近距离煤层开采过上覆煤柱防治压架的理论研究

2015-03-11 11:27张世武张百胜杨永康李晓坡
采矿与岩层控制工程学报 2015年5期

张世武,张百胜,杨永康,李晓坡

(1.太原理工大学 矿业工程学院,山西 太原 030024;2.太原理工大学 采矿工艺研究所,山西 太原 030024)



近距离煤层开采过上覆煤柱防治压架的理论研究

张世武1,张百胜1,杨永康2,李晓坡2

(1.太原理工大学 矿业工程学院,山西 太原 030024;2.太原理工大学 采矿工艺研究所,山西 太原 030024)

[摘要]针对近距离煤层工作面在推出上覆煤柱过程中易发生切顶压架灾害,结合其机理提出一种预防措施:基于两煤层间关键层的周期断裂步距,在煤柱内外两侧各选择一个合理位置爆破关键层,得到一个“横跨”煤柱和采空区的关键块体,随工作面的推进及时发生回转与周围岩块铰接形成稳定结构,从而“掩护”工作面通过出煤柱阶段。采用理论分析,得知工作面在出煤柱过程中关键块体的受力状态。结果表明,关键块体始终处于动态稳定状态。最终在周围岩块的铰接作用下缓慢下沉触矸,整个出煤柱阶段不会发生切顶压架灾害。

[关键词]近距离煤层;出煤柱;压架灾害;关键块体

[DOI]10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2015.05.001

[引用格式]张世武,张百胜,杨永康,等.近距离煤层开采过上覆煤柱防治压架的理论研究[J].煤矿开采,2015,20(5):1-5.

近距离煤层是指井田开采范围内相邻2个以上煤层的层间距离很近,且开采时相互间具有显著影响的煤层[1]。上煤层的开采引起回采空间周围应力的重新分布,使下煤层的开采与单一煤层开采相比呈现出许多新的矿压显现规律,尤其是上部工作面回采后残留煤柱上的集中应力始终是影响下部煤层开采的关键因素[2]。针对近距离煤层上覆煤柱的影响,现有的研究成果主要是围绕过集中煤柱时的矿压显现规律和避开煤柱集中应力进行巷道布置等方面展开的[3]。而大量开采实践表明,近距离煤层工作面在推出上覆遗留煤柱时更容易出现强矿压显现,造成切顶压架灾害[4]。

针对出煤柱时的强矿压显现机理和防治压架措施的研究很少,能检索到的相关文献只有鞠金峰、许家林、朱卫兵等人[5-10]结合神东矿区的地质条件,采用理论分析和相似模拟试验对工作面出煤柱时的强矿压显现机理进行的研究,其结果表明在出煤柱阶段煤柱上方两关键块体形成的不稳定结构随下部岩层的下移发生相对旋转,导致煤层间关键层断裂结构的载荷过大而失稳是造成工作面动载矿压和压架灾害发生的根本原因。文献[8]结合上述压架机理,从控制关键块体回转的角度出发提出煤柱边界预掘空巷或预爆破、煤柱边界未压实采空区充填和煤柱边界上方关键块体结构爆破强放3种压架灾害的防治措施,并进行了物理相似模拟实验验证和工程应用。但是,其施工工艺较复杂,且成本较高。因此,根据前人对神东矿区近距离煤层出煤柱阶段强矿压显现机理的研究成果,从控制煤层间关键块体形成和运动的角度出发,提出一种操作简单、成本低廉的防治措施,采用理论分析其方法的可行性,为工程实践提供理论依据。

1压架机理

随着工作面的推进,控制上覆岩体活动的关键层发生周期性破断,进而导致上覆岩层产生整体运动[11]。如图1(a)所示,当工作面推至上覆遗留煤柱边界时,控制工作面矿压显现规律的关键块体E和F随着下部岩层的下移发生相对回转运动,导致周期性断裂的关键块体D载荷过大而发生滑落失稳,进而使得关键块体及其控制的上覆岩层整体下沉,最终造成如图1(b)所示的沿煤壁上方切顶下滑的压架灾害[5-10]。

图1 出煤柱阶段压架示意

2防治措施

根据上述压架机理可知,煤层间关键层周期性断裂形成的关键块体D因载荷过大,并且与周围岩体难以形成稳定的结构,从而滑落失稳造成切顶压架事故。因此如果能控制关键块体的形成和运动,使其在工作面推进过程中,会根据受力情况随时调整姿态至平衡,从而改善受力状态,避免了关键块体因载荷过大而发生瞬间滑落的现象。

