深部急斜特厚煤層水平分段綜放面頂板控制技術(shù)研究

索永錄 雷雨龍 劉 超 張鐸嚴(yán) 王 帥 劉穎凱

(西安科技大學(xué)能源學(xué)院，陜西省西安市，710054)

★ 煤炭科技·開拓與開采★

深部急斜特厚煤層水平分段綜放面頂板控制技術(shù)研究

索永錄 雷雨龍 劉 超 張鐸嚴(yán) 王 帥 劉穎凱

(西安科技大學(xué)能源學(xué)院，陜西省西安市，710054)

針對紅會一礦八采區(qū)大埋深、大傾角特厚煤層開采過程中采場礦壓控制問題，以八采區(qū)水平分段綜放工作面頂板煤巖穩(wěn)定性控制為目標(biāo)，采用UDEC數(shù)值模擬方法，分析了開采擾動下工作面頂板運移破斷特征。研究表明：急斜特厚煤層在開采擾動影響下，采區(qū)應(yīng)力集中程度高，采場礦壓控制問題突出，頂板變形特征呈倒三角狀，煤壁易片幫，易誘發(fā)動力災(zāi)害。對頂板危險區(qū)域?qū)嵤┤斯娭品彭敽螅簩禹敯灏l(fā)生切斷現(xiàn)象，部分頂板發(fā)生垮落，直接頂充填采空區(qū)，頂板和冒落矸石有效的形成“墊層”，減小了開采過程中頂板冒落、離層對工作面安全的危害。研究結(jié)果對現(xiàn)場安全開采提供了科學(xué)依據(jù)。

急傾斜厚煤層 綜放工作面 頂板運移規(guī)律 頂板控制技術(shù) UDEC數(shù)值模擬

靖遠(yuǎn)煤業(yè)公司紅會一礦于1975年建成投產(chǎn)，經(jīng)多年開采，淺部煤炭資源儲量正逐步減少，對于深部煤炭的需求極為迫切，目前設(shè)計開采深部八采區(qū)。八采區(qū)位于F1逆斷層的下盤，煤層埋深達到600～1000 m，煤厚6～28 m、一般為22 m，煤層傾角為48°～65°，屬急傾斜特厚煤層。煤層直接頂為灰黑色泥巖，厚度約為2 m；老頂由粗砂巖、細(xì)砂巖和含礫巖組成，成分以石英為主，致密、層理發(fā)育、泥質(zhì)膠結(jié)，厚度約30 m，普氏系數(shù)f=4～7，堅硬不易垮落；煤層下方直接底多為灰黑色泥巖，厚度約為2.1 m；直接底以下底板為灰—深灰色粉砂巖，一般厚度在3 m左右。擬采用水平分段綜采放頂煤開采工藝，其分段高度為20 m，分段傾斜長度約為23 m。底煤采高2.5 m，放頂煤高度17.5 m，采放比1∶7，采用“兩采一放”的放煤方式。對于急斜特厚煤層來說，隨著工作面向深部推進，圍巖強度降低，導(dǎo)致來壓步距減小，頂板受到的壓力增大。在開采擾動影響下，綜放面頂部煤巖受沖擊礦壓破壞現(xiàn)象明顯，對安全生產(chǎn)造成嚴(yán)重威脅，非常有必要深入研究；同時八采區(qū)急斜傾特厚煤層水平分段綜放開采中，頂板運移規(guī)律、礦壓顯現(xiàn)與近水平—緩斜煤層差異較大，采場礦壓控制問題非常突出。因此，深入系統(tǒng)地研究揭示急傾斜特厚煤層綜放面頂板運移特征及其演化規(guī)律，選擇合理的頂板管理方案，對紅會一礦八采區(qū)安全生產(chǎn)具有實際意義。

國內(nèi)眾多學(xué)者已對深部急斜特厚煤層的開采有了一定程度的研究，從不同方面研究揭示了急傾斜特厚煤層礦壓規(guī)律。何滿潮提出隨著采場深度的增大，一些非線性動力學(xué)災(zāi)害現(xiàn)象日益變多，對深部資源的開采造成了嚴(yán)重的影響；焦義結(jié)合王莊煤礦水文地質(zhì)條件，分析了深部采區(qū)工作面底板突水的主要影響因素；靖曉穎針對開灤礦區(qū)開采深度大的特點，研究建立了構(gòu)造區(qū)綜合防范體系，為開灤礦區(qū)深部煤層安全開采提供了技術(shù)保障；鄭友剛通過研究深部不規(guī)則大孤島工作面的沖擊地壓發(fā)生機理，建立了相關(guān)的安全防范措施。

