特厚煤层综放工作面煤-架受力演化特征及其承载机理_郭星辰.pdf
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1、第 5 卷第 1 期 采矿与岩层控制工程学报 Vol.5 No.1 2023 年 2 月 JOURNAL OF MINING AND STRATA CONTROL ENGINEERING Feb.2023 013022-1 郭星辰,郭军,冯国瑞,等.特厚煤层综放工作面煤-架受力演化特征及其承载机理J.采矿与岩层控制工程学报,2023,5(1):013022.GUO Xingchen,GUO Jun,FENG Guorui,et al.Stress evolution characteristics and bearing mechanism of coal-hydraulic support
2、in fully-mechanized caving mining face in extra-thick coal seamJ.Journal of Mining and Strata Control Engineering,2023,5(1):013022.特厚煤层综放工作面煤-架受力演化特征 及其承载机理 郭星辰1,2,郭 军1,2,3,冯国瑞1,2,文晓泽1,2,戚庭野1,2,白锦文1,2,3,高 瑞1,2,钱瑞鹏1,2,朱林俊1,2 (1.太原理工大学 矿业工程学院,山西 太原 030024;2.山西省绿色采矿工程技术研究中心,山西 太原 030024;3.山西焦煤集团有限责任公司,
3、山西 太原 030024)摘 要:为了研究特厚煤层综放工作面煤-架结构及其承载机理,以塔山矿8216工作面为背景,根据煤体与支架的位置关系将其分为架前顶煤、架上顶煤和承载煤体,采用FLAC3D数值模拟软件分析了煤-架结构应力演化特征及煤体失稳破坏规律。结果表明:工作面超前支承压力峰值位于煤壁斜上方的架前顶煤中,顶煤破坏深度与超前支承压力峰值的超前距离基本相当,向控顶区侧呈“弧形”破坏形态。确定了煤-架结构对顶板来压承载能力的排序依次为架前顶煤承载煤体液压支架架上顶煤。承载煤体在围岩应力拱和顶煤的保护下破坏深度始终保持在近煤壁侧3 m内,已破坏煤体应力基本不受推进距离与支架工作阻力变化的影响。架
4、上顶煤在顶煤冒放前后承载特性不同,进而引起整个煤-架结构承载特性的改变。放煤前后煤壁破坏深度分别为3 m和2 m,顶煤破坏深度分别为7 m和12 m。架前顶煤的失稳是发生端面冒顶的主要原因,煤壁侧承载煤体的破坏是煤壁片帮的直接原因。在围岩应力拱的作用下,顶板以架前顶煤为轴做回转运动并伴随着顶板、支架及超前煤体应力的动态变化,但煤-架结构的承载特性不会改变。研究结果可为特厚煤层综放工作面矿压灾害防控提供有益参考。关键词:综放开采;支架-围岩;支承压力;数值模拟 中图分类号:TD324 文献标志码:A 文章编号:2096-7187(2023)01-3022-14 Stress evolution
5、characteristics and bearing mechanism of coal-hydraulic support in fully-mechanized caving mining face in extra-thick coal seam GUO Xingchen1,2,GUO Jun1,2,3,FENG Guorui1,2,WEN Xiaoze1,2,QI Tingye1,2,BAI Jinwen1,2,3,GAO Rui1,2,QIAN Ruipeng1,2,ZHU Linjun1,2(1.College of Mining Engineering,Taiyuan Univ
6、ersity of Technology,Taiyuan 030024,China;2.Research Center of Green Mining Engineering Technology in Shanxi Province,Taiyuan 030024,China;3.Shanxi Coking Coal Group Co.,Ltd.,Taiyuan 030024,China)Abstract:A numerical study was performed using FLAC3D to analyze the stress evolution characteristics of
7、 the 收稿日期:2022-05-18 修回日期:2022-07-14 责任编辑:施红霞 基金项目:国家自然科学基金资助项目(51904203);山西省科技重大专项资助项目(20201102004);中国博士后科学基金面上资助项目(2021M702049)作者简介:郭星辰(1997),男,山西临汾人,硕士研究生。E-mail: 通信作者:郭军(1987),男,山西定襄人,副研究员,博士,主要从事矿山岩体力学与煤炭开采岩层控制等方面的研究工作。E-mail: DOI:10.13532/10-1638/td.20221119.002 郭星辰等:采矿与岩层控制工程学报 Vol.5,No.1(202
8、3):013022 013022-2 coal-hydraulic support structure and the law of coal instability destruction.The numerical model was constructed according to the geological and engineering properties of the 8216 working face at the Tashan Coal Mine.The results show that the peak front abutment pressure of the wo
