特厚煤层放顶煤开采矿压显现规律研究

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煤炭科技·开拓与开采★★特厚煤层放顶煤开采矿压显现规律研究刘宝珠１马亚杰２章之燕１（１．开滦（集团）有限责任公司唐山矿业分公司，河北省唐山市，０６３０００；２．河北联合大学，河北省唐山市，０６３０００）摘要采用现场矿压观测和计算机数值模拟对唐山矿特厚煤层综放工作面矿压显现规律进行了分析研究。矿压观测表明，工作面来压周期性较明显，呈现高频率、低强度的特征，平均周期来压步距为８．１ｍ。整个工作面全长范围内，老顶来压具有明显的不一致性，即中部来压强度大，上部和下部来压强度小，上部高于下部。计算机数值模拟结果与现场矿压观测结果基本一致。关键词特厚煤层综采放顶煤开采矿压显现规律数值模拟中图分类号文献标识码ＴＤ８２３．２ＡＲｅｓｅａｒｃｈｏｎｓｔｒａｔａｂｅｈａｖｉｏｒｌａｗｏｆｓｕｐｅｒ－ｔｈｉｃｋｔｏｐｃｏａｌｃａｖｉｎｇｍｉｎｉｎｇｉｎＴａｎｇｓｈａｎＣｏａｌＭｉｎｅＬｉｕＢａｏｚｈｕ１，ＭａＹａｊｉｅ２，ＺｈａｎｇＺｈｉｙａｎ１（１．ＴａｎｇｓｈａｎＭｉｎｉｎｇＢｒａｎｃｈＣｏ．，ＫａｉｌｕａｎＧｒｏｕｐＣｏ．，Ｌｔｄ．，Ｔａｎｇｓｈａｎ，Ｈｅｂｅｉ０６３０００，Ｃｈｉｎａ；２．ＨｅｂｅｉＵｎｉｔｅｄＵｎｉｖｅｒｓｉｔｙ，Ｔａｎｇｓｈａｎ，Ｈｅｂｅｉ０６３０００，Ｃｈｉｎａ）ＡｂｓｔｒａｃｔＷｉｔｈｔｈｅｍｅｔｈｏｄｓｏｆｉｎ－ｓｉｔｕｓｔｒａｔａ－ｃｏｎｔｒｏｌｏｂｓｅｒｖａｔｉｏｎａｎｄｃｏｍｐｕｔｅｒｎｕｍｅｒｉｃａｌｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ，ｔｈｅｐａｐｅｒｈａｓｒｅｓｅａｒｃｈｅｄｔｈｅｓｔｒａｔａｂｅｈａｖｉｏｒｌａｗｉｎｔｈｅｓｕｐｅｒ－ｔｈｉｃｋｔｏｐｃｏａｌｃａｖｉｎｇｆａｃｅｉｎＴａｎｇｓｈａｎＣｏａｌＭｉｎｅｉｎＫａｉｌｕａｎ．Ｔｈｅｒｅｓｕｌｔｓｈｏｗｓｔｈａｔｔｈｅｐｅｒｉｏｄｉｃｗｅｉｇｈｔｉｎｇｉｎｗｏｒｋｉｎｇｆａｃｅｉｓａｐｐａｒｅｎｔ，ｗｉｔｈｔｈｅｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓｔｉｃｓｏｆｈｉｇｈｆｒｅｑｕｅｎｃｙａｎｄｌｏｗｉｎｔｅｎｓｉｔｙ．Ｔｈｅａｖｅｒａｇｅｐｅｒｉｏｄ－ｉｃｗｅｉｇｈｔｉｎｇｉｎｔｅｒｖａｌｉｓ８．１ｍ．Ｔｈｅｒｏｏｆｗｅｉｇｈｔｉｎｇｉｓａｐｐａｒｅｎｔｌｙｄｉｆｆｅｒｅｎｔｉｎｔｈｅｗｈｏｌｅｗｏｒｋｉｎｇｆａｃｅ：ｉｔｉｓｌａｒｇｅｒｉｎｔｈｅｍｉｄｄｌｅｔｈａｎｉｎｔｈｅｕｐｐｅｒａｎｄｌｏｗｅｒｐａｒｔｓ，ａｎｄｉｓｌａｒｇｅｒｉｎｔｈｅｕｐｐｅｒｔｈａｎｉｎｔｈｅｌｏｗｅｒｐａｒｔ．Ｔｈｅｒｅｓｕｌｔｓｏｆｃｏｍｐｕｔｅｒｎｕｍｅｒｉｃａｌｓｉｍｕｌａｔｉｏｎａｎｄｉｎ－ｓｉｔｕｓｔｒａｔａ－ｃｏｎｔｒｏｌｏｂｓｅｒｖａ－ｔｉｏｎａｒｅｂａｓｉｃａｌｌｙｔｈｅｓａｍｅ．ｓｕｐｅｒ－ｔｈｉｃｋｃｏａｌｓｅａｍ，ｆｕｌｌｙｍｅｃｈａｎｉｚｅｄｃｏａｌｍｉｎｉｎｇ，ｓｈｂｌｅｖｅｌｃａｖｉｎｇ，ｓｔｒａｔａＫｅｙｗｏｒｄｓｔｅｎｓｉｏｎｂｅｈａｖｉｏｒｌａｗ，ｎｕｍｅｒｉｃａｌｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ综采放顶煤技术作为一种新的开采方法已在各种地质条件如特厚煤层、较薄厚煤层以及复杂厚煤层中得到应用，并且在我国各个矿区都取得了较好的经济效益和社会效益，但同时也面临着诸多技术难题需要深入研究。