本文以紅會一礦八采區(qū)61°急傾斜特厚煤層頂板安全控制為目標(biāo)，基于具體開采條件建立了UDEC數(shù)值計算模型，揭示開采擾動頂板應(yīng)力分布及變形規(guī)律;利用人工爆破放頂控制技術(shù)，保障了現(xiàn)場安全開采。

1 急傾斜煤層頂板運移規(guī)律數(shù)值計算

1.1 數(shù)值模型建立

模型以紅會一礦八采區(qū)實際地質(zhì)條件與生產(chǎn)技術(shù)條件為工程背景，建立UDEC離散元平面模型。模型沿走向長度為 250 m，高度為300 m，煤層傾角61°。模型上方為應(yīng)力邊界，施加埋深790 m 的覆巖載荷，即γ=25 kN/m，σz=γh=19.75 MPa。采用莫爾—庫倫準(zhǔn)則進行模擬開挖，模型煤巖體所具有的物理力學(xué)參數(shù)見表1。

表1 模型煤巖體物理力學(xué)參數(shù)

模擬開采煤層的工作面分段開采，開采總高度為20 m，底煤采高2.5 m，放煤高度17.5 m，采放比為1∶7，在采深790 m處采用水平分段放頂煤的采煤方法進行模擬開挖。開挖至第六分段后，對煤層模擬人工爆破頂板開采，并對采空區(qū)頂板垮落、破壞情況及上覆巖層的垮落狀態(tài)與運移情況進行觀測。

1.2 模擬結(jié)果分析

1.2.1 開采第一分段

從模型上方邊界 300 m 處開始開采第一分段實際埋深為790～810 m的煤層，開采總高度為20 m。直接頂出現(xiàn)了2 m 的離層，離層長度達到16 m 。此時，直接頂離層部分并未發(fā)生垮落現(xiàn)象，如圖1所示。

1.2.2 開采第二分段

當(dāng)煤層開采到埋深為810～830 m(模型高度280～260 m)的第二分段時，直接頂出現(xiàn)4 m的離層并垮落，離層長度大約60 m。其中有2 m厚度的直接頂沿中間發(fā)生折斷，互相交錯在一起?；卷敽蜕细矌r層中的泥巖呈現(xiàn)出一定程度的離層，同時有向采空區(qū)折斷的趨向。當(dāng)完全垮落后，基本頂相互之間呈現(xiàn)出比較明顯的離層。在采深815 m (模型高度285 m)處基本頂中4 m厚度的巖層也呈現(xiàn)出比較明顯的折斷現(xiàn)象。直接頂、老頂和部分折斷的覆巖明顯向采空區(qū)運動，出現(xiàn)最大離層位置的頂板仍處于在泥巖與粗砂巖的交界處。老頂?shù)膹澢L度最大達到53 m ，如圖2所示。

圖1 開采第一分段

圖2 開采第二分段

1.2.3 開采第三分段

繼續(xù)開采埋深為830～850 m的第三分段，當(dāng)采深達到 850 m(模型高度 240 m)后，采空區(qū)上部直接頂部分的泥巖全部垮落，并與煤層夾矸一起充填采空區(qū)，垮落泥巖長度達92 m，直接頂上方的老頂發(fā)生初次垮落，垮落厚度約為 20 m，垮落長度約為68.57 m。采空區(qū)上的頂板垮落形態(tài)呈現(xiàn)倒三角形，頂板的離層高度最大可達到 122 m，如圖3所示。

圖3 開采第三分段

1.2.4 開采第四分段

采用水平分段放頂煤繼續(xù)開采埋深為850～870 m的第四分段，采2.5 m、放17.5 m，當(dāng)采深達到 870 m(模型高度 220 m)時，采空區(qū)上覆泥巖與粉砂巖產(chǎn)生明顯離層，厚度為30 m的直接頂砂巖明顯向采空區(qū)運動，由于之前采空區(qū)的巖塊向下垮落，使得上覆砂巖與之前采空區(qū)的巖塊擠壓在一起，減緩垮落頂板向采空區(qū)的運動，如圖4所示。

