东海煤矿深部回采工作面矿压规律

肖福坤， 刘 刚， 樊慧强， 孟 鑫

(黑龙江科技学院 黑龙江省煤矿深部开采地压控制与瓦斯治理重点实验室，哈尔滨 150027)

东海煤矿深部回采工作面矿压规律

肖福坤， 刘 刚， 樊慧强， 孟 鑫

(黑龙江科技学院 黑龙江省煤矿深部开采地压控制与瓦斯治理重点实验室，哈尔滨 150027)

为了得到深部回采工作面的矿压显现规律，采用相似模拟、理论分析、数值模拟与现场观测相结合的方法，对东海煤矿32#煤层左九工作面顶板活动规律，上覆岩层移动、破坏规律以及支承压力的分布规律进行了理论分析与实践研究，得出了该工作面顶板活动的各项参数和上覆岩层移动、破坏的范围以及支承压力的分布变化规律。研究表明，深部开采工作面随着采深增加，支承压力有所增加，支柱载荷也增大，但顶板活动规律、上覆岩层移动规律与浅部开采相比变化不明显。该结论为龙煤集团同类矿井进入深部开采阶段采场围岩控制设计提供了参考依据，对其他同类矿井具有很好的借鉴作用。

顶板活动;覆岩移动规律;支承压力;数值模拟

0 引言

随着能源需求量的增加和开采强度的加大，国内外煤矿都相继进入深部资源开采状态。我国煤矿开采深度以每年8～12 m的速度增加，东部矿井正以每十年100～250 m的速度发展［1］。在深井条件下，地压明显增大，工作面支承压力分布规律、矿山压力显现、采场及采准巷道围岩运动规律等都发生了很大变化。正确认识深部采场的岩层活动、支承压力分布和矿山压力显现规律是采场矿山压力控制设计的依据，也是深部开采安全生产的保证。国内外的相关学者在这方面展开了一些卓有成效的研究，取得了一些成果［2－6］，但尚有许多问题需要继续深入研究。

鸡西矿区是我国东部老矿区之一。随着浅部煤层的开采，该区东海煤矿已进入深部开采阶段，其二水平下山32#、35#煤层五采区四段开采深度已经达到1 050 m。笔者研究了该矿深部矿压显现规律和支承压力分布规律，得出东海煤矿32#煤层顶板活动各项参数和上覆岩层“三带”特征，为其他矿区深部采场矿山压力控制设计提供依据。

1 相似模拟

采用一次采全高全部垮落后退式机械化采煤方法，工作面走向长度400 m。选用MZS1型双滚筒电牵引采煤机，总功率150 kW。刮板机为SGW－150型，功率150 kW。煤层近似水平煤层，煤层倾角为5°～8°，煤层高度为1.36 m。每天检修时间定为2 h，每天截割7刀，截深为600 mm，工作面推进距离为4.2 m。其煤层顶板情况见图1，取现场各层岩石样本，实验机测试参数，经数据处理得到各层岩石参数，见表1。

图1 32#煤层顶底板柱状图Fig.1 Histogram of roof and floor of 32#seams

模拟回采工作面的顶板位移观测点共设4排。在模拟煤层的老顶第一分层上方，每隔1 cm设一个测点。上覆岩层的位移测点布置是，横向间隔5 cm，纵向间隔20 cm。在模型中间纵向布置一列测点，纵向间隔3 cm;在模拟煤层的顶板岩层中，布设20个压力传感器，从开采线开始 (留50 cm边界煤柱)，到停采线止(剩50 cm边界煤柱)，横向间隔20 cm，如图2所示。

表1 数值计算选取参数Table 1 Selected parameter of numerical computation

图2 测线布置Fig.2 Survey line layout

1.1 覆岩垮落及三带特征

实验和分析显示，工作面自开切眼推进25.2 m后，直接顶初步垮落;推进至34.8 m左右时，直接顶第二次垮落;至49.2 m时，工作面初次来压，老顶初次垮落，垮落高度达6.5 m，没有顶板切落和台阶下沉现象。