如图2(a)所示,当工作面推至出煤柱阶段时,选择在煤柱内一侧距离煤柱边缘x的A处和煤柱外一侧距离煤柱边缘y的B处为进行爆破的关键层,使其提前形成一个“横跨”煤柱和采空区的关键块体AB,其中x和y是根据由理论计算得到的关键层周期断裂长度来确定的。当工作面推至煤柱边界附近某处时,如图2(b)所示,由于煤层的采出和直接顶的垮落,在煤柱集中应力的作用下,关键块体AB将发生回转,而一旦发生微小回转,则AB块体会立刻与后方块体在C处接触铰接,并在采场前方煤体和直接顶的共同作用下处于稳定状态,工作面则会在关键块体AB的“掩护”下顺利推出煤柱。随着工作面进一步推进,关键块体因后方岩块的铰接作用而缓慢下沉触矸,如图2(c)所示,因此在整个出煤柱阶段有效地避免了动载矿压和压架灾害的发生。

图2 关键层断裂位置及回转示意

3理论分析

3.1 关键层的周期断裂步距计算

关键层初次断裂结束后,其受力条件和支承条件都发生了根本性变化。变化后的关键块体受力状态可以简化成一个不等高支承的铰接岩梁[12-13],其力学模型如图3(a)所示。

图3 岩梁周期断裂力学模型

岩梁周期断裂力学模型中的铰接岩梁由原已断裂的部分①和可以近似看成是处于悬臂梁受力状态的部分②组成的,其长度分别为L1和L2,如图3(b)所示。如果不考虑岩梁的挠曲,则②部分所受的结构力将包括:

(1)岩梁的自重G2,G2=hL2γ,其中,G2为岩梁②所受重力;h为岩梁的厚度;γ为岩梁的容重。

(2)上覆采空区冒落矸石或遗留煤柱作用在岩梁上的载荷q。

(3)①部分通过铰接点O作用在②上的水平推力P和相应的摩擦力F,F=Pf,其中f为摩擦阻力系数。

(4)水平推力P对②产生的附加力偶矩Mp,Mp=Ph/2。

(5)支架反力RT。由于支架对岩梁采取等压工作状态,因此在岩梁端部未裂断前可以不加考虑。

根据图3(c)所示铰接岩梁中①的平衡条件可得:

ΣMs1=0

(1)

(2)

G1cosα+qL1=2Psinα+2Fcosα

(3)

式中,α为①的回转角。

在极限条件下F=Pf,代入式(3)解得

(4)

(5)

采场周期来压的前提为:岩梁在上述结构力作用下从端部S2处断裂,其力学条件为

σ=[σ]

(6)

式中,σ为梁端断裂处的实际拉应力;[σ]为岩梁的许用拉应力。

实际拉应力σ值为

σ=σ1-σ2

(7)

式中,σ1为力系在S2点产生的拉应力;σ2为力系在S2点产生的压应力。σ1由岩梁弯曲产生,所以

(8)

M=MG+Mq+MF+MP=

(9)

将式(9)和W值代入式(8)得

(10)

由此可得岩梁梁端实际拉应力为

σ=σ1-σ2=

(11)

将式(11)代入(6),并代入G2得关于L2的一元二次方程

(12)

代入F,P的值,并令I=hγ+q,则方程式(12)的解为

(13)

去除无意义的负根,忽略根号中的负数项(即认为P对S2点的压应力与移动该力至岩梁中部后,附加力偶矩产生的拉应力相互抵消),并不影响计算结果[14]。因此L2的表达式可简化为

(14)

由上式可知周期断裂步距随着岩梁厚度h和强度[σ]的增加而增加,随着上覆载荷q的增加而减小。各次周期断裂步距并非都完全相同,所以如果各次来压步距依次用L1,L2,…,L2n,L2n+1表示,则将有L2>L1;L3L3;…;L2n>L2n-1;L2n+1

由式(14)可知,如果令L1= 0,即岩梁②处于自由悬臂状态,则有

(15)