1.2.5 開采第五分段

對埋深為870～890 m的第五分段進行開采，采2.5 m、放17.5 m。開采至采深 890 m(模型高度 200 m)處時，18 m厚的頂板完全垮落，并充填采空區(qū)。受采動影響，采空區(qū)上方的老頂出現(xiàn)明顯的離層現(xiàn)象，離層長度達 26 m，離層高度為 20 m，如圖5所示。

圖5 開采第五分段

1.2.6 開采第六分段

采用水平分段放頂煤的方法對埋深為890～910 m的第六分段進行開采，采2.5 m、放17.5 m。當(dāng)開采至采深910 m(模型高度 180 m)處時，采空上的老頂出現(xiàn)了較小裂縫離層，離層高度達到20 m。采空區(qū)上方的矸石往下冒落，充填部分采空區(qū)，如圖6所示。直接頂頂板也出現(xiàn)部分垮落、折斷，鉸接在采空區(qū)中。采完后的模型整體圖如圖7所示。

圖7 開采完成后模型整體形狀

2 人工爆破頂板開采

開采至第六分段后，上覆砂巖與之前采空區(qū)的巖塊擠壓在一起，減緩砂巖向采空區(qū)的運動，直接頂與老頂發(fā)生大片離層，為保證安全開采，需對頂板進行人工放頂來防止頂板大范圍冒落。因此，采用對采空區(qū)頂板鉆孔放炮的方法進行人工強制放頂。鉆孔位于距離工作面2 m高的頂板上，傾角60°，孔深20 m，模擬鉆孔直徑為 1 m 。

人工爆破后，頂板垮落狀況如圖8所示。

圖8 頂板沿爆破處切斷

由圖8可以看出，放完炮后，頂板發(fā)生切斷現(xiàn)象。部分頂板發(fā)生垮落，垮落的厚度達到 12 m，直接頂充填采空區(qū)。之前采空區(qū)的塊體也向低處冒落，延緩了人工放頂后的部分頂板向采空區(qū)運動的速度。人工處理頂板后的全景圖見圖9。

圖9 人工處理頂板后全景

3 急傾斜煤層水平分段綜放開采頂板破斷力學(xué)分析

3.1 八采區(qū)水平分段放頂煤采煤法基本特點

水平分段放頂煤開采過程中的礦壓顯現(xiàn)及圍巖運動決定了頂板的破碎、冒頂及支架受載，同時也引起了上覆巖層乃至地表的移動。這使得急傾斜綜放工作面有非常明顯的周期來壓，而且具有時序性；由于采高增大后采場上方拱殼結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定性提高，使得工作面支架載荷普遍較低，且隨分段高度增加支架載荷減??；但是由于支架直接支撐著范圍較大的塑性層，導(dǎo)致支架對圍巖的控制作用受到很大限制，因此不能通過改變支架性能去影響頂板的活動規(guī)律；此外，由于各地區(qū)地質(zhì)條件的限制，接近煤層底板方向的煤不能被完全放出，造成難以開采的“三角煤”損失。經(jīng)近似計算認(rèn)為：當(dāng)煤層傾角為 45°左右或以下時損失嚴(yán)重，大于55°時， 此部分損失較少，另外，分段的高度越大，損失也會越大，而通過合理選擇放煤順序可以有效降低“三角煤”的損失。

對于紅會一礦八采區(qū)而言，該采區(qū)煤層傾角平均為 61°，分段高度為20 m，因此該采區(qū)“三角煤”的損失較小。

3.2 覆巖運移規(guī)律研究

3.2.1 上覆巖層載荷q值的計算

由巖梁自重及上覆巖層引起的老頂巖梁所承載的均布載荷q是依據(jù)巖梁及其上覆巖層各分層間的互相影響而確定的。根據(jù)復(fù)合材料力學(xué)理論，從巖梁算起，當(dāng)計算到qn+1

(1)

