(神東煤炭集團公司 哈拉溝煤礦,陜西 神木 719315)
重復采動下7m大采高綜采面支架載荷及來壓規(guī)律研究
溫慶華
(神東煤炭集團公司哈拉溝煤礦,陜西神木719315)
基于補連塔煤礦22303工作面礦壓實測結果,掌握了重復采動下7m支架綜采面旺采區(qū)、傾向煤柱區(qū)、走向煤柱區(qū)和長壁采空區(qū)下開采礦壓規(guī)律,并從覆巖結構變化和底板破壞的角度對不同區(qū)域下開采礦壓差異機理進行了分析。結果表明:旺采區(qū)、傾向煤柱區(qū)和走向煤柱區(qū)下開采工作面周期來壓步距明顯大于長壁采空區(qū)下開采,而動載系數(shù)明顯小于長壁采空區(qū)下開采。上煤層關鍵層是否有良好的承載作用和上煤層開采支承壓力對底板的破壞是造成下煤層開采工作面周期來壓步距差異的主要原因,而上煤層關鍵層是否有良好的承載作用是動載系數(shù)差異的主要原因。工作面來壓期間支架最大載荷為16367kN,說明16800kN的支架工作阻力能夠很好地滿足頂板控制條件。研究結果對神東礦區(qū)今后生產(chǎn)實踐有重要的指導意義。
重復采動;7m支架綜采面;礦壓規(guī)律;覆巖結構;關鍵層
Underground Pressure Rule of Full-mechanized Mining with 7mHeight Powered Support Influenced by Repetitive Mining
對于近距離煤層開采,上煤層開采后形成的不同覆巖結構將對下煤層開采產(chǎn)生不同程度的影響。根據(jù)上煤層開采技術手段和煤柱留設情況,上煤層開采后主要形成:旺采區(qū)、煤柱區(qū)和長壁采空區(qū)(以下簡稱采空區(qū)),而各區(qū)域對下煤層開采產(chǎn)生影響,導致工作面礦壓顯現(xiàn)的差異性。近年來,由于許多礦區(qū)近距離煤層的不斷開采,對旺采區(qū)、煤柱區(qū)和采空區(qū)下開采問題的研究越來越多。其中,綜采面煤柱下和旺采區(qū)下開采主要圍繞過上覆煤柱時工作面礦壓規(guī)律、頂板控制和上覆遺留煤柱的穩(wěn)定性等展開[1-7];綜采面采空區(qū)下開采主要對工作面礦壓規(guī)律和采空區(qū)下破碎頂板狀況開采技術及災害防治進行研究[8-14]。文獻[15]分析了補連塔煤礦走向煤柱對近距離煤層6.3m大采高綜采面礦壓的影響規(guī)律。
補連塔煤礦22303工作面為7m支架特大采高工作面,該條件下旺采區(qū)、煤柱區(qū)和采空區(qū)下開采工作面礦壓規(guī)律尚未研究,而且在神東礦區(qū)后期生產(chǎn)中,類似條件的礦井也會布置7m支架特大采高工作面,因此該條件下工作面礦壓規(guī)律研究對后期7m支架特大采高工作面生產(chǎn)有重要的指導意義。
補連塔井田2-2煤三盤區(qū)位于井田西南區(qū)域,地面標高1203~1245m,地表起伏不大,中部較高,全部被風積沙所覆蓋,松散層厚5~20m。盤區(qū)內22303工作面長301m,走向長度為4966m,煤層厚度穩(wěn)定,平均厚度7.55m,設計采高6.8m。煤層結構簡單,傾角1~3°,與上煤層1-2煤間距為32~44.4m。煤層直接頂以粉砂巖、砂質泥巖為主,厚度為0.96~4.2m;基本頂以粉砂巖、中砂巖為主,部分地段為粗砂巖,厚度為25.8~34.7m;底板在最初回采的400~800m內為泥巖、粉砂巖,以后均為砂質泥巖。22303工作面覆巖柱狀及關鍵層判別結果如表1所示。
