深埋大采高综放采场超前支承压力分布规律∗

孙少龙 孙小杨 王 源

(中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院,北京市海淀区,100083)

★煤炭科技·开拓与开采★

深埋大采高综放采场超前支承压力分布规律∗

孙少龙 孙小杨 王 源

(中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院,北京市海淀区,100083)

为了掌握深埋大采高综放采场超前支承压力分布规律,以康北矿101工作面为工程背景,采用理论分析、数值模拟和现场实测相结合进行研究,分析了随着工作面推进在不同采高和不同采深情况下超前支承压力应力集中系数、峰值距煤壁距离和影响范围分布规律。结果表明:随着采高或采深的增加,超前支承压力应力集中系数变化不明显、峰值距煤壁距离和影响范围变大。

综放工作面 深埋深大采高 超前支承压力 应力集中系数 数值模拟

目前,众多学者对深埋大采高上覆岩层运动规律、矿压显现规律和采煤工艺等研究较多,而对顶板破断特征、上覆岩层“三带”分布范围及采动支承压力研究较少。本文以康北矿101工作面为工程背景,研究深埋大采高超前支承压力分布规律,为巷道超前支护提供理论依据。

1 工作面概况

康北矿101工作面为3＃煤层右五回采工作面,工作面平均走向长600 m,平均倾向长215 m;老顶为砂质页岩,以石英为主,含杂质,厚31 m;直接顶为页岩,薄层,含植物化石,具有水平层理,厚13 m;直接底为砂质页岩,薄层,含丰富植物化石,厚2 m;老底为细砂岩,灰白色,成分以石英为主,致密,坚硬水平层理,厚8 m;煤层平均厚度4.3 m,倾角为8°～11°,地面标高为＋192.87 m,开采深度为866 m。

2 理论分析

2.1 力学模型

大采高工作面超前支承压力分布可用极限平衡区力学公式进行求解,极限平衡区的力学模型如图1所示。

图1 工作面超前支承压力分布图

根据工作面超前极限平衡区内支承压力计算公式,塑性区内的支承压力σy:

式中:σy——塑性区内的支承压力,MPa;

f——煤层间的摩擦系数,取0.35;

M——煤层高度,取4.3 m;

φ——煤体内摩擦角,取26°;

x——塑性区内任一点到煤壁的距离,m;

N0——煤壁的支撑力,MPa;

根据极限平衡区的力学模型,塑性区内的煤壁支撑力即煤壁残余抗压强度N0为:

式中:τ0——剪应力,取4 MPa;

τ0cotφ——煤体自撑力,MPa。

由式(1)和式(2)得综放工作面超前塑性区内(x＝x0)支撑压力峰值为σyo:

式中:K——应力集中系数,取1.5;

γ——煤体容重,取27 k N/m3;

H——采深,取860 m。

由式(3)和式(4)得支承压力峰值点距煤壁的距离x0:

式中:x0——支承压力峰值点距煤壁的距离,m。

2.2 力学模型应用分析

当采高M(视为煤层厚度)为3 m、4 m、5 m和6 m时,此时应力集中系数K取1.5,忽略其变化,由式(5)得峰值距煤壁距离依次为6.44 m、8.59 m、10.74 m和12.89 m。通过计算可得,采高与峰值距煤壁距离关系如图2所示。

图2 采高与峰值距煤壁距离关系

综上所述,当煤层埋深一定时,随着采高的增加,应力集中系数一定时,其超前支承应力峰值距煤壁距离增加较大。

3 数值模拟

为研究大埋深大采高工作面超前支承压力分布规律,现采用FLAC3D进行数值模拟,其基本步骤如下:首先建立数值模拟计算模型,然后在模型内进行不同采高和采深的开挖,观察支承压力的分布规律,主要为工作面超前支承压力的峰值、峰值距煤壁距离和影响范围。

3.1 模型建立

根据康北矿101工作面地质条件,建立计算模型,由于煤层及各岩层倾角较小,同时为了消除边界影响和简化模拟计算的需要,模型中的煤层和各岩层为水平层状;模型x方向长180 m,y方向宽120 m,z方向高75 m,其中工作面倾向长度为60 m沿y方向布置,沿x方向向前推进,工作面两侧留30 m煤柱,为方便观测工作面超前支承压力分布情况前后至少留50 m煤柱,同时底板留10 m岩层,煤层上覆岩层留59 m岩层,上覆岩层重量采用σz＝γH进行计算,工作面煤层6 m;工作面模型岩层厚度及其物理力学参数如表1所示。

表1 岩层厚度及物理力学参数

为研究大埋深不同采高情况下工作面超前支承压力分布规律,模拟在工作面埋深约为900 m时,分别开采煤厚3 m、4 m、5 m和6 m,当开采高度不足煤层厚度时,采用沿煤层顶板开采且留顶板,这样方便观察直接顶的垮落情况。研究大埋深不同采深情况下工作面超前支承压力分布规律时,使采高的煤层厚度为4 m保持不变,通过改变不同煤层的赋存深度对比研究大埋深工作面的超前支承压力分布情况,埋深的改变在FLAC3D中体现的是模型上侧面应力的改变及其水平应力侧压系数的改变。分别取埋深为600 m、700 m、800 m和900 m时,对应的侧压系数λ取0.6、0.8、1.0和1.2,模型顶部应力通过σz＝γH求取。

3.2 模拟结果分析

3.2.1 不同采高超前支承压力应力场模拟结果

在采高变化时,为掌握工作面推进不同距离时工作面超前支承压力分布情况,需对超前支承压力应力集中系数、支承压力峰值距煤壁距离和影响范围模拟结果进行分析,其结果如图3所示。