工作面继续推进至70.8 m时，顶板出现首次周期来压。顶板周期来压步距为21.6～24.0 m，平均周期来压步距为22.5 m。

顶板垮落后形成“三带”，即冒落带、裂隙带、弯曲下沉带。冒落带的高度一般在5.2 m左右，约为采高的3.8倍;裂隙带高度为30 m，为采高的22.1倍;裂隙带上边界至模型顶部均为弯曲下沉带。

1.2 上覆岩层移动

根据相似模拟实验岩层位移测点监测结果，得出岩层随开采宽度的沉降变化曲线，如图3所示，其中，s为下沉量，lm为距开切眼距离。总体而言，随工作面推进，上覆岩层沉降是动态变化的，沿工作面走向和沿高度方向沉降范围逐渐扩大。距离煤层顶板较近的上覆岩层，随采煤工作面推进，工作面后方的离层、上覆岩层的下部离层裂隙逐渐闭合。离层裂隙随工作面推进也向前、向上扩展。

1.3 支承压力

根据压力传感器测得的数据，得到的曲线如图4和图5所示。由此，可以发现煤体内的支承压力具有以下规律:

(1)随工作面推进，每一个压力传感器所显示的支承压力均从原始应力逐渐上升，而工作面推进之后，支承压力迅速下降，其值远小于原始应力值，而后随顶板的垮落和压实，支承压力有所回升，但仍低于原始应力值(图4)。

图3 不同测点随开采宽度的沉降变化曲线Fig.3 Curves of strata sedimentation changes with increment of mining width

图4 支承压力变化典型曲线Fig.4 Typical curves of abutment pressure changing

(2)工作面推进至一定距离后，支承压力峰值在工作面煤壁的前方。这表明此时工作面煤壁已由弹性状态进入塑性状态。

(3)随工作面推进，支承压力向煤壁前方转移。其影响的范围随工作面推进逐渐增大，支承压力的影响范围约100 m(图4)。

(4)由图5可知，采场前方的应力分布按大小仍可分为减压区、增压区和原岩应力区。工作面推进距离较近时没有完全形成减压区，老顶岩层尚未发生大的断裂破坏，支承压力很快达到原岩应力区。随着工作面推进距离的增加，原岩应力区与工作面距离也逐渐增大，增压区的范围也随工作面推进而增大。增压区至原岩应力区的应力变化趋于平缓，说明老顶运动渐趋平稳。

图5 随工作面推进支承压力变化曲线Fig.5 Curves of abutment pressure changing with working face advanced

2 采场矿压显现规律解析计算

2.1 初次来压步距

结合表1和图1中相关参数，可计算32#煤层老顶的极限跨距［7］:

第一层(粉砂岩)自身的载荷q1为

考虑第二层(中砂岩)对第一层的作用，则

这说明第二层由于自身强度大、岩层厚，对第一层载荷不起作用。

第二层(中砂岩)自身的载荷q2为

考虑第三层(细砂岩)对第二层的作用，则

计算第四层(页岩)，则第二层的载荷为

计算第五层(页岩)，则第二层的载荷为

这说明第五层由于自身强度大、岩层厚，对第二层载荷不起作用。因此第二层岩层所受载荷为320.9 kPa。由于第二层岩层的抗拉强度RT=5.52 MPa，则其极限跨度为

2.2 周期来压步距

2.3 裂隙高度

由地质条件知煤层上覆岩层为中硬岩层。裂隙带高度的统计经验计算公式［9］:

计算得裂隙带高度为33.3 m。

3 深部开采煤层覆岩活动的数值分析

模型设置长度为200 m，高度为100 m，划分为333×148个单元。数值计算模型是以实际地质及开采条件为原形，以水平位移约束作为模型的边界条件，垂直方向上为底部位移约束，考虑岩体自重应力的平面应变模型。利用RFPA软件进行数值模拟。