式中：Ei——各分層巖層彈性模量，MPa；

hi——各分層巖層厚度，m；

γi——各分層巖層容重，kN/m3；

α——巖層傾角，(°)。

根據(jù)紅會一礦基本地質(zhì)條件，老頂為粗砂巖，其上覆巖層為4 m厚的細(xì)砂巖和10.5 m厚的含礫巖。又由表1可知，細(xì)砂巖的彈性模量E1=5.80 GPa，容重γ1=26.0 kN/m3；含礫巖的彈性模量E2=3.35 GPa，容重γ2=26.3 kN/m3。通過計算可得q1=104 kPa、q2=33.21 kPa，由于q1>q2,因此以q1=104 kPa作為老頂巖梁所承載的均布載荷。

3.2.2 煤層頂板離層垮落條件

由巖體力學(xué)中的極限強度理論可知，急傾斜煤層頂板在發(fā)生拉伸破壞時，在巖層深h處受到拉伸破壞的影響，巖層塊體繞破壞面下邊緣旋轉(zhuǎn)一定角度，然后整體垮落下來。巖體自重力所引起的彎矩為：

(2)

巖體拉伸破壞所需要的彎矩為：

(3)

式中：a——巖體沿X軸走向方向長度，m；

b——巖體沿Y軸傾向方向長度，m；

ρ——巖體密度，kg/m3；

h——巖體埋深，m；

Rm——巖體所受拉伸破壞強度，Pa。

當(dāng)巖體自重所引起的彎矩達到其抗拉強度所需彎矩時，巖層斷裂垮落。由式(2)和式(3)可知，巖層垮落時h應(yīng)滿足：

(4)

由上式可知，巖層傾角α越大，其所受抗伸破壞強度越小，頂板越難發(fā)生自然垮落。由紅會一礦八采區(qū)基本地質(zhì)條件可知，煤層頂板埋深為770 m，煤層傾角為61°，直接頂為泥巖，ρ為2550 kg/m3，g取10 N/kg，得出此處頂板發(fā)生拉伸破壞的抗拉強度Rm=2.97 MPa，遠(yuǎn)大于泥巖本身的抗拉強度(泥巖抗拉強度為1.82 MPa)。所以，該處的直接頂存在垮落現(xiàn)象。因此，在開采過程中應(yīng)提前采取人工控制頂板的管理辦法，以減少頂板垮落對工作面的影響。

隨著開采進行，頂板發(fā)生大面積懸露，此時頂板在垮落前將首先發(fā)生離層的現(xiàn)象，隨后發(fā)生垮落，且頂板巖層所處的角度越大，頂板越穩(wěn)定，越難垮落。

3.2.3 老頂巖梁的初次來壓步距

根據(jù)力學(xué)理論可知，當(dāng)巖體材料的抗拉強度等于或者低于其拉應(yīng)力時，巖梁必發(fā)生拉伸破壞。因此，以拉伸強度作為巖梁的破壞判據(jù)。

將老頂看作固支梁來分析其初次來壓步距。老頂沿工作面推進方向，與水平面夾角為α，假設(shè)巖層為均質(zhì)、等厚的理想彈性體，其受力示意圖如圖10所示。

圖10 急斜工作面老頂初次來壓力學(xué)模型

老頂?shù)钠茢嗍鞘芾瓚?yīng)力作用而產(chǎn)生的，由材料力學(xué)知識可知，老頂A、B兩端表面和下部偏上部位C處的拉應(yīng)力較大，所受力大小分別是：

其中：H——老頂厚度,m；

q——老頂所受載荷，MPa；

Lj——老頂初次來壓步距，m。

由上式可知，當(dāng)老頂發(fā)生拉伸破壞時，最先發(fā)生破壞的部位是B端表面，其次是A端表面，最后是C處下表面。當(dāng)B處所受拉應(yīng)力σtB達到老頂?shù)臉O限抗拉強度σt時，老頂發(fā)生初次破斷，其破斷步距為老頂初次來壓步距，即：

(8)

根據(jù)紅會一礦地層實際物理 力學(xué)參數(shù)，取老頂抗拉強度σt=4.3MPa，上覆巖層載荷q=q1=104kPa，H=15.18m，得出極限垮距Lj=74.75m，與相似模擬結(jié)果基本一致。

