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承压含水层“高阻力支架-围岩”相互作用研究

2017-09-15

山西焦煤科技 2017年6期
关键词:块体含水层关键

王 焱

(西山煤电集团公司 马兰矿,山西 古交 030200)

·试验研究·

承压含水层“高阻力支架-围岩”相互作用研究

王 焱

(西山煤电集团公司 马兰矿,山西 古交 030200)

松散承压含水层下煤层开采容易造成工作面压架事故。为了研究不同支架工作阻力对松散承压含水层下煤层开采的影响,以UDEC模拟软件为工具,研究工作面支架工作阻力在6 000 kN、8 000 kN、10 000 kN下对关键层结构稳定性情况影响。研究结果表明:松散承压含水层下开采,初次来压时不同的支架工作阻力对关键层结构稳定性影响较大,支架工作阻力为6 000 kN、8 000 kN时在初次来压期间容易发生压架事故,10 000 kN支架工作阻力下并没有发生压架事故,可见,提高支架工作阻力能够避免压架事故。

松散承压含水层;关键层;稳定性;支架;工作阻力

1 工程背景

某矿三采区7131工作面是与6130和7130工作面相邻的工作面,位于7130工作面的下一区段,在6130工作面停采线以内7131工作面中下部1#~44#支架又正好位于6130工作面采空区下方,而工作面中上部45#~91#支架则处于尚未采动的实体煤岩柱区域下,煤层间距约为40 m. 根据已有的研究成果并结合工程类比法, 认为7131工作面在回采过程中,仍具有潜在的压架突水危险性。针对具有压架突水危险的区域,为了避免突水压架,不同的支架工作阻力对围岩影响变化的影响是需要研究的关键问题。

7131工作面起止标高-393~-473 m,走向长度1 686.6 m,倾斜长度161~165.9 m,采用走向综合机械化采煤方法,顶板管理为垮落法。工作面煤层最大厚度为4.1 m,最小煤层厚2.5 m,平均厚度3.19 m. 煤层结构较复杂。该工作面内71煤层产状变化较大,煤层含1~2层夹矸,厚0.24~0.7 m,工作面煤岩层综合柱状图见图1.

工作面基本顶一般为浅灰色中砂岩,局部为细砂岩及砂泥岩互层,厚度为8.41~20.75 m,平均14.4 m;直接顶一般为深灰色泥岩,局部为浅灰色粉砂岩及中砂岩,厚度不稳定0~3.7 m,平均厚1.7 m;底板一般为灰~深灰色泥岩,泥质结构,致密、块状、含植物碎片;顶底板较平整,局部裂隙发育,凸凹不平,属二类,顶底板情况见表1.

表1 煤层顶底板情况表

7131工作面位于井田东翼三采区,根据三维勘探资料情况,该工作面靠近DF5断层,掘进过程中可能揭露断层DF15,本工作面总体构造较为简单,基本为单斜构造,局部煤岩层产状有起伏。工作面沿走向布置,在走向上可能有一定的起伏,小断层可能比较发育,回风巷靠近“四含”防水煤柱。该区域“四含”底界受古地貌地形制约,为一残坡积~漫滩沉积,两极厚度为0~40.9 m,局部无“四含”分布,属风化剥蚀区,以西位于谷口冲洪积扇区的细粒相沉积区内,“四含”水压约3.6 MPa.

2 不同支架额定阻力下支架-围岩相互作用关系

为研究松散承压含水层下不同支架工作阻力对围岩的影响,采用UDEC模拟软件,模拟分析不同支架工作阻力,松散承压含水层下采煤覆岩关键层结构失稳的变化情况。

2.1 模拟方案的设计

数值模拟的模型以研究区域综合柱状图为参照并做适当简化而成。模型设计为复合关键层,从下向上分别由厚12 m的中砂岩、8 m厚的软岩和10 m厚的中砂岩组合而成,上下两层硬岩层破断步距均为30 m,由此模拟关键层发生复合破断的情形。模型走向长200 m,厚80 m,模型顶部以上覆松散层及含水层的载荷大小作为边界条件,左右及底部边界固定,顶界面为自由面,见图2. 煤层、直接顶、关键层等岩层所赋予的力学参数见表2.

图2 UDEC计算模型图

在模型尺寸结构和开采方式既定的条件下,对于支架不同工作阻力,本文设计了3种方案。方案一:支架工作阻力为6 000 kN;方案二:支架工作阻力为8 000 kN;方案三:支架工作阻力为10 000 kN.

