1、第41卷第2期2016年2月JOURNALOFCHINACOALSOCIETY煤炭學報Vol.41No.2Feb.20162015.1011解興智,趙鐵林.淺埋堅硬特厚煤層綜放開采頂煤冒放結構分析J.煤炭學報,2016,41(2):359-366.doi:10.13225/ki.jccs.XieXingzhi,ZhaoTielin.Analysisonthetop-coalcavingstructureofextra-thickhardcoalseamwithshallowdepthinfullymechanizedsublevelcavingminingJ.JournalofChinaCoa

2、lSociety,2016,41(2):359-366.doi:10.13225/ki.jccs.2015.1011淺埋堅硬特厚煤層綜放開采頂煤冒放結構分析解興智1,2,趙鐵林1,2(1.煤炭科學研究總院開采設計研究分院,北京100013;2.天地科技股份有限公司開采設計事業部,北京100013)摘要:為深入研究淺埋堅硬特厚煤層綜放開采頂煤冒放結構特征,以主采3號煤層的榆陽地區千樹塔煤礦作為研究背景,采用數值模擬、理論分析和現場實測等綜合方法對堅硬頂煤冒放結構進行了研究,得出靠近工作面兩端頭位置堅硬頂煤容易形成“懸臂”結構。由懸臂頂煤內部應力解析和模擬得到頂煤不同的破斷長度對其垮落放出有著重要

3、影響,當其破斷長度小于放煤口水平投影寬度時,垮落放出相對較為容易;當其破斷長度大于放煤口水平投影寬度時,垮落放出較為困難,并且增加處理大塊煤的時間,該結論解釋了堅硬頂煤垮落放出困難的宏觀結構因素。關鍵詞:淺埋;堅硬;特厚煤層;綜放開采;冒放結構中圖分類號:TD823文獻標志碼:A文章編號:0253-9993(2016)02-0359-08Analysisonthetop-coalcavingstructureofextra-thickhardcoalseamwithshallowdepthinfullymechanizedsublevelcavingmining(1.CoalMining&am

4、p;DesignBranch,ChinaCoalResearchInstitute,Beijing100013,China;2.CoalMining&DesigningDepartment,TiandiScience&Technol-ogyCo.,Ltd.,Beijing100013,China)XIEXing-zhi1,2,ZHAOTie-lin1,2Abstract:Inordertofurtherinvestigatethetop-coalcavingstructuralcharacteristicsofextra-thickhardcoalseamwithshallow

5、burydepthinfullymechanizedsublevelcavingmining,authorsstudiedtheNo.3coalseamminedinQian-shutaCoalMineatYuyangDistrict,China.Thecavingstructureofhardtopcoalwasstudiedbyusingnumericalsimu-lation,theoreticalanalysis,in-sitemeasurement,etc.Cantileverstructureoftopcoalexitsatthefaceendposition.Theinterna

6、lstressofcantilevertopcoalwasanalyzed,andthecantileverlengthwasalsosimulated.Theresultsindicatethatdifferentbrokenlengthshaveansignificantimpactonthecavingandreleasingoftopcoal.Whenbrokenlengthislessthanthehorizontalprojectivewidthofcoalcavingport,top-coalcavingarerelativelyeasy.Onthecontrary,itisst

7、ructuralfactorsofdifficultyonhardtopcoalcaving.Keywords:shallowbury;hardcoal;extra-thickcoalseam;fullymechanizedcaving;cavingstructure綜放開采作為厚及特厚煤層主要的開采方法1-2,已經歷了30多年的發展。針對綜放開采時頂煤的變形移動特征,文獻3中提到受采動影響的頂煤體會出現彎曲變形并向采空區傾倒滑動;文獻4通過觀測頂煤移動過程得到支架上方的頂煤體會發生垂直方向的運動,并產生離層現象。基于理論分析,文獻5-7從頂煤體受力變化、破壞特征等力學角度闡述了頂煤體運移規律

