急斜厚煤层综放面应力分布与演化规律

急斜厚煤层综放面应力分布与演化规律
陈建强;崔峰;崔江;来兴平
【摘要】急斜厚煤层综放面支承压力分布范围确定是安全开采主要指标之一.以碱沟矿顶煤超前预裂为背景,基于开采技术条件与危险源辨识,建立了三维有限差分数值(FLAC3D)模型,分析并揭示了弱化前后2巷中不同位置沿走向超前支承压力分布规律.超前预裂顶煤前后,进-回风巷自底板起1.6 m处压力均大于3.2 m处,顶煤爆破预裂前两巷超前支承压力值较预裂后大,进-回风巷支承压力变化趋势迥异.现场监测表明:支承压力在0～10.0 m内变化剧烈,10.0～50.0 m范围内煤体支承压力保持平稳,为安全开采提供了定量依据.
【期刊名称】《西安科技大学学报》
【年(卷),期】2010(030)006
【总页数】5页(P657-661)
【关键词】急斜厚煤层;综放开采;预裂爆破;支承压力
【作者】陈建强;崔峰;崔江;来兴平
【作者单位】神华新疆能源有限责任公司,新疆,乌鲁木齐,830027;西安科技大学,能源学院,陕西,西安,710054;教育部,西部矿井开采及灾害防治重点实验室,陕西,西安,710054;神华新疆能源有限责任公司,新疆,乌鲁木齐,830027;西安科技大学,能源学院,陕西,西安,710054;教育部,西部矿井开采及灾害防治重点实验室,陕西,西安,710054
【正文语种】中文
【中图分类】TD322
急斜厚煤层综放面均沿煤层水平宽度布置,增加段高是提高产量的有效措施之一[1,2]。

决定顶煤可放性因素包括内因和外因 2方面。

其内因是顶煤内含有较多结构面、节理与裂隙,其物理与力学性质劣化,顶煤充分破碎易于放出;外因主要是开采扰动 (Mining Disturbed,MD)引起工作面应力重新分布。

顶煤弱化工艺主要有爆破预裂顶煤、水压致裂顶煤和综合方法等[3-7]。

以碱沟煤矿 +564B3+6综放面为背景,现场综放开采 (潜在)危险源辨识表明:超前预爆弱化顶煤是急斜煤层综放开采中首要能解决现场安全生产有效手段,确定工作面支承压力分布范围是安全开采的主要指标之一。

基于三维有限差分数值计算 FLAC3D(Three Dimensional FastLagrangian Analysis of Continua)与现场综合监测,揭示了顶煤超前预爆支承压力动态演化规律,为安全开采提供了依据。

碱沟煤矿 564mB3+6工作面 2巷沿煤层走向平行布置。

煤层倾角 85～88°,平均86.50°。

煤层总厚度50 m,顶底板特征见表 1。

煤层裂隙发育,富含裂隙水。

煤层顶板距底板有 1.9 m夹矸,易垮落。

煤层瓦斯含量低。

2.1 煤岩力学参数与本构关系
经岩石力学实验获得煤岩层力学参数指标 (表 2)。

计算中采用莫尔 -库仑准则,判断急斜厚煤层综放面顶煤与顶板岩体的破坏机理。

式中σ1,σ3分别是最大和最小主应力;c,φ分别是粘结力和摩擦角。

2.2 三维有限差分数值计算模型
+564B3+6综放面急斜特厚煤层采用水平分段高阶段推进模式,上分层采后已形成塌陷区,其间垮落岩石是一种松散介质。

FLAC3D可分析急倾斜特厚煤层顶煤致裂与变形及其演化规律。

以综放面煤层赋存环境与推进模式为原型 (图 1(a)),用FLAC3D三维计算模型进行数值模拟。

模型尺寸为124 m×54 m×50 m(图 1(b)),共划分 137 100个单元,151 519个节点。

每天推进 3.6 m,共推进 50.4 m.
图 2(a)描述了弱化前后 2巷中不同位置沿走向超前支承压力分布规律。

弱化前进风巷 1.6 m处的压力最终平衡于 2.8 MPa,弱化后进风巷 1.6 m处的压力最终归于2.7 MPa左右。

弱化前进风巷 3.2 m处的平衡压力是 2.1 MPa,弱化后进风巷 3.2 m处的压力平衡为 1.9 MPa.这表明在距底板 1.6 m和 3.2 m的地方,弱化前工作面的超前支承压力都较弱化后大。

弱化后工作面顶煤为松散体,弱化前 2巷的应力值均低于弱化后的应力值。

弱化前后进风巷和回风巷 1.6 m处的超前支承压力在5.4 m处达到最低点,然后缓慢上升,自底板起 1.6 m处的超前支承压力在工作面前5.4 m处达到平衡。

弱化前后进风巷3.2 m处超前支承压力在工作面前方 7.2 m 处平衡,弱化前后回风巷 3.2 m处超前支承压力在工作面前方 9.0 m处平衡。

在进风巷中实施超前弱化,进风巷煤体松散程度比回风巷高,在超前工作面 3.2 m处的1.8 m处达到平衡。

图 2(b)和图 2(c)分别描述了弱化前后不同推进距离时进回风巷距底板 1.6 m处与3.2 m处支承压力分布特征。

进风巷中,超前支承压力的峰值和最终平衡值无论在1.6 m还是3.2 m处均大于回风巷对应处的压力值;开采 7.2 m处时弱化前进风巷1.6与 3.2 m处的超前支承压力分别在 2.9,2.1 MPa趋于平衡,弱化前回风巷
1.6,3.2 m处的支承压力分别在
2.4,1.95MPa趋于平衡,开采 28.8 m处时弱化前进风巷 1.6,
3.2 m处的支承压力分别在 3.4,2.5MPa趋于平衡,弱化前回风巷 1.6,3.2 m处的支承压力分别在 2.7,2.1 MPa趋于平衡,2巷中 1.6 m处的支承压力大于3.2 m处的压力,顶煤实施超前爆破预裂后 2巷支承压力分布仍保持这一规律。

