大倾角伪俯斜采场顶板运移规律实验研究

解盘石1,2,田双奇1,2,段建杰1,2

(1.西安科技大学 西部矿井开采及灾害防治教育部重点实验室,陕西 西安 710054; 2.西安科技大学 能源学院,陕西 西安 710054)

摘 要:为研究大倾角伪俯斜采场顶板垮落运移及其与支架相互作用关系。采用大比例三维物理相似模拟实验和数值计算相结合的研究手段,深入分析了伪俯斜采场初采阶段和正常回采阶段顶板应力演化与变形破坏规律,垮落顶板充填特征以及“支架-顶板”相互作用规律。结果表明,大倾角伪俯斜采场顶板应力分布与位移具有非对称性,顶板具有非对称“O-X”破断特征,且具有明显的时序特征,其中“O”破断顺序为:采空区侧边界—采煤工作面侧边界—上部边界—下部边界;“X”破断顺序为:工作面倾斜上方基本顶先发生破坏,随后基本顶沿顺时针方向依次破断。顶板周期性来压与垮落均具有分区特性与时序性,沿走向工作面各个区域顶板的垮落位置与支架相对位置不同,其中,工作面倾斜中部支架直接受到垮落顶板的作用,具体为“砸—压—推”,而倾斜上部与下部垮落顶板仅在下滑过程中对支架产生倾向向下的推力,未出现明显的砸、压现象,上部作用最弱,破断顶板使支架发生不同程度的“倒”、“扭”现象;垮落顶板对采空区的充填可分为4个阶段,各个阶段交替转化的过程对工作面中、下部支架的稳定性产生了影响,矸石堆积区最终沿走向形成充填稳定区域与动态运移区域。为大倾角煤层伪俯斜采场岩层控制提供科学依据,也丰富了大倾角煤层采场岩层控制理论。

关键词:大倾角煤层;伪俯斜采场;“O-X”型破断;分区特征;顶板运移;垮落充填

大倾角煤层是指埋藏倾角为35°~55°的煤层,是国内外采矿界公认的难采煤层[1]。大倾角煤层在我国各大矿区均有赋存,该类煤层开采对促进我国区域经济发展具有重要意义。近年来,大倾角煤层开采在理论研究、技术应用与装备研制方面均取得了长足进步[2-3],实现了特定条件下大倾角煤层走向长壁机械化开采,但多年开采实践表明,工作面开采中仍存在支架受载不均衡且易发生倾倒下滑、煤壁片帮与飞矸频发等问题,伪俯斜综采方法是解决上述难题的有效途径,但针对大倾角长壁伪俯斜布置下采场支架与围岩关系及其稳定性控制方面的研究尚属空白,揭示支架与围岩作用机理、“支架-围岩”系统失稳致灾机制,是实现大倾角长壁伪俯斜工作面安全高效开采的科学基础,具有重要的理论与实践意义。

长期以来,广大学者和生产技术人员在大倾角煤层开采方面做了大量的理论研究与生产实践工作,伍永平等研究了大倾角煤层长壁采场矿压显现规律及支架与围岩作用机理,提出了大倾角煤层采场矿山压力的不均匀显现及支架稳定性控制理论[4-6],对大倾角煤层覆岩运动规律进行了研究分析[7];很多学者提出了伪俯斜工作面矿山压力的不均衡显现[8-11];施峰、张益东等研究了工作面下部矸石支撑下基本顶的受力及破断[12-14];刘林等提出了伪俯斜采场工作面上部顶板存在近似三角形的滞后垮落区域[15];杨胜利等研究了急倾斜煤层伪俯斜采场底板破坏与煤壁失稳的关系,提出了伪俯斜布置可以提高急倾斜煤层工作面底板与煤壁稳定性[16];伍永平、贠东风、王晓楼等研究了大倾角工作面综采技术的应用[17-21]。但针对伪俯斜采场顶板垮落、运移规律及其对支架稳定性影响的研究很少。