22303工作面作為世界首例7m支架特大采高工作面,采用鄭煤ZY16800/32/70型液壓支架,額定工作阻力68000kN,支架中心距2.05m;采用JOY公司7LS7-629型采煤機,滾筒直徑3450mm,最大牽引力1042kN;采用DBT公司3×1000kW型刮板輸送機等配套設備。由于1-2煤層采用了多種開采方式,使得22303工作面位于4個不同區(qū)域下方,從開切眼沿工作面推進方向依次為:旺格維利采煤法殘留煤柱區(qū)(以下簡稱旺采區(qū)),傾向煤柱區(qū),31304長壁工作面采空區(qū)和走向煤柱區(qū)。旺采區(qū)對應推進距為0~1020m,其中初采階段采高較小,平均5.7m,直至470~1020m段采高為6.53m;傾向煤柱區(qū)對應推進距為1020~1120m,采高為6.52m;推進距為1226~1563m對應采空區(qū)和走向煤柱區(qū),采高為6.57m。22303工作面不同區(qū)域位置如圖1所示。
表1 22303工作面覆巖柱狀及關鍵層判別結果
圖1 22303工作面不同區(qū)域位置
與2-2煤的間距為32~44.4m的1-2煤已經(jīng)回采完畢,上煤層長壁開采對下煤層開采頂板造成一定的破壞,而且上煤層旺采區(qū)煤柱、傾向煤柱和走向煤柱形成的集中應力勢必對下煤層22303工作面的回采有影響,煤柱穩(wěn)定性將直接影響2-2煤的開采與其上覆巖層移動破壞情況。工作面推進過程中,在22303工作面每個支架上均安裝PM3數(shù)字壓力記錄儀、立柱壓力計測量支架實時壓力數(shù)據(jù)。
通過對旺采區(qū)、傾向煤柱區(qū)、采空區(qū)和走向煤柱區(qū)下工作面支架工作阻力變化曲線進行分析,整理支架壓力數(shù)據(jù),匯總工作面的來壓特征進行分析。
2.1 旺采區(qū)下開采工作面來壓特征
由于工作面開采初期工作面采高普遍較小,平均僅為5.7m,不能反映7m支架開采時工作面的礦壓特征,選取推進距為862~1020m段的礦壓曲線分析旺采區(qū)下開采工作面來壓特征。為消除邊界效應,選取工作面中部60,70,80,90號支架礦壓曲線進行分析,得出旺采區(qū)下開采工作面來壓特征,見表2。
表2 旺采區(qū)下開采工作面來壓特征
旺采區(qū)下開采工作面來壓呈現(xiàn)明顯的區(qū)域性,兩端1~25號及140~152號支架基本無來壓,中部來壓顯著。工作面周期來壓步距整體呈現(xiàn)“中間小,兩端大”的特征,且以80號支架為中心呈現(xiàn)一定的對稱性。工作面來壓步距平均16.3m;動載系數(shù)平均1.38;來壓持續(xù)長度平均3.0m。來壓最大支架載荷為16131kN,由此可見,該區(qū)域下開采,支架16800kN的額定工作阻力可以滿足要求。支架載荷分布情況如圖2所示。
圖2 旺采區(qū)下開采工作面支架載荷分布
2.2 傾向煤柱區(qū)下開采工作面來壓特征
傾向煤柱區(qū)對應推進距為1020~1120m,煤柱寬度為100m。選取該區(qū)段對應工作面中部60,70,80,90號支架礦壓曲線進行分析,得出傾向煤柱區(qū)下開采工作面來壓特征,見表3。
傾向煤柱區(qū)下開采工作面來壓呈現(xiàn)明顯的區(qū)域性,兩端1~20號及135~152號支架基本無來壓,其他區(qū)域呈現(xiàn)分段來壓特征。工作面兩端和中部支架周期來壓步距呈現(xiàn)明顯的不同,而且中部周期來壓步距稍大于兩端。工作面來壓步距平均14.2m;動載系數(shù)平均1.38;來壓持續(xù)長度平均4.1m。來壓最大支架載荷為15955kN,支架載荷分布情況如圖3所示。工作面過煤柱期間,來壓時支架安全閥開啟率普遍不高,處于7%~20%之間,這說明本支架完全能滿足22303工作面過煤柱時頂板控制的要求。
表3 傾向煤柱區(qū)下開采工作面來壓特征
圖3 傾向煤柱區(qū)下開采工作面支架載荷分布