如特厚煤层放顶煤开采的矿山压力显现规律还有待研究。为合理选择综采放顶煤开采的工艺参数，本文对唐山矿特厚煤层放顶煤开采矿山压力显现规律进行了研究。工作面概况１唐山矿Ｔ２１９２工作面开采９＃煤层，工作面位于唐山矿铁二区东南部，南与本区域Ｔ２１９１采空区相邻，北与Ｔ２１９３工作面相邻，西至本煤层未采区。煤层最大倾角１８°，最小倾角５°，平均１１°；煤层厚度最大１１．４６ｍ，最小８．５ｍ，平均１０ｍ，中间夹有３层矸石，沉积稳定；该工作面走向长度１０１０ｍ，倾斜长度１５０ｍ，埋藏深度－５６５～－５９５ｍ。Ｔ２１９２特厚煤层放顶煤开采矿压显现规律研究４１ 工作面９＃煤层顶底板柱状见图１。量的５４％，后柱占４６％，前、后柱平均工作阻力分布比较合理，表明工作面顶板、端面管理较好，端面冒落、漏顶等现象较少。表１Ｔ２１９２工作面支架载荷分布表初撑力／ｋＮ工作阻力／ｋＮ测站位置前柱后柱前柱后柱机头中部机尾平均３９５．１３４６．３８９．９３３７．３２９７．９３００．８３０５．１３０１．３５８９．２５８９．９４００．５５２６．５２９８．６５１２．３３０８．４３７４．１图１Ｔ２１９２工作面９＃煤层顶底板柱状图工作面超前支承压力分布规律２．２．２巷道围岩变形反映了围岩受工作面采动影响的程度。由于超前支承压力的作用，迫使巷道围岩发生变形、位移，通过钻孔测量，Ｔ２１９２支承压力峰值距煤壁距离为１５ｍ，应力微增区分布范围为１００～１５０ｍ。矿压测点布置及结果分析２矿压观测点布置观测支架载荷变化是研究围岩应力分布的方法之一。在工作面内侧将工作面按上、中、下３部分各设置１组测站，１＃测站距输送机机头１５ｍ，２＃测站距输送机机头７５ｍ，３＃测站距输送机机尾１５ｍ。每１组测站选２架支架，每架支架安装２块圆２．１工作面来压规律２．２．３根据工作面各测站观测和分析可以得出工作面来压规律。（１）在相邻区段存在采空区的Ｔ２１９２工作面，初次来压步距为３６ｍ，动载系数１．３～２．６，支架工作阻力利用率在６７％以上，由此可见，应力释放后的采场矿压显现被削弱。（２）工作面来压周期性较明显，呈现为高频率、低强度的特征，平均步距８．１ｍ。（３）放顶煤开采超前支承压力分布与分层开采基本相似，但采动影响范围增大，峰值超前工作面的距离更远，而且应力降低区增大。由于采用放顶煤开采，增加了一次开采的总厚度，导致上覆岩层平衡结构形成的层位更高，形成的结构更加远离工作面。因此，超前支承压力的范围更大，峰值超前工作面的距离更远，工作面所处的应力较低区范围更大。图压力自记仪（前、后立柱各１块，前左后右），观测工作面内支承压力分布情况。同时，在工作面回风巷内侧布置钻孔，设３组测站，分别为４＃测站、５＃测站和６＃测站，安装钻孔应力计，通过测量钻孔应力计读数，了解工作面超前支承压力分布与超前工作面距离的关系。支架载荷和工作面超前支承压力监测布置示意图见图２。图２支架载荷和超前支承压力监测布置示意图工作面矿山压力现场观测结果计算机数值模拟分析２．２３工作面支架平均工作阻力分布规律２．２．１模型的建立建立模型时，上部结构采用大变形梁的形式，其位态由ＵＤＥＣ模拟结果确定，大变形梁的位移采用斜直线型；采空区的支承体采用支撑形式来实现；模型的两侧固定水平变形，同时固定下部边界，在上部边界施加应力作用。为了近似模拟，采用了分段式施加应力，将未模拟岩层以变化应力的中国煤炭第３８卷第４期２０１２年４月３．１由工作面内测站观测得到工作面支架平均工作阻力分布情况，见表１。由表１可以看出，工作面各支架初撑力分布比较稳定。其中，液压支架前柱占初撑力５５％，后柱占４５％。