8、,對頂煤體進行difficultfortop-coalcaving,andthetotaltimeforhandlingbiglumpcoalincreases.Theresultsexplainsthemacro-收稿日期:2015-07-14修回日期:2015-11-26責任編輯:常琛基金項目:國家自然科學基金資助項目(51474128,51304115)作者簡介:解興智(1976),男,山西運城人,研究員,碩士生導師。E-mail:xiexingzhi360煤炭學報2016年第41卷了分區;文獻8-9分別從頂煤體受到“支架-頂板”共同作用、應力分布規律等整體角度,對頂煤體的破壞發展過程進

9、行了分析。運用現代化的數值模擬方法,文獻10-11對頂煤、頂板的運移進行了分析,促進了綜放開采頂煤破壞運移理論的發展。綜上分析,已有的成果囊括了常規頂煤體研究3-9,將整個頂煤體視為易碎或簡單的整體12-13,而淺埋上覆煤巖的礦山壓力及煤體中的層理裂隙截割作用下,會發生分層現象,并且隨著工作面的向前推進,此分層頂煤體受力狀態發生變化,發生破裂、破碎和垮落。本文以榆陽地區廣泛分布的3號煤層為背景,部分礦井概況見表1,此地區3號煤埋藏淺、硬度大、厚堅硬頂煤體不同于常規頂煤體,其在支架的支撐、度變化大。在頂煤冒放結構現場觀測的過程中,得知不同于以往將頂煤體視為一種簡單的“傳載”介質12-13,認為初

10、采期間未受弱化處理的堅硬頂煤,和正常推進階段靠近兩端頭位置的頂煤容易形成“懸臂”結構,其未破斷之前自身具有一定的承載能力。運用彈性力學理論建立堅硬頂煤懸臂結構模型,對其內部應力進行解析;采用數值模擬方法對堅硬頂煤結構特征進行模擬分析,得到工作面推進過程中頂煤出現“懸臂”結構的懸臂長度;由放煤知懸臂頂煤的破斷長度對其垮落放出有著重要影響,據此,有針對性地對堅硬頂煤結構形式進行改善,得到提高頂煤冒放性的方法。研究成果為淺埋堅硬特厚煤層綜放開采工作面管理提供指導意義,從而為實現淺埋堅硬特厚煤層的安全、高效開采奠定基礎。表1部分礦井煤層賦存條件Table1Coalseamoccurrencecondi

11、tion煤礦千樹塔麻黃梁柳巷雙山煤層3號煤3號煤3號煤3號煤可采厚度/m97511257551036102011658161138平均厚度/m10619061105990埋深/m122262110241139321115210抗壓強度/MPa2571388736151956抗拉強度/MPa064139165107注:表示礦井地表多黃土高坡和溝谷,以溝谷最低處為埋深最小估計值。1淺埋堅硬特厚煤層開采條件千樹塔煤礦主采的3號煤層埋深122262m,平均埋深192m左右,煤層厚度平均為1061m;根據實驗室巖石力學測試結果,此地區3號煤層抗壓強107m厚的亞黏土層,松散層厚度合計162m,為淺埋堅硬

12、特厚煤層綜放開采范疇;煤層基本頂為1666m的長石砂巖,直接頂為064m的泥巖。度在25MPa以上;地表覆蓋55m厚的黃土層和現大量的煤塊從放煤口放出。2堅硬頂煤結構特征分析21堅硬頂煤結構模型淺埋堅硬頂煤受到層理面的截割作用,在下部煤體回采后,隨著工作面的向前推進,靠近工作面兩端頭位置容易在煤壁側形成固定端、采空區側形成自由端的“懸臂”結構,此頂煤破斷垮落很容易貼在支架掩護梁和尾梁上,如圖1所示。此懸臂頂煤上方受到上覆煤巖層的礦山壓力作用,下方控頂區內受到支架的支撐作用。破斷的懸臂頂煤發生垮落,當其搭在放煤口形成穩定結構,在放煤的過程中會出現頂煤垮落驟然停止,此時只有少許的煤粉和碎煤得到放出