3.1 覆岩活动变化

采场开挖后，工作面推进至32.4 m时直接顶垮落(图6)。继续开挖后，上覆岩层悬露，老顶在重力作用下开始破坏弯曲，推进至43.2 m时老顶出现破坏现象，推进至45.6 m时老顶垮落(图7a)。推进至63.6 m时老顶第一次周期跨落，垮落高度约为16.7 m(图7b);工作面推进至86.4 m时，老顶再次周期性垮落(图7c)。工作面推进至117.6 m时，采空区上方形成大量裂隙，裂隙高度可达35 m左右。

图6 开挖至32.4 m时直接顶垮落示意Fig.6 Immediate roof caving excavates to 32.4 m

图7 老顶垮落示意Fig.7 Main roof caving

3.2 岩层应力和位移变化

从图8的上覆岩层破坏过程剪应力云图上可以明显看出，当工作面开挖后便在工作面前后方煤壁产生支承压应力升高区，在采空区上方形成呈正三角形的拉应力升高区(卸压区)。支承压应力升高区和拉应力升高区范围随采空区范围增大而增大。

深部煤层回采工作面连续开采引起的垂直应力变化，如图9所示。

图8 开挖过程剪应力云图Fig.8 Shear stress nephogram of excavation process

图9 不同开挖距离时各单元应力状态Fig.9 Various element stress state in different excavation distance

由图9可见，工作面开采后，煤岩体内的原始应力状态受到破坏，发生应力重新分布。采空区上方岩体重量由前方煤壁和边界煤柱承担，因此在两侧煤壁的一定范围内产生了应力集中现象。煤层上方压应力较未开采时明显增大，工作面向前推进，前方煤壁一定范围内的支承压力带将随工作面前移而向前移动，随着顶板悬露面积的不断增大，工作面煤壁前方的支承压力也不断增大。随工作面推进，煤壁前方压应力变化不大，边界煤柱压应力始终高于煤壁前方压应力，采空区处于减压区，增压区的范围随工作面推进而增大，原岩应力区与工作面距离也随工作面推进而增大，这与现场观测和相似模拟结果相符合。

深部煤层回采工作面连续开采引起顶板位移变化，如图10所示。从图中可以看出，顶板下沉量随工作面推进而增大，顶板岩层沿走向方向移动幅度不大，沿垂直方向的顶板移动情况与相似模拟接近。

4 32#煤层左九工作面矿压观测

4.1 测点布置

在工作面的上中下位置共设置三条测线，观测工作面内液压单体支柱载荷变化情况。移动测点布置在超前顺槽约20 m范围内，每隔5 m一个，观测顶板下沉量。

4.2 矿压显现特点

观测时间计30 d，观测经历了三次周期来压，主要来压特征见图11。

4.2.1 工作面直接顶的垮落

工作面直接顶的初次垮落先由工作面中部开始，然后按工作面上部、下部顺序垮落，其平均垮落步距为20 m。同时，从图12中可看出，当工作面推进至33.0～35.0 m时，顶底板移近速度有一个小峰，标志此时工作面直接顶垮落。

4.2.2 工作面初次来压

工作面推进至45.8 m处，工作面顶板下沉速度达12.26 mm/h，其中运输巷略小一些，达到10.84 mm/h，工作面液压支柱的压力变化为 2.6 kN/h。此时，巷道收敛变形100 m及120 m处均发生大的变化。工作面超前单体支柱的压力有明显增大的趋势。这说明此时老顶断裂，位置在工作面前4～8 m。

4.2.3 工作面第一次周期来压

初次来压后，顶板活动又趋于平稳。当工作面推进至65.8 m时，运输巷5 m点及10 m点顶底移动速度开始增大，峰值分别为12.79和9.64 mm/h;轨道巷5 m和10 m点也几乎同时达到峰值，说明此时老顶开始断裂。工作面推进至69 m时，运输巷顶板下沉速度开始回落，轨道巷出现同样的规律。