图3显示随着采高的增大,工作面向前推进的过程中,工作面超前支承压力应力集中系数变化不明显,而工作面超前支承压力峰值距煤壁距离和影响范围变大,如采高由4 m增加到5 m时,当工作面推进到50 m时,应力集中系数由1.57变为1.61,峰值距煤壁距离由13 m增加到17 m,支承压力影响范围由53 m增加到57 m。

图3 不同采高时超前支承压力各量随推进距离变化趋势

随着采高的增大,由于煤壁塑性区破坏范围增大,使煤壁发生破坏后支撑能力逐渐变小,超前支承压力峰值向煤体深部移动,工作面超前支承压力应力集中系数变化不明显,峰值距煤壁距离和影响范围随之增大,说明采高对工作面超前支承压力的影响比较大;采高的增大使工作面超前支承压力随之变大,需加强巷道的超前支护范围和支护强度,其模拟结果与理论分析基本相同。

3.2.2 不同埋深超前支承压力应力场模拟结果

当改变埋深时,模拟对比不同埋深情况下的工作面超前支承压力应力集中系数、支承压力峰值距煤壁距离和影响范围变化规律,如图4所示。

图4显示随着采深的增大,工作面向前推进的过程中,工作面超前支承压力应力集中系数变化不明显,而工作面超前支承压力峰值距煤壁距离和影响范围变大,如采深由700 m增加到800 m时,当工作面推进到50 m时,应力集中系数由1.48变为1.52,峰值距煤壁距离由12 m增加到14 m,支承压力影响范围由51 m增加到55 m。

随着埋深增大工作面超前支承压力应力集中系数变化不明显、峰值距煤壁距离和影响范围变大。但支承压力应力集中系数变化不大,并不说明支承压力变化不大,随着采深的增大,超前支承压力基本会随之增加,而岩层的强度是基本不变的,这就导致了深部开采巷道工程软岩现象的发生,这是深部巷道难以维护的根本原因。

图4 不同采深时超前支承压力各量随推进距离变化趋势图

4 现场实测

为了进一步了解深埋大采高工作面超前支承压力分布规律,在工作面推进70 m过程中,对101工作面回风平巷和运输平巷超前支护段支柱工作阻力进行了持续的数据监测,监测结果如图5所示。

图5 工作面距离与支柱阻力的关系图

如图5可得,在回风平巷内距工作面8～10 m处支柱的最大工作阻力为31.8 MPa,随着距工作面距离的增大,支柱工作阻力逐渐变小,直到距工作面50 m处,支柱工作阻力出现稳定。运输平巷内的支柱工作阻力小于回风平巷,在运输平巷内距工作面8～10 m处的支柱最大工作阻力为29.9 MPa,随着距工作面的增加,支柱工作阻力逐渐变小,直到距工作面45 m处,支柱的工作阻力出现稳定趋势。

综上所述,通过对2条工作面平巷超前支护段支柱工作阻力的监测,得到工作面超前8～10 m的支柱工作阻力最大,工作面超前45～50 m外的支柱工作阻力基本稳定,这也表明了超前支承压力的峰值点位置在煤壁超前8～10 m,超前支承压力的影响范围为45～50 m,同时回风平巷的超前支承压力要大于运输平巷的超前支承压力,应加强对回风平巷的超前支护,这与数值模拟和理论计算的结果基本吻合。

5 结论

(1)通过理论分析,计算出当采高为3 m、4 m、5 m和6 m时,此时将应力集中系数K取1.5,忽略其变化,得峰值距煤壁距离依次为6.44 m、8.59 m、10.74 m和12.89 m。当煤层埋深一定时,随着采高的增加超前支承压力峰值距煤壁距离增加较大。

(2)数值模拟结果显示工作面超前支承压力与采高或采深有关,采高或采深越大,超前支承压力应力集中系数变化不明显,但支承压力峰值距煤壁距离和影响范围变大,与理论计算数据基本一致。

(3)通过对101工作面回风平巷和运输平巷超前支护段支柱工作阻力的监测,表明了超前支承压力的峰值点位置超前煤壁8～10 m,超前支承压力的影响范围为45～50 m,同时回风平巷的超前支承压力要大于运输平巷的超前支承压力,应加强对回风平巷的超前支护,这与数值模拟和理论计算的结果基本吻合。

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The distribution law of advance abutment pressure in deep full-mechanized caving face with large mining height

Sun Shaolong,Sun Xiaoyang,Wang Yuan
(Faculty of Resources&Safety Engineering,China University of Mining and Technology,Beijing,Haidian,Beijing 100083,China)

In order to grasp the distribution law of the advance abutment pressure in deep full-mechanized caving face with large mining height,taking No.101 working face of Kangbei Mine as engineering background,theoretical analysis,numerical simulation and field measurement were used to study.With the advance of working face,the stress concentration coefficients of advance abutment pressure,the distance between pressure peak and coal wall,distribution law of influence range in the conditions of different mining height and depth were analyzed.The results showed that with the increase of mining height and depth,the stress concentration coefficients of advance abutment pressure increased slowly,but the distance and the influence range became larger.

fully mechanized caving face,deep burial depth and large mining height,advance abutment pressure,stress concentration coefficient,numerical simulation

TD323

A

孙少龙(1989－),男,河北省任县人,硕士研究生,主要从事矿山压力与岩层控制研究。

(责任编辑 张毅玲)

国家自然科学基金煤炭联合基金重点项目(U1361209),中国矿业大学(北京)大学生创新训练计划项目(201411413004)