13、;當此結構失穩或頂煤塊體在放煤口得到放出,將瞬間出Fig1Brokenblocksoflongbeam圖1破斷的長梁式塊體由此,建立淺埋堅硬頂煤的“懸臂”結構模型,如圖2所示,為了便于分析,將懸臂頂煤的上覆煤巖體支承壓力簡化為q(x);下方距離煤壁L1范圍內受到支架的支撐力簡化為q0(x),由頂煤的彎曲下沉和支架的主動支撐形成。其中,L1為支架控頂長度,m;L2為頂煤懸臂長度,m,觀測得知靠近端頭位置在7m左右、甚至更大。h為懸臂頂煤分層厚度,m,觀測知h分布在0308m。q(x)為上覆煤巖壓力,MPa,q(x)=q;q0(x)為支架的支撐反力,MPa,第2期解興智等:淺埋堅硬特厚煤層綜放開采

14、頂煤冒放結構分析361其中,x為x方向應力;y為y方向應力;xy,yx分別為xy方向和yx方向應力;l,m分別為邊界面外法線方向向量在x軸正方向上和y軸正方向上的方向-余弦值;fx,fy分別為邊界面的面力在x軸方向和y軸方向的分量。由圖2知懸臂頂煤的邊界條件:上邊界:l=-0,m=-1,y=-h/2,x0,L2,fx=0,fy=q;左下-邊界:l=0,m=1,y=h/2,x0,L1,fx=0,fy=-ìlx+myx=fxí-+=lmfyxyyî(2)q0(0)=0,q0(L1)=q0。懸臂頂煤體力fy=g,為密22堅硬頂煤結構力學分析學平衡微分方程:度,kg/m3

15、;g為重力加速度,N/kg。依據彈力力學理論14,建立堅硬頂煤懸臂梁力ìxyx+=0xyíyxy+g=0yxîFig2Topcoalmodelofcantileverstructure圖2頂煤“懸臂”結構模型(1)q0x;右下邊界:l=0,m=1,y=h/2,xL1,L2,L1-fx=0,fy=0;右邊界:l=1,m=0,x=L2,y-h/-2,h/2,fx=0,fy=0。得到頂煤“懸臂”結構的應力解析解,見式(3)和(4)。結合平面問題的邊界條件,應力滿足方程(2):xL1,L2:22L2(q-gh)ì3(q-gh)2q-gh)3h+10L2)(q-g

16、h)x=xy-xy-y+y3333hhh10h3q+gh-ghq-y+íy=-4h2h3x0,L1:xy=-îL2(q-gh)q-gh)2L2(q-gh)2q-gh)+-xyyx4h4hh3h3(3)2q3(2qL1+2ghL1+q0h)2q024q03qL1+4ghL1+2q0h3ì-+x=30x3y-xyxxy2axyy+3hL1hL1h3L1h3L1h3L1íy=q02y+2a4y+2b4hL12q0xy3-h3L1xy=-qh2+gxa3-0416L1î3L13q03q0qqL1+2ghL1+q0h3q02qL1+2ghL1+q0hq0

17、h-2qL1-+xy-0x-yyy2hL1L1hL14hL14L1h3L1x2y2+3q026qL1+6ghL1+3q0h2q02ghL1+q0h+6qL1q042+-+-x+xyxyxyay34hL1hL14hL1h3L1h3L1-120(q-gh)L1L2+15q0h-3q0h2q-q0+gh)L2q0hq0L11=-其中,a3=,b,424L14h20L1(3h4-h3)+q0h3-9q0h4/20L1(3h4-h3)(27qh-27gh2-9q+9gh)L1L22(4)+(27q0h2-9q0h)L2+(q0h2-150q0h-18qh3-a4=(81qh-387q+126q0+27g

18、h-18q0h-129gh)L311+18gh4+18q0h3+6qh2+6gh3)L1+(138q-54qh+54gh2-138gh)L21L2362煤炭學報2016年第41卷根據千樹塔煤礦3號煤層賦存條件、3號煤物理力學性質,取h=08m,L1=51m,q0=04MPa,q=075MPa,=1200kg/m3,g=98N/kg,代入式(3)xy方向應力與懸臂長度的關系,如圖3所示。和(4),得到影響懸臂頂煤破斷長度的應力與懸臂長度的變化關系,即y=-04m處x方向應力、y=0處中間層(y=0)切應力最大,切應力隨著懸臂長度的增加而增大,懸臂長度8m對應的切向應力(xy方向應力)最大為201