大倾角伪俯斜采煤法的最大特点是工作面与回采巷道斜交,工作面上部回风巷超前下部运输巷,煤层开采后悬空顶板近似“平行四边形”,采空区沿煤层倾向呈现“上大下小”的空间形态。真斜布置下(工作面与回采巷道垂直相交)的采场顶板垮落矸石运移特征及其与支架的作用关系显然不能反映伪俯斜采场的真实情况。因此,本文在已有研究工作基础上,以现有的四川绿水洞煤矿大倾角伪俯斜综采实践为工程背景,采用三维物理相似模拟实验与数值模拟方法,研究伪俯斜采场顶板垮落运移规律及其与支架的相互作用关系,可为大倾角煤层长壁伪俯斜采场支架与围岩稳定性控制提供理论支持。

1 现场工程技术条件

绿水洞煤矿3132工作面位于+350 m水平龙王洞背斜东翼313采区上区段。3132工作面回风巷超前于运输巷,真斜开切眼长度109 m,伪斜开切眼长度120 m,平均推进长度1 022 m。采用下行割煤,下行移架方式。

煤层平均厚度2.5 m,倾角38°~46°,平均倾角43°,密度1.44 t/m3,煤层为半暗半亮型焦煤、焦肥煤,普氏硬度系数为1≤f≤1.5,煤层赋存较稳定。直接顶以钙质泥岩为主,厚度3 m,f=4~5,属于II类顶板;基本顶由钙质泥岩和灰岩组成,厚度为5.85 m;直接底为泥岩,厚度为2.8 m。钻孔柱状图如图1所示。

图1 3132工作面钻孔柱状示意
Fig.1 Geological column at 3132 work face

2 三维数值计算模型与相似模拟实验设计

2.1 三维数值计算模型

为了分析大倾角伪俯斜采场围岩应力、位移演化特征和顶板破坏特征。采用FLAC3D有限差分计算软件建立了伪俯斜开采工艺下的采场采动应力及岩体结构三维数值模型,如图2所示。模型开挖前,在顶部施加覆岩等效载荷,对其余各面位移进行约束,并对模型进行初始平衡计算,使岩层处于原岩应力状态,计算时采用Mohr-Coulomb本构模型和大应变变形模式。

图2 三维数值模型
Fig.2 Three-dimensional numerical model

2.2 物理相似材料实验

根据立体实验架尺寸与工作面长度,同时将开挖区域置于边界效应影响范围外,综合确定物理相似模拟实验的参数,具体见表1。

表1 物理模型相似常数
Table 1 Physical model similarity constant

几何相似常数30容重相似常数1.6应力相似常数48时间相似常数30

根据3132工作面以及实验室岩石力学实验测得的主要岩层物理力学参数。选取河砂作为骨料,石膏、大白粉作为胶结材料,物理模型相似材料配比见表2,在三维可加载试验台上铺装模拟材料,经过铺平、压实、随机刻画节理,采用云母模拟分层。铺装完成的物理相似模型如图3所示。

表2 相似材料配比
Table 2 Ratio of similar materials

层位岩性厚度/cm配比(河砂∶石膏∶大白∶煤粉)抗压强度/MPa弹性模量/MPa基本顶泥质灰岩20.07∶3∶4∶60.06438.2直接顶钙质泥岩10.08∶2∶4∶60.03123.6煤层煤8.420∶1∶3∶150.00910.4直接底泥岩10.08∶2∶3∶70.02922.2基本底砂质泥岩5.08∶2∶4∶60.03223.0

图3 物理相似材料模型
Fig.3 Physical similar material model

2.3 物理相似模拟实验监测设备与实验方法

在模拟工作面倾斜下部区域底板布置两排CL-YB-137C有线应力传感器,用于监测工作面垮落矸石对底板的作用力;工作面布置ZZ4200/1500/3600型异形液压支架模型9架,支架油缸压力由液压加载系统提供;拍照记录顶板破断形态、岩块铰接情况以及垮落矸石和支架的作用状态。如图4所示。