9、rking face is located in the top coal before support on the upper inclined side of the coal wall.The damage depth of the top coal is the same as the advanced distance of the peak front abutment pressure,showing a arc damage form to the side of the roof control area.The sequence of bearing capacity o
10、f the coal-hydraulic support structure to roof weighting is determined as the coal in the front of the support,the coal rib,the hydraulic support and top coal above the support.Under the protection of stress arch and top coal,the damage depth of the coal rib is s maintained within 3 m,and the stress
11、 of the damaged coal is not affected by the change of advancing distances and support working resistance.The bearing characteristics of top coal on support are different before and after top coal caving,which leads to the change in the bearing characteristics of the whole coal-hydraulic support stru
12、cture.The damage depth of the coal rib before and after coal caving is 3 m and 2 m,respectively,and the damage depth of top coal is 7 m and 12 m,respectively.The instability of the top coal before support is the main reason for the roof caving of end face,and the damage of the bearing coal on the co
13、al rib is the direct cause of coal spalling.Under the action of the surrounding rock stress arch,the roof takes the top coal before support as the axis to do the back movement and is accompanied by the dynamic change of the stress of the roof,the hydraulic support and the advanced coal,but the beari
14、ng characteristics of the coal-hydraulic support structure will not change.This research provides a useful reference for the prevention and control of mine pressure disasters in fully mechanized caving face of extra-thick coal seams.Key words:fully-mechanized top coal caving;support and surrounding
15、rock;abutment pressure;numerical simulation 特厚煤层广泛分布于我国晋、陕、蒙和新疆等省、自治区的大型煤炭基地,其储量约占我国煤炭资源总储量的44%,产量占煤炭总产量的40%以上,其中大部分采用综采放顶煤开采方法1。顶板、煤壁的稳定与支架的安全承载是工作面围岩控制的核心。综放工作面采高较大、采动应力强、顶板结构复杂,影响煤壁稳定和支架稳定性的顶板范围广,作用于煤壁和支架顶板的载荷增高,煤壁发生片帮几率加大,端面失稳冒顶概率升高,严重影响工作面的安全生产。提高支架工作阻力、改变采高和采放工艺等一般措施对顶板控制效果欠佳2。因此,分析煤-架结构的相互作用关
16、系及工作面前方煤体失稳破坏机理对工作面矿压灾害防控具有重要意义。国内外学者对支架与工作面前方煤体(也称作广义煤壁)承载特性进行了大量研究,孔德中3等通过理论分析、相似模拟与数值模拟相结合的方法建立了“煤壁-支架-顶板”力学模型,分析了支架不同工作阻力对煤壁变形破坏的影响,确定了维护煤壁稳定时的支架工作阻力;王家臣4等采用理论研究方法分析了顶板压力等对煤壁稳定的影响以及支架工作阻力在减缓煤壁压力方面的作用,得出煤壁上的顶板压力是影响其稳定的主要因素,提出了在保持煤壁稳定为前提时支架工作阻力应满足的基本准则;王国法5等采用理论分析、数值模拟方法,建立了液压支架与围岩耦合动力学模型及煤壁片帮的“拉裂
17、滑移”力学模型,得出了控制煤壁片帮发生滑移失稳的液压支架临界护帮力;许永 祥6等在“支架围岩”强度、刚度和稳定性耦合的基础上,提出超大采高综放开采“支架围岩”结构耦合理论,讨论了液压支架结构高度对矿山压力显现强度、顶煤冒放结构和资源采出率的影响;王家臣7等采用理论分析和数值模拟手段,分析了综放开采顶煤裂隙场拓展的应力驱动机制,发现煤层开采后顶煤主应力大小和方向均发生二次分布,最大主应力与最小主应力均存在超前峰值现象。在利用数值模拟试验对“支架-围岩”关系进行的相关研究中,罗琦8等采用数值模拟与现场实测相结合的方法,研究了支架与煤壁稳定性耦合关系,分析了不同开采速度下支架与煤壁的受力特点,明确了
