作面走向长1650m,倾斜150m,采高216m, 放高2123m,采用走向长壁后退式综放采煤,选用 ZFS44001732B型综放支架 100 架 , 支护阻力 4400kN 架;两巷采用工字钢梯形支护,超前维护 不小于15m;两采一准,计划日进316m。 基金项目国家自然科学基金资助项目编号59734090 为了确保放顶煤开采的安全进行,工作面配有 瓦斯抽排系统、注氮系统、束管监测系统、黄泥灌 浆系统。 图1 煤层顶底板综合柱状图 2 工作面矿压观测结果 1121 3面在回采期间进行了支架工作阻力, 周期来压步距观测。 通过沿工作面布置的5条测线 分别在10、27、50、73、90支架上 , 安装 圆图自记仪进行工作阻力观测,结果表明见表1。 工作面支架初撑力平均为1434kN 架,为额定 值的5211◊,最大初撑力为2555kN 架,为额定值 的9219◊;支架平均工作阻力P θ 为2057kN 架,为 额定的4617◊,最大工作阻力3265kN 架,为额定 值的7412◊;支架前后柱受力不均,整个支架受力 不合理,前柱压力一般在21～28M Pa,而后柱在0 ～15M Pa之间,大部分在4～8M Pa左右,且后立 7矿山压力与顶板管理 2000.№3 1994-2006 China Academic Journal Electronic Publishing House. All rights reserved. 柱压力为0的占统计总数的38◊;沿工作面倾斜 方向,支架载荷的分布规律是;两端大中间小,其 中靠近下巷的支架受载较大;根据统计原理计算得 出的支架合理工作阻力为3011kN 架,小于支架的 额定工作阻力4400kN 架 , 由此可见支架的工作 阻力没有得到充分发挥。 表1 支架工作阻力初撑力实测统计kN 架 支架号平均值均方差最大值 平均值与额定 值之比 ◊ 1023221561495316 312325555218561 8 2718981490429284 298124754311541 2 5019461419516319 326522714412511 6 7319981331437398 301124134514481 4 9021191369507253 319424844812491 8 平均20571434477314 311524404617521 1 初次来压步距为21m;平均周压步距1115m, 来压时支架平均工作阻力2536kN 架,周压动载系 数1134,周压时工作面矿压显现较明显,在工作面 中出现数段不连续的片帮、端冒,局部出现 “X” 形 剪切破坏面;周压前,顶煤及直接顶中支承压力的 应力集中系数均达2左右,且支承压力峰值点位置 距工作面较近,而在周压后集中系数降低到小于 115,峰值点位置距面较远;周压前,老顶中不仅 垂直应力较大,且集中于工作面附近;而周压后, 垂直应力减小且峰值向面前转移。 3 顶煤、顶板位移观测结果 在回风巷内沿走向共设两测站,各有四个测 点,测点分别布置在顶煤、直接顶和老顶内,用以 观测顶煤、顶板的位移规律。 结果表明在工作面后7m处直接顶位移增量 达到最大,为116mmd,说明直接顶在此处断裂; 而后位移缓慢增加,说明直接顶垮落后正处于逐渐 压实阶段;在工作面后11～13m间老顶的位移变 化量最大,接近300mmd,说明老顶的平衡结构此 时失稳,工作面出现周期来压,步距为11～13m, 这与工作面支架载荷的观测结果相吻合;而老顶以 上岩层的位移呈缓慢均匀增加的趋势。 在面前约16m处,顶煤开始向采空区有微量 位移,说明顶煤中产生平行于工作面的裂隙;而后 顶煤的位移量随着接近工作面而缓慢增加裂隙的 扩张和发育 , 当工作面推进到距测点1m时顶煤 位移显著增加,达50mmd;当工作面推进至测点 下方时,位移开始急剧增加,在工作面后2m处位 移达747mm,说明此处顶煤已破碎成散体并垮落 图 2 。 图2 较薄厚煤层顶煤与顶板位移曲线 1h 715m顶板;2h 1115m顶板; 3h 22m顶板;4h 415m顶煤 根据顶煤的位移量和其速率分析,顶煤在煤壁 前1～4m范围内产生宏观破坏,在煤壁后方支架 上部垮落,垮落角超过90,而在周压时顶煤垮落 角可能达130 以上。 根据顶煤位移和速率曲线,可将顶煤分为几 区弹性区 16 m, ∞、塑性区 1 m, 16m、 散体区 1 m,- 2m。 根据实测数据可得顶煤位移量S、与煤壁距离 L的关系为 S 174136e- 012762L 其特点是较厚的厚煤层顶煤位移显著增加的 位置在煤壁前1～2m,而较薄厚煤层则在煤壁后方 及支架上方。原因可能是由于放煤高度较小,提 供给岩层移动的范围小,从而限制了顶煤的位移。 