模型风干后,开始模拟实验,将铁砖置于模型顶部,模拟0.228~0.272 MPa覆岩自重应力。开切眼并布置支架。除工作面后方边界以外,其余边界均采用位移约束。伪斜角为20°,工作面区段煤柱宽20 cm。

模型开采时,采用一次采全高方法,使用特制的开采工具,由图5(b)所示上区段煤柱开采切口处进行割煤和清煤,截深2 cm,下行割煤。随着工作面推进,为减小切口对煤柱支撑作用的影响,将后方切口进行充填。传感器位置及工作面布置如图5所示。

3 顶板应力演化与变形特征

大倾角伪俯斜工作面开采时,采场前、后边界的基本顶处于明显的应力释放区,且其应力轮廓范围呈现前边界小于后边界,而采场倾斜上方和下方区域则无明显的应力释放特征,但仍具有上方轮廓范围大于下方的特征;随着工作面推进,工作面煤壁上方的基本顶应力释放轮廓也随之向前移动,采场倾斜上方和下方区域的应力释放范围在工作面推进方向上逐渐加长,而倾斜下方应力释放轮廓则呈现出与倾斜上方平行分布的特征,如图6所示。

图4 实验设备
Fig.4 Experiment apparatus

图5 工作面支架及传感器布置
Fig.5 Supports and sensors arrangement in working face

在工作面初采时期,顶板变形均匀分布于开采范围内,随后,直接顶和采场倾斜上部基本顶变形范围移至采场倾斜下方区域,致使基本顶变形破坏范围向采场倾斜上方移动,造成了顶板沿倾向的实际破坏范围小于工作面长度,仅为工作面长度的2/3左右。随着工作面推进,基本顶变形轮廓沿走向范围逐渐加大,其轮廓边界呈现出类平行四边形形态,如图7所示。

因此,大倾角煤层伪俯斜采场初采时基本顶应力分布呈现出明显的非对称特征,工作面正常回采期间,在采场倾斜下方煤壁和垮落顶板充填区域,基本顶出现了应力集中现象,且该区域随着工作面推进逐渐增大。基本顶的变形轮廓先沿倾斜方向长度减小并趋于稳定,随后沿走向长度扩展转变的趋势,其变形轮廓呈现出明显的非对称特征。

4 顶板破断与运移规律

4.1 基本顶初次破断特征

大倾角煤层伪俯斜工作面开采时,采场基本顶呈现出明显的非对称“O-X”破断特征(图8(g)),其中,“O”、“X”破断均具有时序性。“O”破断的形成顺序为:沿走向采空区侧边界(图8(b)中1)—沿走向工作面侧边界(图8(c)中2)—倾向上部边界(图8(d)中3)—倾向下部边界(图8(g)中9);“X”破断顺序为:靠近工作面一侧的倾斜上方基本顶先发生破坏,随后基本顶沿顺时针方向发生X破断(图8(f),(g)中:5→6→7→8),最终形成了具有大倾角伪俯斜采场特点的基本顶“O-X”初次破断特征。

图6 基本顶最大主应力演化特征
Fig.6 Maximum principal stress evolution characteristics of main roof

图7 基本顶位移演化特征
Fig.7 Displacement evolution characteristics of main roof

图8 基本顶塑性区演化特征
Fig.8 Plastic zone evolution characteristics of main roof

因此,大倾角伪俯斜采场基本顶破坏与大倾角真斜、仰斜采场和近水平煤层具有明显不同[13],特别是在采场基本顶初次破断顺序上,伪俯斜采场顶板在“X”破断时呈现出明显的时序性,“X”破断裂纹扩展是顺时针顺序扩展,而一般大倾角采场顶板的“X”破断则是先倾斜上部、后倾斜下部的特点[7]

4.2 基本顶周期破断特征

由于物理相似材料三维模型开采和移架要求,工作面开切眼后方须留有操作空间,可近似认为工作面后方顶板为周期性破坏时所受约束条件。回采过程中,工作面中部直接顶首先发生离层,并在工作面中部支架上方产生沿图9(a)中a线方向的裂隙,在工作面顶板中上部产生了沿图9(a)中b线方向的裂隙,随后中部直接顶垮落。

