厚煤层整层开采关键层对垮落高度的影响分析

王志强,高全臣,赵景礼,何 涛

(1.中国矿业大学 (北京)力学与建筑学院,北京 100083;2.中国矿业大学 (北京)资源与安全工程学院,北京 100083)

厚煤层整层开采关键层对垮落高度的影响分析

王志强1,2,高全臣1,赵景礼2,何 涛2

(1.中国矿业大学 (北京)力学与建筑学院,北京 100083;2.中国矿业大学 (北京)资源与安全工程学院,北京 100083)

对现有的上覆岩层垮落带高度判定公式进行理论分析,进行实验室相似模拟试验,得出随着工作面的推进,关键层是否进入垮落带,取决于自身断裂的块度、厚度以及断裂长度三因素。确定以关键层为研究对象,建立四边固支的弹性薄板力学模型,推导出其极限悬露断裂步距准则,对其断裂后是否进入垮落带,给出判定准则,并结合工程背景计算实际关键层的断裂步距,与现场观测数据值接近,认为计算比较客观。最终形成以关键层为主体的厚煤层整层开采上覆岩层垮落带高度的确定方法。

整层开采;关键层;垮落带;断裂;弹性薄板

采场垮落带高度作为采场三带划分之一,对工作面支护阻力及上覆导水层是否破坏具有直接影响,因而对于垮落带高度需要进行科学的判定。

目前,应用最广泛的上覆岩层累计垮落高度∑h是根据采高 M和垮落岩石的碎胀系数 c确定的[1],即:

式中,c为破碎矸石的碎胀系数。

该方法在应用中,是建立在垮落的岩石碎涨后充填满采空区的前提条件下,即采高相对较小的情况下,并且将垮落带的高度建立在采高的基础上,没有考虑垮落岩石碎涨后不能充满采空区的条件,即包括综合机械化放顶煤以及大采高在内的一次采出的情况。赵宏珠教授在对大采高采场结构特征的研究中[2],认为当采高达到 6.5m时,自由空间是始终存在的。

按照关键层的定义[3],基本顶属于采场上方最低关键层。采场上覆的稳定关键层发生断裂后,整个采场的结构将向地表发展寻求新平衡,因而关键层的断裂影响着采场垮落岩石的高度。关键层的破断特征表明,关键层的破断将导致全部或局部上覆岩层的同步破断,引起较大范围内的岩层移动。

按照上述分析,以采高及破碎岩石的碎涨系数为研究对象确定垮落带高度,并不能反映客观现象,因此,以采场上方关键层的稳定情况作为确定厚煤层整层开采垮落带高度的基础,见图 1所示。

图1 采空区上覆关键层

从图中可看出,垮落带上方的关键层层位是决定采场垮落带高度的主要因素之一。距离工作面较近的关键层 1发生断裂后,整个采场的结构将继续向高处发展达到关键层 2的层位寻求新的平衡,并且一些较为软弱的岩层与下方的关键层协调运动。

1 相似模拟试验及结论分析

1.1 模型设计

以西山矿区代表性的 8号煤层实际生产条件进行相似模拟试验[4],该矿采用厚煤层综合机械化放顶煤回采。

工作面长度为 100m,所采 8号煤层倾角近水平,煤层平均厚度为 5.0 m。煤层直接顶为石灰岩,平均厚 1.8m;直接底为细粒砂岩,厚 2.53m。具体岩性见表 1所示。

表1 煤 (岩)层岩性参数

本实验采用二维实验台,尺寸:长 ×宽 ×高为1620mm×160mm×1300mm,采用平面应力模型。设几何相似比为αL=100∶1,设密度比为α=1.5∶1,要求模拟与实体所有各对应点的运动情况相似,即要求各对应点的速度、加速度、运动时间等都成一定比例。各层岩层的模拟参数见表 2。