沿工作面倾斜方向，支架的平均工作阻力呈现两端小、中间高的分布特征；沿推进方向，工作面支架前柱载荷约占载荷总４２ 方式加在上部边界上。在上部边界一端从１到１０单元施加６ＭＰａ的应力，１０到３５单元施加应力从６ＭＰａ逐渐变化为１５ＭＰａ，３５到６０单元施加应力从１５ＭＰａ逐渐变为０．１ＭＰａ，６０到７０单元施加应力由０．１ＭＰａ逐渐变为０。的实际观测，工作面的推进速度不低于４．０ｍ／ｄ。（３）工作面来压时基本是中部先来压，然后向两侧伸展；当机头机尾不平行推进，机头超前时，靠近机头的一侧中部先来压，而后向两侧伸展。一般情况下工作面中下部压力较大，在工作面上下机头区域来压不明显，此压力分布与工作面布置有关系。（４）当工作面来压在中下部时煤壁片帮较大，片帮深度最大达到１．０ｍ以上，造成支架端面距增加，控顶范围增大，机道上方顶煤形成破碎冒落区，使支架接顶性能差，造成工作面顶板出现下沉。数值模拟结果分析（１）垂直应力在工作面前方１４ｍ左右达到峰值，而在支架上方，由于支架的卸压，而使其上方至平衡结构之间形成低应力区。（２）煤体中的水平应力在工作面前方１８ｍ处达到峰值，而在距工作面１３ｍ处，顶煤的水平应力达到峰值，这两个峰值连成了一个区，这种水平应力的变化与顶煤和顶板的作用形式有关，也与上覆岩层的传压及顶煤的变形有关。（３）采空区上方岩层的自重应力通过平衡结构，特别是有序平衡结构指向工作面前方煤体和岩体。（４）支承压力峰值超前工作面１４ｍ，与实测３．２顶板压力控制方法５（１）合理地设计工作面倾斜长度和相邻巷道煤柱尺寸参数，巷道布置尽量避开压力高峰区，有利于顶板控制，同时也可改变工作面两端头的受力状况。因此工作面倾斜长度一般设计在１５０～１８０ｍ，两巷相邻煤柱尺寸一般不超过５～８ｍ，巷道设计在集中压力降低区。（２）加快工作面推进速度，缩短煤壁暴露时间，可有效地防止煤壁片帮抽冒，实现改善顶板和支架受力状况，提高煤壁的稳定性。（３）提高工作面支架的护帮能力，采用支架伸缩前探梁和护帮板支护顶板和煤壁，防止因煤壁片帮导致顶煤抽冒的发生。在有条件的情况下液压支架设计反转护帮板，对煤壁片帮区域顶板起到及时支护作用。（４）加强支架的液压系统管理，缩短移架时间，采用带压移架，在破碎顶板情况下铺设金属网，减少顶板的下沉和移架时对顶板的破坏，保证支架具有足够的初撑力。（５）分析掌握地质条件和煤层厚度变化，合理控制采高和采煤机截深。在变化区域加强采煤机司机和支架操作人员的配合水平，实现及时支护顶板，提高工作面的稳定性。（１５ｍ）吻合，证明了由于开采厚度增加，结果支承压力范围增大，工作面处于低压区内，因此，支架载荷没有显著变化。４Ｔ２１９２工作面矿压显现规律的特征通过对开滦唐山矿复杂条件厚煤层典型工作面进行矿压观测、计算机数值模拟分析等，综采放顶煤开采工作面矿压显现规律具有如下特征：（１）工作面顶板来压显现较明显，初次来压步距为３６ｍ，基本顶周期来压步距平均８．１ｍ。由于工作面采放厚度大，采放比在局部为１∶３以上时，采空区顶板活动层位高，来压强度较大，支架安全阀开启次数频繁，达到额定工作阻力的８５％～９２％。（２）顶板未出现冲击来压现象，顶板超前煤壁３～５ｍ产生断裂，以缓慢的回转运动为主。当工作面具有合理的推进速度（≥４．０ｍ／ｄ）时，顶板运动向采空区方向缓慢下沉，循环内支架活柱下缩量为２０～６０ｍｍ，后柱阻力明显高于前柱，来压步距为１６～１８ｍ；当工作面推进不正常或停产时间长时，顶板一般向煤壁方向回转下沉，造成机道顶板台阶下沉，支架阻力急增，安全阀开启，小时内支架活柱下缩量最大达３２０ｍｍ，来压步距９～１２ｍ，显现为工作面整体来压。