图9 顶板裂隙分布
Fig.9 Fracture distribution on roof

工作面中部顶板垮落后,上部顶板形成形状近似锐角三角形的滞后垮落区域(图10(a));由于伪俯斜工作面下部沿走向滞后开采,下部顶板形成形状近似钝角三角形的悬空且稳定的区域(图10(b))。由于不同层位的上、下三角范围不同,未破断的顶板在倾向上形成了梯阶状。未垮落的顶板沿走向形成如图10(c)所示的非对称弧状边界,其中,黄色区域为两个三角区域。

图10 工作面顶板三角区域
Fig.10 Roof triangle areas of working face

随着工作面推进,直接顶上三角区域顶板沿图9(a)中c线破断,最终下三角区域顶板沿图9(a)中d线所示的裂隙破断。

由于采场中部顶板垮落范围向高位岩层延伸,在模型顶部产生了沿图9(b)中a′,b′线方向的裂隙;采场倾斜上、下部顶板垮落范围向高位岩层延伸,在模型顶部产生了沿图9(b)中c′,d′线方向的裂隙。由于滑移矸石充填了采场下部,模型顶部d′线方向的裂隙较低位直接顶d线方向的裂隙不完整,表明伪俯斜采场沿倾向不同区域顶板破坏的程度与范围不同,具有分区特点;根据模型顶部裂隙a′,b′,c′,d′位置可知:伪俯斜采场不同区域顶板破坏的时序不同;由模型顶部不同方向的裂隙数目不同可知:在基本顶一个周期垮落步距内,倾斜中部的低位直接顶垮落3次、上部和下部各垮落1次。

工作面中部直接顶破断失稳过程中与支架的具体作用形式为“砸—压—推”。“砸”表现为工作面中部直接顶破断后正好直接作用于工作面3号,4号,5号支架上方,垮落后的顶板直接作用在支架掩护梁上,如图11所示。且大块垮落顶板作用在支架掩护梁上,对支架产生短暂的冲击作用。另外,“压、推”表现为垮落顶板分别与5号支架上方未垮落顶板及3号支架掩护梁上的顶板形成铰接。在该范围顶板失稳前,对3号支架产生沿倾斜方向的上推作用,对4号支架产生沿倾斜方向的下压作用,影响支架稳定。

图11 工作面中上部破断顶板与支架作用
Fig.11 Broken roof interaction with supports in middle and top part of working face

基本顶破断与支架的相对位置类似于直接顶,其不同点在于:工作面倾斜中部破断基本顶与支架作用具有频次低、强度大、时间长的特征;与之对应,直接顶与支架作用具有频次高、强度小、时间短的特征。随着工作面推进,顶板以“中部—上三角—下三角”的破断、垮落顺序交替重复。顶板沿走向的破断边界形态由图10(c)所示的非对称弧状向对称弧状转化,两种形态随着顶板的两次周期性垮落在走向上交替出现。

工作面倾斜中部破断直接顶从支架上方滑下,而上部垮落直接顶则与中部垮落顶板不同,上部三角顶板垮落后作用在三角区域顶板正下方的底板上(图12)。而上部滞后垮落顶板与中部垮落顶板向工作面下部滚滑。工作面倾斜上部垮落基本顶块度大于直接顶,在下滑过程中对支架的冲击作用比上三角处垮落直接顶更明显。

图12 工作面中、上部垮落顶板
Fig.12 Broken roof in middle and top part of working face

因此,大倾角伪俯斜采场顶板破坏具有明显的时空差异,呈现出分区特征和时序特征。工作面不同区域顶板的破坏范围、程度及时间不同,造成不同区域破断顶板的垮落位置、运移路径、及其与支架的作用均不同。