19、MPa;懸臂頂煤同一橫坐標處上層(y=-04m)的x方向拉應力最大,懸臂長度8m對應的拉應力(x方向應力)最大值達到了145MPa,判斷此條件下支架后方懸臂頂煤破斷形式主要是拉破壞,并且危險截面(即破壞位置)在支架后方。隨著懸臂長度的增加,懸臂頂煤上表面在支架后方發生拉破壞而垮落,由圖3(a)分析得到懸臂頂煤破斷的塊體短邊最小在06m左右。3數值模擬分析31模型的建立采用PFC2D模擬堅硬頂煤和頂板運動過程,模型中采用粘接在一起的圓盤顆粒表示煤巖層,將基本頂之上的巖層和松散黃黏土層等效為一排載荷顆粒,并根據式(5)賦予上覆巖層等效載荷顆粒密度。=2000Hrg(5)其中,為上覆巖層容重,kN/

20、m3;H為煤層埋深,m;r為等效顆粒半徑,m。圖3應力分布與懸臂長度的關系模型顆粒參數和物理力學參數見表2,根據圖3分析得到的頂煤破斷塊體短邊最小長度為06m,考慮頂煤塊體在垮落過程中會發生進一步的破碎,確定本模型3號煤顆粒最小單元半徑取02m。Fig3Relationshipofstressdistributionandcantileverlength根據計算得到支架后方懸臂頂煤同一橫坐標處表2均勻分布顆粒模型參數Table2Parametersofuniformdistributionparticles項目基本頂(長石砂巖)直接頂(泥巖)3號煤顆粒半徑/m030202密度/(kg·

21、;m-3)242024501221法向剛度/(108N·m-1)切向剛度/(108N·m-1)黏結力/kN摩擦因數層厚/m51151111104040416660641061模型長度取200m,開切眼尺寸為10m×4m,左側留有185m的保護煤柱。以千樹塔煤礦使用的ZF16000/24/45綜放支架為基礎,建立支架模型;沿著工作面推進方向,在頂煤不同層位安裝應力監測32堅硬頂煤結構模擬分析通過PFC2D數值模擬堅硬頂煤的破裂、破碎和冒放過程,得到頂煤和頂板運動過程,及其隨著工作面向前推進的時空位置關系,如圖5所示。在模擬工作面推進過程中,堅硬頂煤破裂、垮落存在一定

22、的滯后性,與理論計算結果相一致,堅硬頂煤在支架后方容易懸空;頂煤體受到層理面的截割作Fig4Supportsettingandstressmonitoring圖4安裝支架和頂煤應力監測圈圈,如圖4所示。用,在放煤過程中出現不同程度的離層現象;并且堅硬頂煤形成了“懸臂”結構,一端為煤壁處的固定端,另一端為采空區側的自由端,如圖5所示。下位頂煤形成的“懸臂”結構受到支架的支撐和第2期解興智等:淺埋堅硬特厚煤層綜放開采頂煤冒放結構分析363上覆煤巖層的礦山壓力作用,其是否及時破斷垮落直接影響到中上位頂煤的破裂垮落,其破斷垮落長度相對放煤口的大小對頂煤的放出有著重要影響;懸臂頂煤破斷及時且尺寸較小者能

23、夠順利從放煤口放出,破斷不及時或者破斷塊體較大者將阻塞在放煤口、搭在掩護梁上或者充填采空區。上位頂煤破斷垮落滯后于下位頂煤,中上位頂煤在破斷垮落過程中容易發生相互擠壓作用,阻礙上覆破斷巖層的垮落下沉;中上位頂煤在垮落下沉過程中發生相互碰撞,對自身有二次破碎作用,且中上位頂煤破斷垮落塊體尺寸相對較大,在下落過程中若二次破碎效果不好,將很難從放煤口放出。為了得到工作面向前推進過程中堅硬頂煤的懸臂長度,提取并分析應力監測圈所監測到的應力,如圖6所示。Fig5Processesoftop-coalcavingandroofcollapse圖5頂煤冒落和頂板垮落過程當懸臂頂煤體中的某點x方向、y方向和x