为此，保证工作面的合理推进速度对顶板管理极为有利，根据现场特厚煤层放顶煤开采矿压显现规律研究结论６（１）工作面液压支架平均初撑力１８００ｋＮ／架，为额定初撑力的３５％；平均工作阻力为２４２０ｋＮ／架，为额定工作阻力的４３％，支架的工作阻力尚未得到充分的发挥。（２）工作面支架初撑力分布均匀；沿工作面倾斜方向，支架的工作阻力呈现两端小、中间高的分布特征；沿推进方向，工作面支架（下转第６７页）４３ 能够实时掌握井下人员的准确位置及活动轨迹，地面监控及调度中心能够根据系统提供的数据及时采取相应的救援措施，提高了应急救援的工作效率和井下矿工的安全系数。参考文献：［１］苟怡，郭海军．精确定位技术在煤矿井下的应用研［Ｊ］．中国煤炭，２０１０（８）究图４精确定位标签静态定位误差［２］史大伟，何继兰．煤矿井下人员定位系统关键技术图５展示了精确定位标签以１．５ｍ／ｓ的速度在距离读卡器０～１５０ｍ之间的移动定位误差。从该图可以看出，本系统能准确实时的定位出精确定位标签的移动轨迹，同时定位误差均在１０ｍ之内。探讨［Ｊ］．煤矿机械，２０１０（９）［３］徐春妹．基于ＴＯＡ的无线定位技术及应用矿山机械，２００７（７）［Ｊ］．［４］何燕，胡捍英，周山．一种新的ＴＯＡ无线定位算法［Ｊ］．无线电通信技术，２００４（１）郭海军，郭江涛．２．４ＧＨｚ射频技术在煤矿人员定位［５］系统中的应用［Ｊ］．矿业安全与环保，２００７（６）［６］黄绪勇，李国义，杜鹏等．基于射频技术的井矿智能标识卡的设计［Ｊ］．煤矿机械，２０１０（３）图５精确定位标签移动定位误差作者简介：吴畏（１９７９－），男，汉族，重庆人，工程师，硕士，现就职于中煤科工集团重庆研究院无线通信所，主要研究方向为井下无线通信技术。结语４基于ＴＯＡ技术的煤矿井下人员精确定位系统（责任编辑路强）檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶（上接第４３页）前柱载荷约占载荷总量的５４％，后柱占４６％，前后柱工作主力分布比较合理。（３）初次来压步距２０～２８ｍ，动载系数１．３～２．６；周期来压呈现为高频率、低强度的特征，平均来压步距８．１ｍ。（４）由于采用了放顶煤开采，增加了开采的厚度，使得采动影响范围增大，导致了上覆岩层平衡结构形成的层位更高。因此，超前支承压力的范围更大，峰值超前工作面的距离更远，工作面所处的应力较低区范围更大。（５）放顶煤开采的采出率与架型的选择与放顶煤矿压显现规律有关。而综放开采矿压显现规律和顶煤岩运移破坏特征是选择放煤工艺、支架架型的理论基础。因此，必须深入研究特厚煤层综放开采矿压显现规律，才能有效地掌握顶煤运移破坏特征，提高放顶煤的回收率。参考文献：［Ｊ］．煤矿开采，２００８（５）步研究［２］毛德兵，王延峰等．数值模拟方法确定综放工作面支架工作阻力［Ｊ］．煤矿开采，２００５（１）［３］王占银，侯树宏，张伟等．大采高综采工作面矿压显现规律研究［Ｊ］．煤炭工程，２０１１（１）［４］王明中，孙小岩，吴昊钟等．大型综采放顶煤工作［Ｊ］．中州煤炭，２０１０面矿压显现规律观测分析（１０）［５］张里程．工作面矿压显现规律的分析［Ｊ］．水力采煤与管道运输，２００８（４）姚喜渊．深部开采综放工作面矿压显现规律［Ｊ］．煤炭技术，２０１１（５）刘胜志，杨小彬．大采高工作面矿压显现规律数值［６］［７］模拟研究［Ｊ］．中国煤炭，２０１１（１２）作者简介：刘宝珠（１９６９－），男，河北唐山人，工程硕士学位，高级工程师，现任开滦集团公司唐山矿业分公司经理。（责任编辑张毅玲）６７［１］刘俊峰．塔山矿特厚煤层综放开采矿压显现规律初基于ＴＯＡ技术的煤矿井下精确人员定位系统研究