表2 煤 (岩)层模拟参数

1.2 实验过程

在直接顶分别布置 12个应变片,从左侧第 3列测线也就是模拟工作面区段进风巷上侧开始布置,应变片间隔 100mm。准备就绪后,开掘工作面,掘进过程中,严格按照时间相似比进行推进。为了在开采过程中精确获取数据,采用放顶煤实验室的 7v14数据采集器来自动采集压力数据,通过与计算机相接,把数据传输到固定的文件。

1.3 数据处理分析

在图 2中,当工作面长度约 30m时,直接顶初次垮落后,垮落带上覆的岩板呈悬露状态,当悬露边长约 25m时在固支端出现断裂垮落。

图 2 工作面推进 30m上覆岩层垮落示意

图 3、图 4所示,当工作面上覆岩层垮落稳定后,上方 10m处的关键层悬露边长从图 3显示的20m增加至 28m时仍未发生断裂垮落,而工作面在此期间推进了约15m。

图 3 工作面推进 35m上覆岩层垮落示意

图 4 工作面推进 50m上覆岩层垮落示意

图5所示为工作面长度从 50m增加到 55m时上覆岩层垮落情况。结合图 4可以看出,采空区上方约 10m高度的岩层其悬露步距在约 30m时出现断裂并垮落,由于自由空间较大,垮落后,该岩层直接滑落,形成不规则的垮落情况,并且由于该层岩石的断裂造成采空区上方垮落带高度达到 12m,并且其上方起稳定作用的岩层出现微小离层。

图 5 工作面推进 55m上覆岩层垮落示意

图 6中为回采结束时,形成了一个拱式平衡结构,在结构两端形成铰接梁结构。工作面最终不规则垮落带 20m,规则垮落带高度 22m,垮落角大约65°,并且上方依然存在一个较小的自由空间。

图 6 工作面回采结束时上覆岩层垮落示意

相似模拟试验工作面回采过程中得到了大量试验数据,经整理后,得到不同工作面长度垮落带支承压力分布情况。

图 7、图 8分别是工作面推进 55m和首采工作面回采结束整理得到的支承压力分布情况。从图中可以看出,因采空区垮落带增高,测得的支承压力不断增大。并且在采空区中部支承压力值近似最大,分析原因应是中部垮落岩石被压实所致。因此,可以通过数据进一步判定,即使考虑碎涨松散系数的情况下,工作面中部岩石的碎涨系数要小于两端,与前述实验过程相吻合,进一步表明,尤其在工作面中部,厚煤层一次采出的情况下,依靠碎涨岩石充填满采空区是不客观的。

图 7 工作面推进 55m时支承压力分布

图 8 工作面回采结束上方支承压力分布

1.4 试验结论

(1)上覆关键层的稳定与否,客观由其悬露步距决定,当其达到悬露步距,将造成断裂垮落。

(2)上覆关键层的悬露步距,试验中发现,受到岩石垮落角、距离煤层高度以及工作面推进度的影响。

(3)关键层垮落后,是否进入垮落带,取决于其断裂块度、厚度以及与自由空间的关系。

(4)通过数据采集,发现随着回采空间的增加,测得的采空区支承压力增大。

2 垮落带高度的确定方法

当一次采高较大,破碎矸石无法充填满采空区时,上覆岩层的稳定性取决于关键层,认为采场上覆关键层在断裂前其四边始终由实体岩层支撑,关键层的下方为自由空间,处于四边固支的力学状态,力学模型见图 9所示。因而将坚硬岩层力学模型按照四边固支板[5-7]简化后计算如下:

图 9 工作面上覆稳定岩层力学结构

式中,ω为弹性薄板的挠度;q为坚硬岩层承载,按照文献[8]确定;a,b分别为采场上覆岩层悬露的几何边界值,与回采空间几何条件有关;D为板的抗弯刚度。

当一个工作面回采时,普遍条件下工作面的长度是一个常量,而工作面的推进距离是一个变量。因而,将与工作面长度有关的 a作为定值引入变量系数λ,使 b=λa:

前述条件得出的是按照四边固支板解得的弯矩值,实际回采中,剖面上关键层可以简化为梁的力学模型,按照两端固支梁解得其极限断裂条件[9]:

取上方 10m高度的 3.66m厚粉砂岩基本顶作为研究对象,将其参数 q,h以及[σ],计算得出,粉砂岩在达到 18m的悬露跨距时,出现断裂。但是,其是否进入垮落带需要根据下式核定[10]:

式中,hi为自下而上第 i层基本顶的分层厚度,m; Δ为关键层下方自由空间高度;li0为第 i层基本顶悬露岩块长度,m。

公式 (4)的意义是,作为关键层其厚度大于其下自由空间高度的 1.5倍,并且断裂的长度要大于厚度的 2倍,只有这样才能形成结构。

试验中可以看出,由于该关键层下方自由空间高度较大,不能满足上式要求,所以进入垮落带。实际生产中,基本顶的初次来压步距平均为 20m,较接近计算值。因此,认为该计算数据可靠。

3 结论

(1)理论分析了采场上覆关键层对采空区垮落带高度的影响。

(2)上覆关键层的稳定与否,客观由其悬露步距决定,当其达到悬露步距,将造成断裂垮落。

(3)试验中发现,上覆关键层的悬露步距,受到岩层垮落角、距离煤层高度以及工作面推进度的影响。

(4)关键层垮落后,是否进入垮落带,取决于其断裂块度、厚度以及与自由空间的关系。

(5)对采场上覆坚硬岩层建立弹性薄板力学模型,得出极限断裂步距表达式,对于其断裂后是否进入垮落带,给出基于断裂长度、岩层厚度以及自由空间 3因素的判别准则,并结合实际地质条件进行计算,认为计算结果比较客观。

[1]钱鸣高,石平五.矿山压力与岩层控制 [M].徐州:中国矿业大学出版社,2003.

[2]赵宏珠 .大采高支架的使用及参数研究 [J].煤炭学报, 1991,16(1),32-38.

[3]钱鸣高,缪协兴,许家林 .岩层控制中关键层的理论研究[J].煤炭学报,1996,21(3):225-230.

[4]崔广心.相似理论与模型实验 [M].徐州:中国矿业大学出版社,1990.

[5]史元伟 .采煤工作面围岩控制原理和技术 [M].徐州:中国矿业大学出版社,2003.

[6]付宝连 .弯曲薄板功的互等新理论 [M].北京:科学出版社,2003.

[7]史元伟,宁 宇,齐庆新 .综采放顶煤工作面岩层控制与工艺参数优选 [M].徐州:中国矿业大学出版社,2006.

[8]刘鸿文 .材料力学 [M].北京:高等教育出版社,1999.

[9]王志强,赵景礼,张宝优,等 .错层位巷道布置放顶煤开采关键层的稳定特征 [J].煤炭学报,2008,33(9).

[10]侯忠杰 .断裂带老顶的判别准则及在浅埋煤层中的应用[J].煤炭学报,2003,28(1):8-12.

[责任编辑:王兴库]

Analysis of Influence of Key Strata on Caving Height in Single Full-seam M in ing

WANG Zhi-qiang1,2,GAO Quan-chen1,ZHAO Jing-li2,HE Tao2

(1.Mechanical&Architecture School,China University ofMining&Technology(Beijing),Beijing 100083,China; 2.Resources&Safety School,China University ofMining&Technology(Beijing),Beijing 100083,China)

This paper researched caving zone height of overlying strata by theoretical analysis and analog s imulation and obtained that with mining face advancing,whether the key strata reached caving zone was dependent on fracturing fragmentation,thickness and length.Key strata as research object,this paper set up a mechanical model of four-side clamped elastic thin slab to deduce its limit fracturing pace principle and judge whether it reach caving zone after fracturing.Based on an engineering case,actual fracturing pace was calculated which was close to observation value.Thus,a confirmation method for caving zone height of overlying strata controlled by key strata in full-seam mining formed.

full-seam mining;key strata;caving zone;fracture;elastic thin slab

TD327.2

A

1006-6225(2010)03-0007-03

2010-01-17

王志强 (1980-),男,内蒙古呼伦贝尔人,博士,主要研究方向为现代采矿技术、采场矿压研究。