深埋大采高綜放采場超前支承壓力分布規律?

孫少龍 孫小楊 王 源

(中國礦業大學(北京)資源與安全工程學院,北京市海淀區,100083)

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深埋大采高綜放采場超前支承壓力分布規律?

孫少龍 孫小楊 王 源

(中國礦業大學(北京)資源與安全工程學院,北京市海淀區,100083)

為了掌握深埋大采高綜放采場超前支承壓力分布規律,以康北礦101工作面為工程背景,采用理論分析、數值模擬和現場實測相結合進行研究,分析了隨著工作面推進在不同采高和不同采深情況下超前支承壓力應力集中系數、峰值距煤壁距離和影響范圍分布規律。結果表明:隨著采高或采深的增加,超前支承壓力應力集中系數變化不明顯、峰值距煤壁距離和影響范圍變大。

綜放工作面 深埋深大采高 超前支承壓力 應力集中系數 數值模擬

目前,眾多學者對深埋大采高上覆巖層運動規律、礦壓顯現規律和采煤工藝等研究較多,而對頂板破斷特征、上覆巖層“三帶”分布范圍及采動支承壓力研究較少。本文以康北礦101工作面為工程背景,研究深埋大采高超前支承壓力分布規律,為巷道超前支護提供理論依據。

1 工作面概況

康北礦101工作面為3＃煤層右五回采工作面,工作面平均走向長600 m,平均傾向長215 m;老頂為砂質頁巖,以石英為主,含雜質,厚31 m;直接頂為頁巖,薄層,含植物化石,具有水平層理,厚13 m;直接底為砂質頁巖,薄層,含豐富植物化石,厚2 m;老底為細砂巖,灰白色,成分以石英為主,致密,堅硬水平層理,厚8 m;煤層平均厚度4.3 m,傾角為8°～11°,地面標高為＋192.87 m,開采深度為866 m。

2 理論分析

2.1 力學模型

大采高工作面超前支承壓力分布可用極限平衡區力學公式進行求解,極限平衡區的力學模型如圖1所示。

圖1 工作面超前支承壓力分布圖

根據工作面超前極限平衡區內支承壓力計算公式,塑性區內的支承壓力σy:

式中:σy——塑性區內的支承壓力,MPa;

f——煤層間的摩擦系數,取0.35;

M——煤層高度,取4.3 m;

φ——煤體內摩擦角,取26°;

x——塑性區內任一點到煤壁的距離,m;

N0——煤壁的支撐力,MPa;

根據極限平衡區的力學模型,塑性區內的煤壁支撐力即煤壁殘余抗壓強度N0為:

式中:τ0——剪應力,取4 MPa;

τ0cotφ——煤體自撐力,MPa。

由式(1)和式(2)得綜放工作面超前塑性區內(x＝x0)支撐壓力峰值為σyo:

式中:K——應力集中系數,取1.5;

γ——煤體容重,取27 k N/m3;

H——采深,取860 m。

由式(3)和式(4)得支承壓力峰值點距煤壁的距離x0:

式中:x0——支承壓力峰值點距煤壁的距離,m。

2.2 力學模型應用分析

當采高M(視為煤層厚度)為3 m、4 m、5 m和6 m時,此時應力集中系數K取1.5,忽略其變化,由式(5)得峰值距煤壁距離依次為6.44 m、8.59 m、10.74 m和12.89 m。通過計算可得,采高與峰值距煤壁距離關系如圖2所示。

圖2 采高與峰值距煤壁距離關系

綜上所述,當煤層埋深一定時,隨著采高的增加,應力集中系數一定時,其超前支承應力峰值距煤壁距離增加較大。

3 數值模擬

為研究大埋深大采高工作面超前支承壓力分布規律,現采用FLAC3D進行數值模擬,其基本步驟如下:首先建立數值模擬計算模型,然后在模型內進行不同采高和采深的開挖,觀察支承壓力的分布規律,主要為工作面超前支承壓力的峰值、峰值距煤壁距離和影響范圍。

3.1 模型建立

根據康北礦101工作面地質條件,建立計算模型,由于煤層及各巖層傾角較小,同時為了消除邊界影響和簡化模擬計算的需要,模型中的煤層和各巖層為水平層狀;模型x方向長180 m,y方向寬120 m,z方向高75 m,其中工作面傾向長度為60 m沿y方向布置,沿x方向向前推進,工作面兩側留30 m煤柱,為方便觀測工作面超前支承壓力分布情況前后至少留50 m煤柱,同時底板留10 m巖層,煤層上覆巖層留59 m巖層,上覆巖層重量采用σz＝γH進行計算,工作面煤層6 m;工作面模型巖層厚度及其物理力學參數如表1所示。

表1 巖層厚度及物理力學參數

為研究大埋深不同采高情況下工作面超前支承壓力分布規律,模擬在工作面埋深約為900 m時,分別開采煤厚3 m、4 m、5 m和6 m,當開采高度不足煤層厚度時,采用沿煤層頂板開采且留頂板,這樣方便觀察直接頂的垮落情況。研究大埋深不同采深情況下工作面超前支承壓力分布規律時,使采高的煤層厚度為4 m保持不變,通過改變不同煤層的賦存深度對比研究大埋深工作面的超前支承壓力分布情況,埋深的改變在FLAC3D中體現的是模型上側面應力的改變及其水平應力側壓系數的改變。分別取埋深為600 m、700 m、800 m和900 m時,對應的側壓系數λ取0.6、0.8、1.0和1.2,模型頂部應力通過σz＝γH求取。