工作面在煤柱正下方回采時礦壓顯現(xiàn)正常,但當工作面處于出煤柱階段時,工作面及回風巷呈現(xiàn)出了強烈的礦壓顯現(xiàn)。工作面主要表現(xiàn)出煤壁片幫劇烈和端面漏頂嚴重,而回風巷則是巷道變形破壞大,頂板下沉、局部冒頂,巷幫鼓起、片幫嚴重。出煤柱階段,工作面煤壁片幫、端面漏頂和冒頂現(xiàn)象嚴重,22~50號支架煤壁片幫深度達1m;51~62號架端面漏頂現(xiàn)象嚴重,57,58號架間端面漏頂矸石堆積高度達3.5m;61,62號架間端面漏頂矸石堆積高度達4m;107,108號支架端面冒頂嚴重,冒落矸石堆積高度達5m?;仫L巷端頭巷道破壞變形較大,工作面?zhèn)认飵驮诰嗟装?m范圍內大量片幫,片幫深度0.8m左右,錨桿被拉斷,托盤被崩出;片幫范圍在距工作面端頭33m左右范圍內。工作面推進過程中回風巷端頭頂板破碎,曾出現(xiàn)過局部冒頂,冒頂高度達1.1m,頂板累計下沉量達160mm。
2.3 采空區(qū)、走向煤柱區(qū)下開采工作面來壓特征
由于上煤層開采時工作面區(qū)段煤柱的留設,從出傾向煤柱區(qū)到回撤階段,22303工作面上方一直存在1條20m寬的走向煤柱,其位置對應工作面113~124號支架。分析礦壓特征選取采空區(qū)下50號、60號、70號和90號支架,走向煤柱下115號和120號支架。分析得出采空區(qū)、走向煤柱下開采工作面來壓特征見表4。
表4 采空區(qū)、走向煤柱區(qū)下開采工作面來壓特征
采空區(qū)下除兩端未來壓,其他區(qū)域來壓步距基本相同,來壓持續(xù)長度呈“中間大、兩端小”的分布,這是由于工作面中部覆巖回轉運動比兩端更充分所導致。采空區(qū)下開采工作面周期來壓步距平均13.05m;動載系數(shù)平均1.43;來壓持續(xù)長度平均4.1m。來壓最大支架載荷為16426kN,支架載荷分布情況如圖4所示。
圖4 采空區(qū)下開采工作面支架載荷分布
走向煤柱區(qū)下開采,工作面來壓步距平均15m;動載系數(shù)1.41;來壓持續(xù)長度平均2.6m。來壓最大支架載荷為16131kN,支架載荷分布情況如圖5所示。上覆走向煤柱區(qū)下工作面來壓步距明顯大于采空區(qū)下,而來壓持續(xù)長度和動載系數(shù)小于采空區(qū)下。
圖5 走向煤柱區(qū)下開采工作面支架載荷分布
2.4 不同區(qū)域下開采工作面來壓特征對比
通過對7m支架特大采高工作面不同區(qū)域下開采礦壓曲線進行分析,總結了對應的工作面來壓特征。對不同區(qū)域下開采工作面來壓特征進行分析,見表5。
表5 不同區(qū)域下開采工作面來壓特征對比
由表5可知,各區(qū)域下開采工作面采高均約為6.55m,可認為在同一采高條件下開采,因此不考慮采高變化對來壓特征的影響。旺采區(qū)、傾向和走向煤柱區(qū)下開采工作面來壓步距明顯大于采空區(qū)下開采,而動載系數(shù)明顯小于采空區(qū)下開采。旺采區(qū)、走向煤柱區(qū)下開采工作面來壓持續(xù)長度明顯小于采空區(qū)下開采,而對于傾向煤柱區(qū)下開采,由于出煤柱期間工作面來壓強烈,來壓持續(xù)長度較大,導致傾向煤柱區(qū)下開采整體來壓持續(xù)長度增大。由圖2~圖5各區(qū)域下開采工作面支架載荷分布圖可知,采空區(qū)下開采工作面來壓時支架載荷大于15800kN的占88.54%,大于15900kN的占50%。而各煤柱區(qū)下開采時,工作面來壓支架載荷大于15800kN的占比低于55%;大于15900kN的低于21%。因此,采空區(qū)下開采來壓期間支架載荷明顯大于各煤柱區(qū)下開采。非來壓時支架載荷主要分布在11000~12000kN(其中采空區(qū)下開采時占75%,煤柱區(qū)下開采時占77%~95%),因此采空區(qū)下開采非來壓期間支架載荷略小于各煤柱區(qū)下開采。各區(qū)域下開采來壓期間支架最大載荷為16367kN,未超過支架的額定工作阻力(16800kN),這也說明了本工作面支架工作阻力是合理的,能很好地滿足頂板的控制條件。