5 垮落顶板充填特征

随着工作面的推进,伪俯斜采场支架后方垮落顶板向下滚滑并充填采空区下部。由于垮落顶板来自工作面不同区域,且各区域顶板破断具有时空差异,因此,滑移顶板的堆积形态及范围不断发生变化,对支架稳定造成了影响。根据运移顶板对采空区下部底板的压力变化(图13)及其堆积状态变化,分析了垮落顶板的充填特征。

图13 工作面下部底板压力演化特征
Fig.13 Pressure evolution characteristics of floor in lower part of working face
A—充填第1阶段;B—充填第2阶段;C—充填第3阶段;
D—充填第4阶段;I—矸石充填稳定区域;II—矸石运移活跃区域。

在A区域内,垮落顶板在逐渐充填工作面下部的初始阶段,其沿倾向堆积长度已经铺满工作面下部区域。垮落顶板对采空区下部底板的压力由下向上呈现出递减的趋势,且递减幅度不断增加。工作面推进至3.6 m时,垮落顶板出现如图14所示的堆积形态,该过程为充填的第1阶段。

可以看出,堆积矸石沿倾向分为上、下两段。由于矸石与支架间的作用,上段矸石的安息角大于下段,上、下两段沿倾向分别占真斜工作面长度的1/3和1/6。表明第1阶段矸石的充填程度呈不均衡变化特征。由于伪俯斜工作面上端头超前于真斜工作面布置,使伪俯斜采场的垮落顶板堆积范围沿走向超前于真斜工作面,且主要为第1阶段的上段矸石。

图14 第1阶段矸石堆积状态
Fig.14 Stacked state of gangue in the first stage

工作面推进至6 m时,在图13中B区域内,第1排1号,2号传感器压力继续增大,3号,4号传感器压力值明显下降,这是由于移架后顶板未垮落,第1阶段的上段矸石失去了支架作用,下滑产生凹陷区域,形成了如图14(b)所示的矸石堆积形态。矸石在下滑过程中对支架尾梁产生沿倾向向下的推力,影响中下部支架的稳定性。此为充填的第2阶段。

随着顶板继续垮落,在图13中C区域内,后续垮落顶板填补了第2阶段形成的凹陷区域,形成如图14(c)所示矸石堆积形态,这一过程为充填的第3阶段。该阶段类似于第1阶段,堆积矸石同样可分为上、下两段,但上段较第1阶段沿倾向范围小0.6 m,下段范围较第1阶段增加2.4 m。随着矸石沿倾向堆积范围的扩大,其沿走向的超前距离也随之增加。

随着工作面推进,第2阶段和第3阶段交替出现,即图13中B,C区域的交替出现。工作面推进至16.2 m时,第1排传感器处底板压力基本稳定,支架后方靠近边界侧不再出现交替现象,形成了如图13中I区域所示的矸石充填稳定区域;同时,第2排传感器处底板压力变化趋势与第1排传感器B区域一致,随着工作面推进,支架附近B,C区域仍交替出现,即第2,3充填阶段矸石堆积状态交替呈现特点,形成了如图14所示中II区域所示的矸石运移活跃区域。随着I,II区域的出现,在图13中D所在范围内形成了如图14(d)所示的矸石堆积形态,即矸石运移的第4阶段。

第4充填阶段矸石运移状态将持续到工作面开采结束,其中,稳定区域随着工作面推进,其范围在走向上不断扩展。活跃区域沿走向范围变化不大,但随着工作面推进而前移,该区域对伪俯斜工作面中下部支架的稳定性具有一定影响。

6 结 论

(1)大倾角伪俯斜工作面顶板应力分布与位移轮廓变化均表现出明显的非对称性,使伪俯斜采场基本顶初次破断形成异于大倾角煤层真斜、仰斜采场和近水平煤层采场的非对称“O-X”破断特征,特别是“O”、“X”破断均具有时序性。

(2)大倾角伪俯斜工作面顶板周期来压与破断具有分区特征和时序特征,导致沿倾向不同区域破断顶板在走向上与支架的相对位置不同,其中,中部距离支架最近,多位于支架上方;上部垮落矸石与支架相对位置最远,大多直接落在底板。