3.2 模擬結果分析

3.2.1 不同采高超前支承壓力應力場模擬結果

在采高變化時,為掌握工作面推進不同距離時工作面超前支承壓力分布情況,需對超前支承壓力應力集中系數、支承壓力峰值距煤壁距離和影響范圍模擬結果進行分析,其結果如圖3所示。

圖3顯示隨著采高的增大,工作面向前推進的過程中,工作面超前支承壓力應力集中系數變化不明顯,而工作面超前支承壓力峰值距煤壁距離和影響范圍變大,如采高由4 m增加到5 m時,當工作面推進到50 m時,應力集中系數由1.57變為1.61,峰值距煤壁距離由13 m增加到17 m,支承壓力影響范圍由53 m增加到57 m。

圖3 不同采高時超前支承壓力各量隨推進距離變化趨勢

隨著采高的增大,由于煤壁塑性區破壞范圍增大,使煤壁發生破壞后支撐能力逐漸變小,超前支承壓力峰值向煤體深部移動,工作面超前支承壓力應力集中系數變化不明顯,峰值距煤壁距離和影響范圍隨之增大,說明采高對工作面超前支承壓力的影響比較大;采高的增大使工作面超前支承壓力隨之變大,需加強巷道的超前支護范圍和支護強度,其模擬結果與理論分析基本相同。

3.2.2 不同埋深超前支承壓力應力場模擬結果

當改變埋深時,模擬對比不同埋深情況下的工作面超前支承壓力應力集中系數、支承壓力峰值距煤壁距離和影響范圍變化規律,如圖4所示。

圖4顯示隨著采深的增大,工作面向前推進的過程中,工作面超前支承壓力應力集中系數變化不明顯,而工作面超前支承壓力峰值距煤壁距離和影響范圍變大,如采深由700 m增加到800 m時,當工作面推進到50 m時,應力集中系數由1.48變為1.52,峰值距煤壁距離由12 m增加到14 m,支承壓力影響范圍由51 m增加到55 m。

隨著埋深增大工作面超前支承壓力應力集中系數變化不明顯、峰值距煤壁距離和影響范圍變大。但支承壓力應力集中系數變化不大,并不說明支承壓力變化不大,隨著采深的增大,超前支承壓力基本會隨之增加,而巖層的強度是基本不變的,這就導致了深部開采巷道工程軟巖現象的發生,這是深部巷道難以維護的根本原因。

圖4 不同采深時超前支承壓力各量隨推進距離變化趨勢圖

4 現場實測

為了進一步了解深埋大采高工作面超前支承壓力分布規律,在工作面推進70 m過程中,對101工作面回風平巷和運輸平巷超前支護段支柱工作阻力進行了持續的數據監測,監測結果如圖5所示。

圖5 工作面距離與支柱阻力的關系圖

如圖5可得,在回風平巷內距工作面8～10 m處支柱的最大工作阻力為31.8 MPa,隨著距工作面距離的增大,支柱工作阻力逐漸變小,直到距工作面50 m處,支柱工作阻力出現穩定。運輸平巷內的支柱工作阻力小于回風平巷,在運輸平巷內距工作面8～10 m處的支柱最大工作阻力為29.9 MPa,隨著距工作面的增加,支柱工作阻力逐漸變小,直到距工作面45 m處,支柱的工作阻力出現穩定趨勢。

綜上所述,通過對2條工作面平巷超前支護段支柱工作阻力的監測,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穩定,這也表明了超前支承壓力的峰值點位置在煤壁超前8～10 m,超前支承壓力的影響范圍為45～50 m,同時回風平巷的超前支承壓力要大于運輸平巷的超前支承壓力,應加強對回風平巷的超前支護,這與數值模擬和理論計算的結果基本吻合。

5 結論

(1)通過理論分析,計算出當采高為3 m、4 m、5 m和6 m時,此時將應力集中系數K取1.5,忽略其變化,得峰值距煤壁距離依次為6.44 m、8.59 m、10.74 m和12.89 m。當煤層埋深一定時,隨著采高的增加超前支承壓力峰值距煤壁距離增加較大。

(2)數值模擬結果顯示工作面超前支承壓力與采高或采深有關,采高或采深越大,超前支承壓力應力集中系數變化不明顯,但支承壓力峰值距煤壁距離和影響范圍變大,與理論計算數據基本一致。

(3)通過對101工作面回風平巷和運輸平巷超前支護段支柱工作阻力的監測,表明了超前支承壓力的峰值點位置超前煤壁8～10 m,超前支承壓力的影響范圍為45～50 m,同時回風平巷的超前支承壓力要大于運輸平巷的超前支承壓力,應加強對回風平巷的超前支護,這與數值模擬和理論計算的結果基本吻合。

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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

孫少龍(1989－),男,河北省任縣人,碩士研究生,主要從事礦山壓力與巖層控制研究。

(責任編輯 張毅玲)

國家自然科學基金煤炭聯合基金重點項目(U1361209),中國礦業大學(北京)大學生創新訓練計劃項目(201411413004)