由于上煤層開采留設煤柱及采動影響情況不同,導致在不同區(qū)域下煤層開采對應的上覆巖層結構不同,各區(qū)域呈現(xiàn)不同的礦壓顯現(xiàn)特征。其中最明顯的是周期來壓步距和動載系數(shù),進入采空區(qū)下時工作面來壓步距明顯減小,而動載系數(shù)明顯增大。
由表1所示22303工作面覆巖柱狀及關鍵層判別結果,1-2煤上部有3層關鍵層,而在1-2煤與2-2煤之間僅有1層關鍵層。1-2煤開采后,長壁采空區(qū)上方距離其7m覆巖中15.28m的亞關鍵層發(fā)生破斷,失去良好的承載作用,垮落帶和裂縫帶巖層載荷作用于2-2煤的基本頂,由于1-2煤采高較大,采后作用在2-2煤基本頂?shù)妮d荷較大。同時,由于1-2煤開采后在底板形成一定的支承壓力,受采動支承壓力的影響,其底板破壞達到一定的深度,根據(jù)公式(1)計算底板破壞深度。通過計算得,1-2煤開采對其底板破壞深度達到17m,已經(jīng)對下方距離其5.92m的11.46m亞關鍵層造成了破壞。對于各煤柱區(qū)域,1-2煤上方15.28m的亞關鍵層未受到采動破壞,能很好地發(fā)揮支撐作用,其上部覆巖載荷并不能完全向下傳遞,使作用在2-2煤基本頂上的載荷減小。同時,兩煤層之間關鍵層未受采動影響而發(fā)生破壞。
式中,h1為底板最大破壞深度,m;xa為煤層屈服區(qū)長度,m;φ0為底板巖體內摩擦角,(°)。
對于采空區(qū)下開采,由于1-2煤采后作用在2-2煤基本頂?shù)妮d荷較大,而且層間關鍵層受到1-2煤開采發(fā)生破壞,導致2-2煤基本頂(層間關鍵層)極限破斷步距減小,因此采空區(qū)下開采來壓步距比各煤柱區(qū)下開采小。
由實測分析知,采空區(qū)下開采動載系數(shù)大于各煤柱區(qū)域下開采。而根據(jù)前面支架來壓與非來壓期間載荷分布情況分析,來壓期間支架載荷是導致不同區(qū)域下開采動載系數(shù)變化的主要因素。下面對采空區(qū)和各煤柱區(qū)域下開采支架載荷進行分析,進而分析動載系數(shù)變化的原因。
根據(jù)表1所示22303工作面覆巖柱狀及關鍵層判別結果,1-2煤與2-2煤之間11.46m關鍵層作為2-2煤開采時的基本頂,其破斷回轉運動直接導致工作面來壓。在非來壓期間,工作面開采時支架載荷大小主要受基本頂下方直接頂巖層垮落高度的影響。2-2煤與其基本頂距離17m,直接頂厚度為采高的(6.55m)2.6倍,直接頂巖層隨采隨冒,因此非來壓期間支架載荷為直接頂作用的載荷。因此,非來壓期間采空區(qū)和各煤柱區(qū)下開采載荷大小基本一致。由前面分析知,1-2煤開采后,采空區(qū)上方距離其7m覆巖中15.28m的亞關鍵層發(fā)生破斷,失去良好的承載作用,作用于2-2煤的基本頂?shù)妮d荷較大。因此采空區(qū)下開采來壓期間支架載荷大于各煤柱區(qū)下開采。則采空區(qū)下開采動載系數(shù)大于各煤柱區(qū)下開采。由于不同區(qū)域下開采對應的上覆巖層結構不同,導致動載系數(shù)的不同。
(1)總結了不同區(qū)域下開采來壓特征:旺采煤柱區(qū)、傾向和走向煤柱區(qū)下開采工作面來壓步距明顯大于采空區(qū)下開采,而動載系數(shù)明顯小于采空區(qū)下開采。旺采煤柱區(qū)、走向煤柱區(qū)下開采工作面來壓持續(xù)長度明顯小于采空區(qū)下開采,而對于傾向煤柱區(qū)下開采,由于出煤柱期間工作面來壓強烈,來壓持續(xù)長度較大,導致傾向煤柱區(qū)下開采整體來壓持續(xù)長度增大。