24、y方向Fig6Stressvariationofmeasuringpointsfromto圖6測點應力變化點x坐標,即可得到頂煤懸臂長度(表3),監測到的堅硬頂煤最大懸臂長度達89m,平均為75m,進一步反演了堅硬頂煤懸臂結構的存在、量化了懸臂長度。應力波動幅度較小,并保持一定的應力值時,此處的頂煤體未發生破壞;當懸臂頂煤體中某截面x方向、y方向和xy方向應力出現大幅度波動,并出現應力歸零、在零值附近波動時,此處的頂煤體發生了破壞。分析應力監測曲線,得到應力波動始動點、降至零值對應的位置滯后于工作面煤壁,說明頂煤體發生破壞的位置滯后于工作面,頂煤體在支架上方及后方一定范圍內較為完整,即可以判斷

25、得出堅硬頂煤體存在懸臂結構。分析處于同一水平的頂煤體應力波動情況,如圖7所示,x方向的應力發生波動的時間早于y方向應力、xy方向應力,說明堅硬頂煤體主要發生拉破壞。由各個測點應力變化規律,以測點應力波動始動點、降至零值所對應的工作面煤壁處x坐標,減去應力測4現場實例觀測與應用41頂煤“懸臂”結構對放煤作業的影響井下觀測得知靠近兩端頭位置,堅硬頂煤出現懸頂,即“懸臂”結構。此結構的存在對工作面的生產有著重要影響:懸臂頂煤破斷垮落,形成大于放煤口尺寸的長梁式塊體,影響著上方頂煤的冒落回收,如圖8所示;隨著支架的推移,懸空的長梁式塊體垮落對支架掩護梁有一定的沖擊動載作用,影響支架的使用工況。當長梁式

26、頂煤塊體滑動至后部刮板輸送機上,由于放煤口高度小于頂煤塊體364煤炭學報2016年第41卷的長度,一部分頂煤塊體卡在放煤口;另一部分頂煤塊體發生側向旋轉,進入后部刮板輸送機,發生堆積的大塊煤增加后部刮板輸送機的負荷。當多個長梁塊體斷裂垮落相互鉸接,出現短時間的平衡結構時,放煤過程中顯現放煤量突然減小;當此平衡結構失穩時,出現放煤量突然增加現象。后部運出的長梁式頂煤塊體,容易搭在后部刮板輸送機機頭和轉載機護板上;落入轉載機的長梁式塊體,也會造成下一環節運輸困難,卡在轉載機、端頭支架和前部刮板輸送機組成的三角區內,引起轉載機過載而停機,降低工作面采煤機的開機率和工效。Fig7Stressvaria

27、tionofmeasuringpointsatthesamelevel表3頂煤懸臂長度Table3Top-coalcantileverlength測點3161應力波動位置/10648638811工作面推進距離/m296376504584煤壁處x坐標/m581661789869應力測點x坐標/m50607080支架頂梁長度/m51515151懸臂長度/m81618969圖7處于同一水平的測點應力變化42頂煤“懸臂”結構改善及應用Fig8Revealableblocksoflongbeamintheendofrearcanopy圖8尾梁末端顯露的長梁式塊體9(a)所示,由工作阻力4000kN可確定

28、支護強度q0現場觀測得到靠近端頭位置支架工作阻力如圖分布為04MPa左右;分別統計頂煤弱化前后,從放煤口順利放出的頂煤塊體尺寸,如圖9(b)所示,得知弱化前放出煤塊短邊大于04m的比重超過85%,與理論分析結果、數值模擬顆粒大小相近。放煤口的水平投影長度為202m,模擬知頂煤懸臂長度平均為75m,代入式(3)和(4),結合圖3分析結果,在不采取措施弱化頂煤的情況下,計算得到懸臂頂煤體在x=L1處的拉應力最大,發生破斷的Fig9Workingresistanceandcoalsizestatistics圖9支架工作阻力和放出煤塊尺寸統計最大長度為24m、甚至更大,難以從放煤口放出。因此,需要采取