3.2 爆破断顶位置的合理选定

为合理确定爆破位置,如图4所示,先假设只在煤柱内一侧距离煤柱边缘x0的A处爆破切顶,切顶后的岩梁AB则处于自由悬臂状态,当工作面推至煤柱外一侧距离煤柱边缘y0的B处时悬臂岩梁AB在B处的实际拉应力达到抗拉强度而断裂。

图4 悬臂岩梁AB自由断裂位置示意

如果不考虑岩梁的挠曲,那么x0和y0满足以下关系

(16)

式中,q1,q2分别为煤柱和采空区冒落矸石作用在岩梁上的载荷。

为了使悬臂岩梁AB能较好地跨过煤柱和采空区,令y0=x0,代入(16)中,解得

(17)

因此应选择在距离煤柱边缘内一侧x=x0处爆破断顶,断顶后方可解除后方断裂的块体通过铰接作用在悬臂梁AB上的作用力,从而减小了悬臂梁AB上的载荷;而且,当悬臂梁AB断裂发生回转之后可及时与后方岩块形成新的铰接,以更好地支撑悬臂梁AB。同时,在距离煤柱边缘外一侧y=y0处也对关键层进行超前爆破,爆破后提前形成的悬臂梁AB在工作面推出煤柱过程中会因煤柱集中应力作用而及时发生回转,回转之后不仅能形成稳定结构,而且能改变原来悬臂梁受力状态为简支梁受力状态,使抗拉强度远小于抗压强度的岩石在后者受力状态下更稳定。

3.3 关键块体的稳定性分析

当关键块体(悬臂梁)AB形成以后,根据其在工作面煤壁上后方的应力状态不同,工作面由A推至B可分为2个阶段。

(1)阶段1如图5(a)所示,工作面由爆破点A推至E点,E点为关键块体AB失稳旋转的临界点。此阶段,工作面煤壁后方关键块体处于悬臂梁状态,块体均承受上端受拉、下端受压的应力状态;岩梁承受的弯矩均为负值。如图5(b)所示,待工作面推至E处时,岩梁在E处的应力和弯矩值ME均达到最大值。

图5 关键块体AE段受力状态分析

假设AE的水平距离为a,不计关键层和下部岩层之间的黏聚力,则有

(18)

解得

(19)

因为q1>q2,所以a

(20)

(2)阶段2如图6(a)所示,工作面由临界点推至爆破点B处,此阶段因为关键块体AB回转之后与后方岩块铰接,后方岩块对块体AB有水平推力P和相应的摩擦力F。在P和F的作用下,关键块体的弯矩逐渐由负变为正,应力随弯矩变化逐渐由上端受拉、下端受压最终转为上端受压、下端受拉的状态,如图6(b)所示。因为岩石的抗拉强度远小于抗压强度,因此弯矩为正的情况下更有利于关键块体的稳定。

图6 关键块体AB段受力分析

不计块体AB的回转角,由图6(a)得出以下平衡方程组

(21)

解得

(22)

(23)

假设最大弯矩发生在距离A点l处,如图6(b)所示,则有

(24)

(25)

(26)

(27)

综上所述,工作面由爆破点A处推至爆破点B处过程中,关键块体AB上所受的拉应力均小于抗拉强度,所以采用超前爆破关键层来防治出煤柱时切顶压架的方法理论上可行。

4结论

(1)在工作面上覆煤柱或采空区冒落矸石q作用下,推导出其顶板关键层周期断裂步距为:

(2)通过理论计算得出爆破位置为煤柱内外两侧各距离煤柱边缘x处。建立爆破断裂关键层形成的过渡关键块体的受力简化模型,对工作面出煤柱阶段该关键块体进行受力分析,得出工作面在出煤柱阶段关键块体始终处于动态稳定状态,x的取值为:

(3)对工作面出煤柱阶段爆破断顶后关键块体的受力状态进行了分析,结果表明爆破形成的关键块体随工作面推进过程中,于后方岩块和煤壁前方煤体、直接顶的共同作用下缓慢下沉并趋于稳定,整个出煤柱阶段不会出现切顶压架灾害。

[参考文献]

[1]姜玉连,刘剑民,黄光俊.近距离煤层下位煤层顶板弱化处理技术[J].煤炭科学技术,2014,42(3):17-20.

[2]丁永红,崔千里.近距离煤层上层煤柱下应力分布规律及巷道支护技术[J].煤矿开采,2013,18(4):82-84,23.