(2)載荷分布對比分析表明:采空區(qū)下開采來壓期間支架載荷明顯大于各煤柱區(qū)域下開采,而非來壓期間支架載荷略小于各煤柱區(qū)域下開采,來壓期間支架載荷是導致不同區(qū)域下開采動載系數(shù)變化的主要因素。
(3)分析了采空區(qū)和各煤柱區(qū)域下開采來壓步距和動載系數(shù)差異的機理,下煤層開采時上煤層關鍵層是否有良好的承載作用和上煤層開采支承壓力對底板的破壞是造成工作面周期來壓步距差異的主要原因;而下煤層開采時上煤層關鍵層是否有良好的承載作用是動載系數(shù)差異的主要原因。
(4)7m支架特大采高工作面上覆巖層垮落高度增大導致支架載荷增大,來壓期間支架最大載荷為16367kN,未超過支架的額定工作阻力16800kN,這也說明了本工作面支架工作阻力是合理的,能很好地滿足頂板的控制條件。
[1]鞠金峰,許家林,朱衛(wèi)兵,等.近距離煤層工作面出傾向煤柱動載礦壓機理研究[J].煤炭學報,2010,35(1):15-20.
[2]張緒言,張百勝,康立勛,等.煤柱集中載荷特征及其對巷道圍巖應力的影響[J].礦業(yè)安全與環(huán)保,2009,36(5):6-8.
[3]鞠金峰,許家林,朱衛(wèi)兵,等.近距離煤層采場過上覆T形煤柱礦壓顯現(xiàn)規(guī)律[J].煤炭科學技術,2010,38(10):5-8.
[4]王存權.近距離煤層開采斜交過上覆采空區(qū)煤柱礦壓規(guī)律研究[J].中國煤炭,2006,32(2):35-44.
[5]彭下沾,崔希民,王家臣,等.基于Voronoi圖的不規(guī)則煤柱穩(wěn)定性分析[J].煤炭學報,2008,33(9):966-970.
[6]賀安民,朱衛(wèi)兵,劉文濤.近距離煤層采動上部旺采區(qū)煤柱穩(wěn)定性實測研究[J].中國煤炭,2009,35(10):44-46.
[7]王慶雄,張志強,吳學強,等.活雞兔井近距離煤層開采層間距變化對礦壓的影響[J].煤礦安全,2010(10).
[8]楊光玉,賀興元.局部煤柱下安全采煤技術[J].煤炭科學技術,2001,29(10):16-19.
[9]王存文,姜福興,王 平,等.煤柱誘發(fā)沖擊地壓的微震事件分布特征與力學機理[J].煤炭學報,2009,34(9).
[10]劉增輝,康天合.采空區(qū)下極近距離煤層開采的問題與對策的探討[J].山西煤炭,2005,25(1):25-27.
[11]王雄偉.四臺礦極近距離煤層采空區(qū)下開采技術[J].煤炭科學技術,2004,32(12):23-26.
[12]黃乃斌,張向陽.近距離采空區(qū)下開采覆巖移動規(guī)律相似模擬研究[J].煤炭科技,2006,25(6):117-119.
[13]李洪剛,崔國強.近距離采空區(qū)下軟底破碎工作面開采技術研究和應用[J].煤,2008,17(3):17-19.
[14]蒲志強,車 明,張 磊,等.極近距離采空區(qū)下交錯開采頂板災害防治[J].山東科技大學學報(自然科學版),2009,28(4):73-76.
[15]王曉振,許家林,朱衛(wèi)兵,等.走向煤柱對近距離煤層大采高綜采面礦壓影響[J].煤炭科學技術,2009,37(2):1-4.
[責任編輯:潘俊鋒]
2014-03-11
10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2014.06.025
溫慶華(1972-),男,廣東陽春人,高級工程師,現(xiàn)任哈拉溝煤礦副礦長。
溫慶華.重復采動下7m大采高綜采面支架載荷及來壓規(guī)律研究[J].煤礦開采,2014,19(6):93-97.
TD323
B
1006-6225(2014)06-0093-05