4 物理模拟实验及数值模拟计算结果 通过对1121 3面相似材料模拟试验和计算 机数值模拟计算的结果表明在采用放顶煤开采 时,顶煤内部接近工作面的区域中存在有塑性损伤 区,顶煤作为传递上覆岩层载荷的“垫层”,在厚 煤层或特厚煤层,厚度较大的顶煤“垫层”中形 成的塑性损伤区较大,支承压力区范围较大,峰值 远离煤壁,支承压力对工作面的影响较小;而在类 似于谢桥矿较薄厚煤层,顶煤较薄,形成的塑性损 伤区小,支承压力区范围较小,峰值离工作面近, 支承压力对工作面的影响较大,工作面矿压显现较 显著;煤壁中支承压力峰值超前工作面约22m,而 在一般厚煤层和特厚煤层放顶煤工作面,支承压力 峰值超前约26～34m,因此较薄厚煤层放顶煤面的 支承压力分布状况更接近于大采高或分层采面。 顶煤和直接顶岩层中的应力分布较相似,只是 8 2000.№3 矿山压力与顶板管理 1994-2006 China Academic Journal Electronic Publishing House. All rights reserved. 由于直接顶的强度大于顶煤,尤其是抗拉强度,相 应位置的直接顶板的损伤破坏或弱化程度较顶 煤轻,因此直接顶能更有效地传递水平载荷,水平 应力超前距离更远;由于顶煤放出,为充填采出空 间而冒落的岩层厚度增大,采空区内位于采面附近 的矸石较松散,因此来自采空区的水平约束载荷减 小,使得老顶中接近采面附近的水平载荷减小;在 工作面附近,煤壁处和端面处的顶煤承受较大的水 平载荷压应力 , 尤其是端面处顶煤,承受高载 荷后基本处于破碎状态,因此若支护不及时,该处 顶煤容易冒落;上部的顶煤承受较大的水平方向的 拉应力,由于煤的抗拉强度较低,因此煤体受拉破 坏,产生大量水平裂隙,并向采空区方向运动。 试验中顶煤与顶板产生离层的位置超前工作 面2m左右;在离层位置附近,直接顶与老顶复合 运移,但顶板的位移量始终小于顶煤,说明顶板运 移始终滞后于顶煤;位于离煤层底板h 715m处 的直接顶岩层,从始动点开始其位移量逐渐增加, 直接顶在煤壁后约7m处折断,而后进入压实阶 段,位移增长缓慢。实验及计算结果表明了顶煤在 从始动点到放煤口期间的变形、运移过程中,可分 为5个阶段 1顶煤的初期压缩原生裂隙的压缩闭合阶 段,该阶段顶煤处于介质强化阶段,顶煤内的裂隙 由于压剪作用有扩展趋势,该阶段处于面前50～ 22m左右的区域; 2产生微裂隙阶段顶煤产生内部损伤,在 支承压力峰值附近区域,超前煤壁22～10m左右 的区域;在该区煤体的位移量主要来自于原生裂隙 和新产生微裂隙的张开,以水平位移为主,方向指 向采空区; 3裂隙扩展阶段顶煤内部损伤迅速增加, 该区顶煤仍以水平位移为主,但垂直位移有少量增 加,位置在煤壁前10～2m; 4裂隙贯通阶段顶煤离散,此区水平、垂 直位移均迅速增加,所测位移由煤块体的刚体转 动、位移和裂隙的张开量组成,其中,块体转动引 起的位移量对总位移量的影响有逐渐增大的趋势, 该区位于煤壁前2m～ 煤壁附近; 5破坏阶段顶煤完全破碎成散体,由于顶 煤较薄,在支架上方顶煤已破坏,并达到能完全放 出的要求,从这个意义上讲,谢桥矿的煤层具有较 好的可放性。 淮南矿区谢桥矿1121 3面从1997年6月正 常回采,至1998年6月,共推进850m,生产原煤 1040287t,成功地开采了平均厚度仅4183m的C13 煤层。 此面的生产研究成果将为类似条件下的煤层 实现高产高效综放开采提供借鉴 。 收稿日期2000- 04- 19;责任编辑一川 上接第73页 5 结 论 1通过现场矿压观测及资料的整理与分析, 可以看出巷道开挖后的压力分布呈现较大的规律 性,这种压力分布规律受周边巷道的影响很大,掌 握这些规律,对巷道掘进、巷道维护以及改进支护 方式有很大的参考作用。 2采用锚网支护后,通过对锚杆受力情况分 析,特别是对原使用的反麻花端锚快凝水泥锚杆受 力分析,得到锚杆虽有较大的支撑能力,但由于个 别锚杆初始锚固力低,不能有效发挥作用,不但造 成材料浪费,巷道围岩得不到控制,而且危及安全。 所以在进一步改进支护方式的同时,一定要加强锚 杆锚固力的监测以及施工质量的监督检查,保证施 工质量。为此建议采用锚网支护后,使用测力扳手 拧紧螺帽,保证锚杆初始锚固力达到要求,并使锚 杆锚固力监测形成制度化。 3这些矿压显现规律是在一定的地质条件及 特定的环境条件下得出的,同时还会受到不同施工 工艺,支护条件和环境因素影响有所变化。故随着 矿井开采深度的增加,矿压显现规律尚需进一步研 究。 4关于锚杆初始锚固力的问题及监测方法, 需进一步研究确定。 作者简介高法民1962- ,男,高级工程师,现任肥城矿业集 团公司陶阳煤矿总工程师。1986年毕业于山东矿院后,一直从事矿 井开采技术管理工作。曾在煤炭科学技术 、 煤矿设计等有关 刊物发表论文数篇。 收稿日期2000- 04- 30;责任编辑晓南 9矿山压力与顶板管理 2000.№3 1994-2006 China Academic Journal Electronic Publishing House. All rights reserved.