[3]任志成,孔德中,宋高峰.近距离煤层群上煤层区段煤柱合理宽度研究[J].煤矿开采,2014,19(2):38-41.

[4]王晓振,许家林,朱卫兵,等.走向煤柱对近距离煤层大采高综采面矿压影响[J].煤炭科学技术,2009,37(2):1-4,21.

[5]鞠金峰,许家林,朱卫兵,等.近距离煤层采场过上覆T形煤柱矿压显现规律[J].煤炭科学技术,2010,38(10).

[6]鞠金峰,许家林,朱卫兵,等.神东矿区近距离煤层出一侧采空煤柱压架机制[J].岩石力学与工程学报,2013,32(7):1321-1330.

[7]鞠金峰,许家林.倾向煤柱边界超前失稳对工作面出煤柱动载矿压的影响[J].煤炭学报,2012,37(7):1080-1087.

[8]鞠金峰,许家林.浅埋近距离煤层出煤柱开采压架防治对策[J].采矿与安全工程学报,2013,31(3):323-330.

[9]鞠金峰,许家林,朱卫兵,等.近距离煤层工作面出倾向煤柱动载矿压机理研究[J].煤炭学报,2010,35(1):15-20.

[10]鞠金峰,许家林,朱卫兵,等.浅埋近距离一侧采空煤柱下切眼位置对推出煤柱压架灾害的影响规律[J].岩石力学与工程学报,2014,33(10):2018-2029.

[11]钱鸣高,缪协兴,许家林,等.岩层控制的关键层理论[M].徐州:中国矿业大学出版社,2003.

[12]宋振骐,等.实用矿山压力控制[M].徐州:中国矿业大学出版社,1988.

[13]纵帅.谢桥煤矿11-2煤层首采工作面支架—围岩关系研究[D].淮南:安徽理工大学,2013.

[14]赵晓东,王海龙.梯形荷载下的采场顶板岩层运动及支架承载计算研究[J].煤炭学报,2012,37(5):731-736.

[15]孙春东,杨本生,刘超.1.0m极近距离煤层联合开采矿压规律[J].煤炭学报,2011,36(9):1423-1428.

[16]许家林,朱卫兵,王晓振,等.浅埋煤层覆岩关键层结构分类[J].煤炭学报,2009,34(7):865-870.

[17]鞠金峰,许家林,朱卫兵.浅埋特大采高综采工作面关键层“悬臂梁”结构运动对端面漏冒的影响[J].煤炭学报,2014,39(7):1197-1204.

[18]王晓振,许家林,朱卫兵,等.浅埋综采面高速推进对周期来压特征的影响[J].中国矿业大学学报,2012(3):349-354.

[责任编辑:潘俊锋]

Theoretical Research of Preventing Prop Jammed in Close-distance Coalseams Mining through overlying Coal-pillar

ZHANG Shi-wu1,ZHANG Bai-sheng1,YANG Yong-kang2,LI Xiao-po2

(1.Mining Engineering School,Taiyuan Polytechnic University,Taiyuan 030024,China; 2.Mining Technique Research Institute,Taiyuan Polytechnic University,Taiyuan 030024,China)

Abstract:In order to prevent prop jammed disaster in close-distance coalseams mining through overlying coal-pillar,a prevention measure was put forward that by selecting rational locations at two sides of coal-pillar and blasting key stratum on the basis of periodical breakage pace of key stratum between two coalseams,a key block spanning coal-pillar and gob was formed which construct stable structure with mining face advancing and protect face mining through coal-pillar.Stress state of the key block in the procedure was obtained with theoretical analysis.Result showed that the key block would be invariably in dynamic stable state and finally slowly subside till it contact gangue under articulated action with other rock blocks.There was no prop jammed disaster in the period.

Keywords:close-distance coalseams;mining through coal-pillar;prop jammed disaster;key block

[作者简介]张世武(1990-),男,山西汾阳人,硕士研究生,主要从事矿山压力与岩层控制方面的研究。

[基金项目]国家自然科学基金资助项目(51404167);矿山灾害预防控制国家重点实验室培育基地开放基金(MDPC2013KF16);深部岩土力学与地下工程国家重点实验室开放基金(SKLGDUEK1410)

[收稿日期]2015-02-15

[中图分类号]TD323

[文献标识码]A

[文章编号]1006-6225(2015)05-0001-05