29、一定的措施減小堅硬頂煤懸臂長度,第2期解興智等:淺埋堅硬特厚煤層綜放開采頂煤冒放結構分析365將懸臂頂煤在x=L1處發生拉破壞時的最大長度降632m以內,在一個支架推移步距(08m)后保證堅硬頂煤的破斷最大長度在202m以下。通過分析比較,在頂煤中預掘專用的工藝巷,采用深孔爆破的方式對頂煤進行弱化,增加平行于工作面的裂隙組,增大頂煤的垮落角15,將頂煤懸臂長度控制在632m以內、頂煤破斷最大長度控制在2m以內。經過井下試驗,靠近端頭支架后方頂煤未出現至202m以內,則堅硬頂煤的懸臂長度控制在效,而且頂煤的放出量也難以得到保障。針對堅硬頂煤的“懸臂”結構,選擇深孔爆破弱化堅硬頂煤,減小懸臂頂煤破

30、斷長度、破壞堅硬頂煤“懸臂”結構,在現場得到了成功應用,為工作面高產、高效、安全開采提供了技術支持。5結論堅硬頂煤“懸臂”結構模型,并對其所受應力與上覆(1)根據井下觀測結果,利用彈性力學理論建立大面積懸頂,即弱化后的懸臂頂煤長度在6m以內;放出頂煤塊體統計如圖9(b)所示,外觀呈現棱柱型塊體特征,如圖10所示。圖10順利放出的頂煤塊體(處于尾梁下方)Fig10Successfulcaving破斷的大塊(under“懸臂the”頂煤rear,canopy)top-coalblocks增加了放煤支架處理大塊煤的時間,井下跟班記錄得知:堅硬頂煤弱化前,工人操作液壓閥擺動尾梁和插板的時間較長,觀測期

31、139內單架放煤處理大塊煤時間最長達1s;通過弱化處理,堅硬頂煤結構得到改善282s,平均為煤破斷塊度得到減小,放煤支架處理大塊煤時間明顯,頂得到縮減,平均單架處理大塊煤時間為474s,比弱化改善前降低了659%。頂煤結構得到改善,使其放出率得到了提高,統計期間內,改善后的頂煤放出率達76%,比改善前提高了60%,如圖11所示。圖11工作面頂煤放出率變化為了協調好采煤機割煤Fig11Changesoftop-coal、移架和放煤工序recoveryratio,同等割煤速度、同等產能情況下,頂煤弱化之前需要安排更多的放煤工參與放煤工作,這樣降低了工作面的工煤巖礦山壓力和支架支撐力的關系進行理論解

32、析;由千樹塔3號煤層賦存條件和開采條件得到,支架后方懸臂頂煤主要發生拉破壞垮落用PFC(2)2D結合實驗室實驗所測煤巖物理力學參數。離散顆粒流分析軟件,建立了淺埋堅硬特厚,利煤層綜放開采數值分析模型。研究得到在工作面的向前推進和放煤工作的進行過程中,堅硬頂煤容易形成“懸臂”結構;當懸臂頂煤內部拉應力達到某值時,將發生拉伸破裂或離層;當切向應力達到某值時,懸臂頂煤會發生剪切滑動下沉(3)不同的懸臂頂煤破斷長度。頂煤塊體能否順利放出有著重要影響,對放煤空間內的。當懸臂頂煤破斷長度大于放煤口的相對尺寸時,容易堵塞放煤口,并且增加單架處理大塊煤的時間;通過弱化降低堅硬頂煤的“懸臂”長度,能夠降低放煤支

33、架處理大塊煤時間、提高堅硬頂煤的放出率,并在現場得到了成功應用。參考文獻:1王金華2013,38(12):2089.特厚煤層大采高綜放開采關鍵技術Wang-2098.J.煤炭學報,with2na毛德兵CoallargeJinhua.Society,2013,38(12):2089miningKeyheighttechnologyinextra-thickforfully-mechanizedtopcoalcaving,姚建國.大采高綜放開采適應性研究-coal2098.seamJ.JournalofChi-2010,35(11):1837-1841.J.煤炭學報,MaoDebing,YaoJi

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