4 結(jié)論

(1)紅會一礦八采區(qū)水平分段綜放開采，上覆巖層形成沿傾斜方向的鉸接巖梁，即傾斜巖梁結(jié)構(gòu)，是典型的關(guān)鍵層砌體梁結(jié)構(gòu)，體現(xiàn)了砌體梁結(jié)構(gòu)的基本特征。

(2)通過計算得出工作面上覆老頂巖梁所承受的均布載荷為104 kPa，老頂?shù)某醮蝸韷翰骄酁?4.75 m，與相似模擬結(jié)果一致；其初次垮落步距與巖梁厚度、上覆巖層載荷值有關(guān)。

(3)通過對紅會一礦八采區(qū)水平綜放開采進行數(shù)值模擬，得出工作面頂板運移規(guī)律，模擬數(shù)據(jù)與理論計算結(jié)果相似。而人工爆破處理頂板的方法可以減小開采后期頂板垮落對工作面造成的危害。

[1] 何滿潮.深部的概念體系及工程評價指標(biāo)[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報,2005(16)

[2] 索永錄,李振明,李得璽等.堅硬煤層大放高綜放面礦壓顯現(xiàn)特點[J].礦山壓力與頂板管理,2002(3)

[3] 焦義.深部開釆煤層底板突水控制技術(shù)研究[J].中國煤炭,2017(3)

[4] 靖曉穎.開灤礦區(qū)深部構(gòu)造區(qū)動力災(zāi)害防治技術(shù)研究[J].中國煤炭,2015(1)

[5] 鄭友剛.唐山礦深部孤島工作面沖擊地壓危險區(qū)域劃分及實測研究[J]. 中國煤炭,2013(3)

[6] 索永錄,祁小虎,劉建都等.急傾斜煤層淺部開采頂板破斷致災(zāi)原理與控制[J].煤礦開采,2015(1)[7] 索永錄,祁小虎,劉建都等.急斜煤層階段煤柱穩(wěn)定性與頂板控制研究[J].煤炭技術(shù),2014(10)

[8] 馮夏庭,王泳嘉.深部開采誘發(fā)的巖爆及防治策略[J].中國礦業(yè),1998(6)

[9] 謝和平,周宏偉,薛東杰等.煤炭深部開采與極限開采深度的研究與思考[J].煤炭學(xué)報,2012(4)

(責(zé)任編輯 郭東芝)

Researchonroofcontroltechnologyoffull-mechanizedcavingfaceinhorizontalsectionsofextremelysteepandthickcoalseam

Suo Yonglu, Lei Yulong, Liu Chao, Zhang Duoyan, Wang Shuai, Liu Yingkai

(School of Energy Engineering, Xi'an University of Science and Technology, Xi'an, Shaanxi 710054, China)

Aiming at the mine pressure control problems during the mining of extra thick coal seam with large buried depth and inclined angle in eighth mining area of Honghui No. 1 Coal Mine, and taking coal and rock stability control of fully mechanized caving face roof in horizontal sections of eighth mining area as study purpose, roof movement and fracture characteristics of the caving face under mining disturbance were analyzed by introducing UDEC numerical simulation method. The results showed that the stress concentration of the mining area was high and the pressure control problem of the stope was severe under the influence of mining disturbance, the deformation characteristics of the roof presented inverted triangle, and the coal rib spalling was frequent which was easy to induce dynamic disasters. The forced roof caving on the dangerous zone could cut the roof off and make part of the roof cave, the immediate roof filled the gob and the caved roof and gangue formed cushion layer, which reduced the hazard of roof caving and separation. The research provided scientific basis for field safety production.

extremely steep and extra thick coal seam, full-mechanized caving face, roof movement law, roof control technology, UDEC numerical simulation

索永錄，雷雨龍，劉超等. 深部急斜特厚煤層水平分段綜放面頂板控制技術(shù)研究[J]. 中國煤炭，2017,43(8)：61-65,70. Suo Yonglu, Lei Yulong, Liu Chao, et al. Research on roof control technology of full-mechanized caving face in horizontal sections of extremely steep and thick coal seam[J]. China Coal, 2017, 43(8):61-65,70.

TD324

A

索永錄(1960-)，男，陜西寶雞人，教授，博士生導(dǎo)師，主要從事綜采放頂煤和系統(tǒng)工程等方面的研究工作。