为了保证现场安全开采,采用埋入式钻孔应力计、光学钻孔窥视与顶煤松动范围测试等综合监测方法,获取了工作面超前支承压力分布与动态演化规律[8]。

从图 3看出,在 0～10.0 m范围内,压力峰值达 3.0 MPa,峰值位置处在距工作面 1.25 m处,距工作面 6.0 m时压力值骤降,支承压力在 0～10.0 m内保持较大值,10.0～50.0 m范围内煤体支承压力在 0.2～0.5 MPa范围保持平稳,这与数值模拟结果基本吻
合。

现场开采过程中,从工作面煤壁开始,沿着推进方向,在 0～10.0 m范围以内严禁实施超前预爆破,保证了安全开采。

1)爆破前后进风巷和回风巷自底板起 1.6 m处的超前支承压力大于 3.2 m处的压力,进风巷压力大于回风巷压力值,弱化后进风巷 1.6与 3.2 m处的压力均下降,并逐渐趋于平衡。

2)推进初期,进风巷与回风巷支承压力分别在超前 3.2与 1.8 m处趋于平衡,最终在5.4 m处达到稳态。

3)爆破弱化后进风巷 3.2 m处的超前支承压力在工作面前方 7.2 m处达到平稳,弱化后回风巷 3.2 m处支承压力在工作面前方 9.0 m处达到平稳,这与现场监测结果一致。

【相关文献】
[1] 张子飞,来兴平.复杂条件下急斜厚煤层高阶段综放开采超前预爆破[J].煤炭学报,2008,33(8):845-848.
ZHANG Zi-fei,LA IXing-ping.Segment pre-blasting of sublevel caving of steep and thick coal seam under complex conditions[J].Journal of China Coal Society,2008,33(8):845-848.
[2] 王宁波.合理提高急倾斜综放工作面水平分段高度的探讨[J].西部探矿工程,2007,(10):149-153. WANGNing-bo.Probing into rational improvement of horizontal sublevel height of steep pitch fully-mechanized caving face[J].West-China Exploration Engineering,2007,(10):149-153.
[3] 陈忠辉,谢和平,林忠明.综放开采顶煤冒放性的损伤力学分析[J].岩石力学与工程学
报,2002,21(8):1 136-1 140.
CHENZhong-hui,XIE He-ping,LINZong-ming.Studyon falling ability of top coal during top coal caving by damagemechanics[J].Chinese Journal of RockMechanics and Engineering,2002,21(8):1 136-1 140.
[4] 来兴平,吴学明,伍永平,等.急倾斜厚煤层 102 m阶段煤体综放开采煤体致裂综合分析[J].西安科技大学学报,2009,29(3):261-262.
LA IXing-ping,WU Xue-ming,WU Yong-ping,et prehensive analysis of coal break on steep and thick coal seam 102 m section[J].Journal of Xi′an University of Science and Technology,2009,29(3):261-262.
[5] 邹磊,来兴平,王宁波,等.复杂地质条件下急斜厚煤层巷道变形特征[J].西安科技大学学
报,2010,30(2):145-148.
ZOU Lei,LA IXing-ping,WANGNing-bo,et al.Roadway defor mation characteristics of steep-thick coal seam under complicated geological conditions[J].Journal of Xi′an University of Science and Technology,2010,30(2):145-148.
[6] 康天和,张建平,白世伟.综放开采预注水弱化顶煤的理论研究及其工程应用[J].岩石力学与工程学报,2004,23(15):2 615-2 621.
KANG Tian-he,ZHANG Jian-ping,BA I Shi-wei.Theoretical study and application ofweakening top coal usingwaterpre-infusion in fullymechaninized sublevel cavingmining[J].Chinese Journal of RockMechanics and Engineering,2004,23(15):2 615-2 621.
[7] 张坤,来兴平,王宁波.急斜特厚煤层顶煤注水弱化技术试验[J].西安科技大学学
报,2010,30(2):154-158.
ZHANG Kun,LA IXing-ping,WANGNing-bo.Test analysis forwater injection technology of steep thick seam[J].Journal of Xi′an University of Science and Tec hnology,2010,30(2):154-158.
[8] 西安科技大学,神华新疆能源公司.急倾斜煤层综放开采顶煤超前预爆弱化技术[R].西安:西安科技大学,2010.
Xi′an University of Science and Technology,Shenhua Xinjiang Energy Co.Ltd.Steep seam longwall top coalweakening ahead of pre-explosion technology in Jiangou
coalmine[R].Xi′an:Xi′an University of Science and Technology,2010.。