(3)大倾角伪俯斜工作面不同区域破断顶板对支架的作用形式及程度不同,中部具体表现为“砸—压—推”且程度剧烈,下部主要为作用在支架后方一侧的推力,上部最弱。破断顶板使支架发生不同程度的“倒”、“扭”现象。

(4)大倾角伪俯斜工作面垮落顶板的充填过程可分为4个阶段,最终沿走向在工作面中下部形成矸石动态运移区域和充填稳定区域。活跃区域随工作面推进而前移,该区域沿走向超前于真斜工作面;充填稳定区域沿走向范围不断扩大,沿倾向范围略小于真斜工作面。

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Experimental study on the movement law of roof in pitching obliquemining area of steeply dipping seam

XIE Panshi1,2,TIAN Shuangqi1,2,DUAN Jianjie1,2

(1.Key Laboratory of Western Mine Exploitation and Hazard Prevention Ministry of Education,Xian University of Science and Technology,Xian 710054,China; 2.College of Energy Science and Engineering,Xian University of Science and Technology,Xian 710054,China)

Abstract:In order to study the movement of the roof and its interaction with the support in pitching oblique mining area of steeply dipping seam,the large-scale three-dimensional physical similarity simulation experiment and numerical simulation are combined to analyze the stress evolution,deformation and failure law of the roof,the filling characteristics of the caving roof and its interaction with the support in pitching oblique mining area.The results indicate that the pressure distribution and displacement of the roof show an asymmetric characteristic.Also,it has an “O-X” asymmetric breaking feature,and obvious timing characteristics,in which the order of “O” breaking is:the boundary of the goaf direction-the boundary of the mining face direction-the upper boundary-the lower boundary.The order of “X” breaking is:the upper main roof of the working face is destroyed first,and then the main roof is broken in a clockwise direction.The periodic weighting and the caving of the roof have the zoned characteristic and timing characteristic.The falling position at each area of the roof along the strike of the working face is relatively different from the position of support.The support in the inclined middle part of the working face is directly affected by the falling roof.The specific performance is shocking-pressing-pushing,while tilting the upper and lower falling roofs only produces a downward thrust to the bracket during the descent process,and no obvious shocking and pressing phenomenon occurs.The upper part is the weakest,and the broken roof causes the varying degrees of “twisting-hybridization” to supports.The filling process of the caving roof to the goaf can be divided into four stages.The process of alternating transformation of each stage has an effect on the stability of the support in the middle and lower parts of the working face.The gangue filling area finally forms a stable filling area and a dynamic migration area along the strike.The study provides a scientific basis for the ground control in pitching oblique mining area of steeply dipping seam,and also enriches the ground control theory of steeply dipping seam.

Key words:steeply dipping seam;pitching oblique mining area;“O-X” broken form;zoned characteristic;movement of roof;caving and filling

中图分类号:TD325

文献标志码:A

文章编号:0253-9993(2019)10-2974-09

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解盘石,田双奇,段建杰.大倾角伪俯斜采场顶板运移规律实验研究[J].煤炭学报,2019,44(10):2974-2982.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2019.0602

XIE Panshi,TIAN Shuangqi,DUAN Jianjie.Experimental study on the movement law of roof in pitching oblique mining area of steeply dipping seam[J].Journal of China Coal Society,2019,44(10):2974-2982.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2019.0602

收稿日期:2019-05-07

修回日期:2019-09-11

责任编辑:常 琛

基金项目:国家自然科学基金面上资助项目(51774230);国家自然科学基金重点资助项目(51634007);陕西省教育厅专项科研资助项目(19JK0544)

作者简介:解盘石(1981—),男,陕西三原人,副教授,博士。E-mail:xieps@xust.edu.cn

通讯作者:田双奇(1995—),男,甘肃西峰人,硕士研究生。E-mail:2715415311@qq.com

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