图10 不同开挖距离时顶板位移情况Fig.10 Upper roof displacement condition in diffeerent excavation distance

4.2.4 工作面周期来压步距

根据所绘制的工作面推进距离与顶板下沉速度关系曲线图可知，轨道巷和运输巷分别获得一个初次来压和三个周期来压。初次来压步距为45.8 m，平均周期来压步距为19.7 m，与初次来压步距的比为0.443。

图11 32#煤层左九工作面周期来压曲线Fig.11 Appearance periodic weighting curves of 32#seam left 9th mining working face

图12 工作面推进距离与顶板下沉速度关系曲线Fig.12 Curves of working face advanced distance and rate of roof subsidence

5 结束语

对东海煤矿32#煤层左九工作面顶板活动规律，上覆岩层移动、破坏规律以及支承压力的分布规律所进行的理论分析与数值模拟分析，与现场观测结果比较接近，得出了该工作面顶板活动的各项参数和上覆岩层移动、破坏的范围以及支承压力的分布状况，为龙煤集团同类矿井进入深部开采阶段采场围岩控制设计提供了参考依据。

［1］何满潮，谢和平，彭苏萍，等.深部开采岩体力学及工程灾害控制研究［J］.煤矿支护，2007(3):1－14.

［2］何满潮.深部开采工程岩石力学的现状及其展望［C］//中国岩石力学与工程学会.第八次全国岩石力学与工程学术大会论文集.北京:科学出版社，2004:88－94.

［3］肖福坤，段立群，葛志会.采煤工作面底板破裂规律及瓦斯抽放应用［J］.煤炭学报，2010，35(3):417－419.

［4］谢文兵，陈晓祥，郑百生.采矿工程问题数值模拟研究与分析［M］.徐州:中国矿业大学出版社，2005:65－71.

［5］肖福坤，孙豁然.深井巷道围岩稳定性分析［J］.中国矿业，2008，17(5):97－99.

［6］郭惟嘉，常西坤，阎卫玺.深部矿井采场上覆岩层内结构形变特征分析［J］.煤炭科学技术，2009，37(12):1－4，11.

［7］钱鸣高，石平五，许家林.矿山压力与岩层控制［M］.徐州:中国矿业大学出版社，2003:74－75.

［8］刘鸿文.材料力学［M］.北京:高等教育出版社，2004:78－81.

［9］宋振骐.实用矿山压力控制［M］.徐州:中国矿业大学出版社，1989:83－85.

Rock pressure of deep mining working face of Donghai coal

XIAO Fukun， LIU Gang， FAN Huiqiang， MENG Xin
(Heilongjiang Ground Pressure＆ Gas Control in Deep Mining Key Lab，Heilongjiang Institute of Science＆ Technology，Harbin 150027，China)

Aimed at investigating the laws of rock pressure in deep mining working face，this paper describes the theoretical analysis and study of Donghai coal 32#seam left 9 working face’s roof movement，overlying strata movement，damage，and abutment pressure by combining the method of analog simulation，theoretical analysis，and numerical simulations with field observation and provides the parameters of the roof activity and laws governing overlying strata movement，the scope of destruction，and pressure support.The study concludes that the increased mining depth triggers the increased abutment pressure and the consequent pillar increase，but the roof movement and overlying strata movement show fewer changes than shallow mining.This conclusion provides a reference for controlling surrounding rocks in other coal mines with similar conditions in Longmay Mining Group Co Ltd.

roof movement;movement rule of overlying strata;abutment pressure;numerical simulation

TD322

A

1671－0118(2012)03－0215－06

2012－05－04

教育部科学技术研究重点项目(210064)

肖福坤(1971－)，男，辽宁省西丰人，教授，博士，研究方向:矿山压力与控制，E-mail:xiaofukun@sohu.com。

(编辑 晁晓筠)