18、支架不同工 郭星辰等:采矿与岩层控制工程学报 Vol.5,No.1(2023):013022 013022-3 作阻力对煤壁变形破坏的影响;ISLAVATH S R9等针对深井长壁开采,通过对ANSYS软件的二次开发,提出了一种“长壁指数”,确定了数值模型中液压支架立柱可能产生的轴向应变和载荷,明确了支架和煤岩层之间的相互作用关系;ZHANG Q10等提出了一种基于连续-非连续单元法(CDEM)的颗粒单元与块体单元耦合的方法,建立了液压支架、工作面输送机和煤岩层的CDEM模型,分析了顶煤冒放机理,提出了一种自动放顶煤技术;LIU C11等通过数值模拟和现场实测,运用CDEM软件模拟了顶板岩层的
19、连续坍塌,并计算得出支架工作阻力随着采煤工作面的推进而变化,研究了同忻煤矿8202工作面矿压显现的根本原因;VERMA A K12等建立了基于二维有限元数值模拟软件ANSYS的支架与围岩(顶板、底板和煤层)结构模型,分析了采深、采厚、弹性模量、黏聚力、内 摩擦角、支架工作阻力等因素对采煤效果的影响,并与工程实际相对比,验证了数值模拟试验的可行性。综上所述,现有“支架-围岩”耦合关系研究中大多以综采工作面为背景,从顶板载荷和运动位态出发探究其对支架的影响,对前方煤体稳定性控制的研究较少。以煤体、支架组成的承载结构对特厚煤层综放工作面顶板控制特征及支承压力的影响规律分析较少。常用的数值模拟手段多通
20、过构建虚拟单元、应力的伺服控制来近似代替液压支架,难以建立支架与围岩之间的有效接触,且多为二维数值模型,难以真实地还原液压支架的承载特性及其与围岩的耦合作用。鉴于此,笔者以特厚煤层综放工作面矿压显现为出发点,突出支架对煤岩的承载作用,采用Rhino+Griddle+FLAC3D相结合的数值模拟方法,研究工作面不同推进步距、顶板周期破断前后和放煤前后支架与煤体受力特征及煤体失稳破坏规律,揭示近场覆岩应力演化特征以及煤-架协同承载机制。1 特厚煤层综放工作面煤-架承载结构特征 综放开采与普通综采在围岩结构方面最大的区别在于工作面上方存在一层经过支承压力和开采扰动后破碎的顶煤。在支架控顶区附近,顶煤
21、在顶板压力以及支架反复升降引起的力与扰动作用下破碎为散体,承载能力大幅下降,随着这部分煤体的逐渐放出,直接顶岩层随即垮落。顶煤的存在对顶板来压产生了一定的缓冲能力,控顶区内的顶煤先承载后放煤让压使承载结构应力重分配。这些特征导致了放顶煤工作面承载结构的特殊性。当工作面来压时,顶板载荷通过顶煤传递到支架与工作面前方煤体时,将再次引起煤-架结构受力特征的改变。因此,在特厚煤层综放开采矿压显现中,顶煤的作用不可忽视。1.1 顶板结构特征 特厚煤层综放采场开采空间大,能形成稳定砌体梁结构的岩层层位较高,一般将能形成稳定承 载结构的岩层称之为基本顶,而形成基本顶的岩层又称为关键层,在工作面顶板结构中,关
22、键层可以有一层或者多层,其中低位关键层或者称为亚关键层的结构及其运动特征对工作面矿压显现具有重要的作用13。与普通综采工作面相比,特厚煤层 综放采场覆岩结构有着明显的不同,在大空间采场高低位岩层中会形成不同特征的岩层结构14。在工作面推进过程中,低位岩层往往会形成组合悬臂梁结构,并进行整体回转运动,因此不能及时垮落而容易引起工作面来压。大同矿区石炭二叠系特厚煤层顶板大多属于坚硬或中等坚硬岩层,直接 顶是典型的复合顶板结构,受层状坚硬火成岩影响,工作面放顶煤后,直接顶不能及时垮落。根据我国综放采场顶板失稳现场资料统计15,端面顶 板失稳、煤壁片帮、支架压架等工作面围岩失稳引起的事故与采场来压同步
23、。因此,针对顶板周期垮落对支架围岩相互作用关系的影响研究至关重要。根据众多综放开采工作面的矿压观测结果分析,在基本顶初次来压前,煤壁前方一定范围内会出现反弹现象,随着工作面的推进,基本顶通常在工作面煤壁的前方断裂,随后垮落于工作面后 方16。基本顶断裂线与直接顶断裂线贯通后,工作面矿压显现剧烈。1.2 煤层承载体结构特征 已有研究指出,在综放开采顶煤初次垮落过程中,工作面煤壁及垮落煤体正上方直接顶处应力变化较快,该区域缺乏有效支护,煤岩体易发生失稳破坏17。煤层开采后,顶煤应力二次分布必将导致支架与围岩的应力重分布,邻近工作面的周围岩体受影响最大,超前支承压力发生改变18。综放开采中,顶煤充当
24、了直接顶的作用,使其在基本顶来压传递到工作面的过程中起到了缓冲作用。顶煤随 郭星辰等:采矿与岩层控制工程学报 Vol.5,No.1(2023):013022 013022-4 着工作面的推进逐渐冒放,工作面形成间接性的顶煤让压、顶板下沉。顶板向采空区侧回转,工作面支承压力峰值前移,工作面前方煤体受力加大。顶煤的冒放进一步使顶板来压传递至煤壁及超前工作面。通过上述分析,结合顶煤与支架的位置关系及超前支承压力分布规律将其分别定义为架上顶煤、架前顶煤和承载煤体。架上顶煤即支架顶梁以上、直接顶以下的煤层,通常在支架的反复作用下,在顶板来压时裂隙与弱面密度增加成为破碎体,逐渐失去承载能力后放出。架前顶煤
25、是位于控顶区之前、超前支承压力峰值以后、采高以上的煤体。在架上顶煤被放出前,架前顶煤与其共同承载顶板压力,在顶煤放出后,所受压力升高并伴随着塑性流动与承载能力的下降。将采高以下沿煤壁至支承压力峰值间的煤体称为承载煤体,其自身承载能力与到煤壁的距离有关。承载煤体与支架协同维护着工作面的安全生产空间。根据上述定义建立综放工作面煤-架结构与围岩耦合模型,如图1所示。图1中强调了基本顶、直接顶结构特征与“煤-架”结构的位置关系,以及超前支承压力对煤岩体稳定性的影响。支承压力组合悬臂结构煤体失稳煤壁片帮端面冒顶kjmbacd基本顶煤层直接顶上覆岩层a超前支承压力峰值;b顶板破断引起的支承压力低值;c工作
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