表2 各岩层物理力学性质表

对于以上3种不同工作阻力的支架,其初撑力均为自身额定工作阻力的80%条件下,随着工作面推进观测关键层结构发生运动的规律,分析了阻力对关键层结构下沉量和活柱下缩量的影响规律。

2.2 6 000 kN支架对关键层结构稳定性影响

模型从左侧55 m处开始逐步开挖,开挖过程中用额定工作阻力为6 000 kN的支架进行支护,其初撑力为工作阻力的80%,每次开挖5 m,开挖过程中岩层移动情况见图3.

图3 6 000 kN支架条件下模型开挖过程模拟图

从图3a)可以看出,工作面从55 m推进至70 m时直接顶发生垮落,而关键层没有明显下沉,两者之间产生较大离层空间,此时,支架工作阻力能够支撑其上方破碎的直接顶的重量。

从图3b)可以看出,工作面至75 m时,直接顶离层范围加大,关键层结构第一块体在75 m处发生破断,第一块体发生较大下沉,支架活柱下缩量也急剧增加。

从图3c)可以看出,工作面推进至100 m,工作面发生初次来压,关键层结构第二块体破断回转下沉,与落在采空区的第一块体形成“台阶梁”结构,破断块体两脚点分别落在采空区的矸石和支架上方的直接顶,此时支架所承受的压力较大,也发生了压架事故。

从图3d)可以看出,工作面推进至125 m,工作面发生第一次周期来压,关键层结构第三块体与相邻块体形成“砌体梁结构”,受到相邻块体的约束,第三块体没有沿煤壁发生切落,但是支架活柱下缩量较大。

从图3e)可以看出,工作面推进至150 m,工作面发生第二次周期来压,关键层结构活动规律与第一次周期来压基本相同。

可以看出,当工作面初次来压时,破断块体容易沿煤壁切落,支架的工作阻力不能达到关键层破断和直接顶自身所带来的载荷,发生压架事故。

2.3 8 000 kN支架对关键层结构稳定性影响

模型从左侧55 m处开始逐步开挖,开挖过程中用额定工作阻力为8 000 kN的支架进行支护,其初撑力为工作阻力的80%,每次开挖5 m,开挖过程中岩层移动情况见图4.

图4 8 000 kN支架支护条件下模型开挖过程模拟图

从图4a)可以看出,工作面从45 m推进至60 m时直接顶发生垮落,而关键层没有明显下沉,两者之间产生较大离层空间。

从图4b)可以看出,工作面至75 m,关键层结构第二块体在75 m处发生破断,关键层结构第一块体在断裂线位置发生急速下沉。

从图4c)可以看出,工作面推进至100 m,工作面发生初次来压,关键层结构第二块体破断回转下沉,与第一块体形成台阶,破断块体两脚点分别落在采空区的矸石和支架上方的直接顶,此时支架所承受的压力较大,活柱下缩量较大,块体失稳导致压架。

从图4d)可以看出,工作面推进至125 m,工作面发生第一次周期来压,关键层结构第三块体与相邻块体形成“砌体梁结构”,受到相邻块体的约束,第三块体没有沿煤壁发生切落。

从图4e)可以看出,工作面推进至150 m,工作面发生第二次周期来压,关键层结构活动规律与上一次周期来压基本相同。

可以看出,当工作面初次来压时,破断块体容易沿煤壁切落,支架的工作阻力不能达到关键层破断和直接顶自身所带来的载荷,发生压架事故。

2.4 10 000 kN支架对关键层结构稳定性影响

模型从左侧55 m处开始逐步开挖,开挖过程中用额定工作阻力为10 000 kN的支架进行支护,其初撑力为工作阻力的80%,每次开挖5 m,开挖过程中岩层移动情况见图5.

图5 10 000 kN支架条件下模型开挖过程模拟图

从图5a)可以看出,工作面从55 m推进至70 m时直接顶发生垮落,关键层没有明显下沉,两者之间产生较大离层空间。

从图5b)可以看出,工作面至75 m时,直接顶离层范围加大,关键层结构第一块体在75 m处发生破断。在10 000 kN支架支护和相邻关键层相互约束条件下关键层结构第一块体下沉量较大,但活柱下缩量也较大。

从图5c)可以看出,工作面推进至100 m,工作面发生初次来压,关键层结构第二块体破断回转下沉,与落在采空区的第一块体形成“砌体梁”结构,此时虽然支架所承受的载荷也较大,但是由于支架支承力的明显增加,并未发生压架事故。

从图5d)可以看出,工作面推进至125 m,工作面发生第一次周期来压,关键层结构第三块体与相邻块体形成“砌体梁”结构,关键层结构下沉量与推进至100 m时相比较小。

从图5e)可以看出,工作面推进至150 m,工作面发生第二次周期来压,关键层结构活动规律与第一次周期来压基本相同。

从上述可知,10 000 kN工作阻力的支架在初撑力达到80%时能够有效地防止关键层复合破断时发生沿煤壁切落的现象,工作面初次来压时关键层结构下沉量较大,但没有发生压架事故,而在之后的周期来压期间下沉量明显减小。

2.5 支架下沉量与关键层下沉量分析

针对不同工作阻力的支架对关键层结构稳定性的影响进行了数值模拟,支架工作阻力分别设置为6 000 kN、8 000 kN和10 000 kN三个方案,分别对开挖过程中模型运行稳定之后关键层下沉量和支架的活柱下缩量进行监测,工作面推进至70 m、75 m、100 m、125 m和150 m时,工作面来压期间关键层结构下沉量监测结果见图6.

图6 关键层结构下沉量和活柱下缩量曲线图

从图6a)可以看出,工作面推进至70 m时,6 000 kN、8 000 kN和10 000 kN支架支护条件下的关键层结构下沉量相差不大;推进至75 m和100 m时,3种方案的结果相差较大,10 000 kN支护条件下关键层结构下沉量最小,6 000 kN支护时下沉量最大;而推进至125 m和150 m时,8 000 kN和10 000 kN支架对应的关键层结构下沉量相近,而6 000 kN支架的关键层下沉量则明显较大。

从图6b)可以看出,不同工作阻力支护条件下活柱下缩的变化。工作面推进至70 m时,3种方案的活柱下缩量几乎相同;推进至75 m和100 m时,6 000 kN和8 000 kN支护条件下工作面发生支架压架事故,此时活柱下缩量较大,而10 000 kN支护时并未发生压架事故,支架活柱下缩量小于600 mm;工作面推进至125 m和150 m时,8 000 kN和10 000 kN支架支护条件下活柱下缩量相差不大,而与6 000 kN相比相差较大。

在煤层从55 m开挖至150 m的过程中,分别对工作面直接顶垮落、初次来压和周期来压时关键层结构下沉值、支架的活柱下缩量进行记录,其结果见表3.

由表3可以看出,工作面推进至70 m时关键层仅有轻微的弯曲,并未发生断裂,而推进至100 m时关键层断裂并下沉,工作面发生初次来压,表现为关键层结构的下沉量的急剧增加。6 000 kN、8 000 kN和10 000 kN支架支护条件下初次来压期间关键层结构下沉量分别达到了806 mm、674 mm和475 mm;而推进至125 m时分别为723 mm、489 mm和439 mm;推进至150 m时下沉量分别达到了721 mm、487 mm和441 mm,与上一次周期来压的下沉量相差不大。这说明初次来压时支架的工作阻力对关键层结构稳定性影响较大。

表3 不同工作阻力条件下关键层结构下沉量和活柱下缩量对比表

3 结 语

通过以上分析可以看出:

1) 在松散承压含水层下开采,初次来压时支架的工作阻力对关键层结构稳定性影响较大,工作阻力较大,能有效地防止关键层复合破断时沿煤壁切落。

2) 随着额定阻力的增大,关键层破断时支架活柱下缩和顶板下沉均有所减小,活柱下缩量的减小可以为工作面开采留有足够的空间,避免因活柱可缩量较小而导致压架事故的发生。

[1] 郝宪杰,许家林,朱卫兵,等.高承压松散含水层下支架合理工作阻力的确定[J].采矿与安全工程学报,2010(3):23-26.

[2] 王晓振,许家林,朱卫兵,等.松散承压含水层水位变化与顶板来压的联动效应及其应用研究[J].岩石力学与工程学报,2011(9):89-91.

[3] 许家林,王晓振,刘文涛,等.覆岩主关键层位置对导水裂隙带高度的影响[J].岩石力学与工程学报,2009(2):15-18.

[4] 许家林,蔡 东,傅昆岚.邻近松散承压含水层开采工作面压架机理与防治[J].煤炭学报,2007(12):45-47.

Study on Interaction between High Resistance Support and Surrounding Rock under Aquifer

WANG Yan

Loose coal seam mining under aquifer is prone to accidents of support unmovable. In order to study the impact under different support working resistances, the UDEC simulation software was introduced to observe the stability of the critical structure with the working resistance under 6 000 kN, 8 000 kN and 10 000 kN. The results show that the different working resistance has a great influence on the stability of the key layer structure, especially in the case of the 6 000 kN and 8 000 kN at the moment of initial pressure, the support failed in moving. But for the 10 000 kN situation, no support failure happened. So the working resistance is very crucial in prevention of support roof pressure related accident.

Loose coal seam under aquifer; Key layer; Stability; Support; Working resistance

2017-04-26

王 焱(1980—),男,山西祁县人,2013年毕业于太原理工大学,助理工程师,主要从事煤矿安全开采工作

(E-mail)szp6356@163.com

TD823.83

A

1672-0652(2017)06-0004-06

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