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深井綜放開采回采巷道衝擊地壓防治研究

作者:山東科技大學資源與環境工程學院 濟寧三號井 周林生 樊克恭 2008-06-15 00:00 來源:不詳

摘 要:隨著煤礦開采深度增加,綜放開采回采巷道易發生衝擊地壓危害。研究綜放工作麵回采巷道衝擊地壓發生機理,結合工程實例,運用FLAC3D軟件模擬綜放麵回采。03manbetx 了采用卸壓措施前後煤層頂底板及兩幫煤體移動變化規律、深部煤岩體受載及變形破壞規律、煤層應力變化及轉移規律。研究結果對防治衝擊地壓有一定參考價值。

關鍵詞:綜放開采;衝擊地壓;應力集中;數值模擬

1 濟三煤礦6303工作麵輔順煤體衝擊現象

濟三煤礦位於山東省濟寧市東部,設計井型500萬噸,礦井采用的采煤方法為綜合機械化放頂煤開采,用直接跨落法管理頂板。6303工作麵是六采區的第四個工作麵。在其推進1310.7m(輔順)時,在工作麵輔順距煤壁前方66~96m範圍內,實體煤側煤體瞬間突出,將工作麵移動變電站的7個車盤子掀翻,造成工作麵停產。煤體向巷道內衝出1~2m,衝出的煤體與頂板離層100~200mm。由於衝擊地點附近沒有作業人員,未造成人員傷亡。之後該輔順又發生了幾次小範圍衝擊。掘進期間也曾發生過三次衝擊。

2 綜放開采的計算模型

據濟三煤礦提供的地質資料:六采區回采的3下煤層頂板老頂為堅硬穩定的中砂岩,泥矽質膠結,厚度大,平均厚度在23m左右,f =8~10。局部有直接頂,賦存不穩定,為粉砂岩和粉細砂岩互層,厚度在0~7m之間,f =4~6。3下煤層煤厚7.06~1.92m,平均4.75m。硬度f =1~2,傾角0~10°(大部分3~5°)。煤質性脆,硬度低,f =1~2,局部層理裂隙發育,具有較高的強度,單向抗壓強度值為25MPa。6303輔順為沿空掘進巷道,東臨6302工作麵采空區,護巷煤柱寬度4m,巷道全長2144m,巷道絕對標高-636.2~-678m,地表標高+33.7m,埋深669.9~771.7m。該巷沿3下煤底板掘進。

3下煤層覆存深度大、強度高、彈性大、脆性大,能積聚較多的彈性能,且其頂板厚度大、堅硬,符合衝擊危險煤層的基本特征。可以判斷在一定條件下,能產生衝擊地壓危害。本文數值模擬對模型采用虎克-布朗(Hoek-Brown)強度準則: (1)式中: 為岩石峰值強度的最大主應力; 為最小主應力; 為煤岩單軸抗壓強度; 為材料常數,它們取決於煤岩性質和原始破裂狀況。此外,當拉應力超過材料的抗拉強度時,材料單元發生拉破壞。

三維計算模型的長、寬、高設置為120m,120m和70m。由於計算模型主要考察巷道、頂板的變形和破壞情況及計算模型的單元所限,對計算模型單元采用不等分劃分(見圖1)。計算模型共劃分有72000個立方體單元,模型側麵限製水平移動,底麵限製垂直移動,上部施加上覆岩層的自重應力。

本次數值模擬對模型進行適當的簡化,視上覆 圖1 計算模型單元網格劃分示意圖

岩層、煤層和底板為均質、各項異性材料,不考慮岩層和礦體中的結構麵、裂隙和軟弱夾層對強度的影響。同時隻對綜采沿空巷道圍岩破裂特性、範圍及應力應變分布進行03manbetx ,略去周期來壓對頂煤與直接頂破裂的影響。

3 計算過程及結果03manbetx

模型計算從形成原始應力場開始,由於6303輔順為沿空掘進巷道,東臨6302工作麵采空區,所以運算達到初始平衡後將模型左邊30m寬的煤層性質采用了弱化措施,作為初始應力降低區,其周邊圍岩受到較大集中應力,如圖2(a)所示。同時在模型中設了一係列點,從巷道開始掘進,就記錄下這些點的位移與應力變化情況。計算時,首先在模型中形成順槽和切眼,即在相應空間中把實單元變為空單元。然後,工作麵每推進4m記錄一次計算結果。由於工作麵的不斷推進,采空區和跨落區始終處於運動和變化之中,致使計算過程需要不斷變換跨落區材料單元的力學參數和跨落區域。采空區跨落的矸石用一種彈模和強度較小的材料單元替代。

從最大主應力的等值圖(圖2(b))03manbetx 可知:支承壓力的峰值出現在6303輔順實體煤側距煤幫距離約7~9m,分析其受較大集中應力的原因為:①6303輔順掘進後,其巷道兩幫煤體受到塑性破壞,支承能力降低,應力向附近區域轉移。②由於老頂堅硬且厚度大,6302工作麵采空區頂板未能完全跨落,造成實體煤側受到集中應力。因此在采空區邊緣煤體內出現集中應力,且距離沿空巷道較近,從而在巷幫與集中應力區之間產生較大的應力差,使巷幫產生破壞,集中應力向煤岩體深部轉移。在地質構造附近及煤層賦存異常的地點,這種應力轉移不能正常進行,產生局部應力集中,並積聚大量能量。在能量積累到一定程度時,再受到某種擾動,則會出現衝擊地壓顯現。

在煤礦實際操作中,其目前常用的解除衝擊危險的措施為卸壓爆破法及鑽孔卸壓法,濟三煤礦先是采用大直徑鑽孔卸壓的方法。共計施工卸壓孔6個,深度8.3m~18.5m,終孔直徑分別為56mm、110mm、130mm。但由於煤層內應力集中,施工過程中卡鑽現象較嚴重、抽鑽杆困難、孔內煤炮聲頻繁。由於施工卸壓孔困難,難以達到卸壓的目的,決定采取卸壓爆破法。由於6303輔順臨近6302采空區,采空區上覆裂斷岩梁與6303輔順及保護煤柱上覆岩梁之間以砌體梁的狀態存在,通過爆破,將砌體梁破斷,或利用爆破在頂板中形成裂隙,破壞其整體性,降低其強度,釋放因壓應力而聚集的能量。卸壓爆破從工作麵煤壁處開始,至輔順1800m處,分別對頂板和實體煤幫進行卸壓爆破。卸壓爆破是利用爆破形成的衝擊波以最大限度的釋放煤體中聚集的彈性能,形成卸壓破壞區,使應力集中區向煤體深部轉移。

由於FLAC軟件是靜態有限差分程序,它對爆破動態作用過程無法處理,因此,本文在模擬過程中,對爆破範圍內的頂板與煤體采用了弱化措施,即在模型計算過程中降低相應單元的強度和彈模。圖2(c)為采取卸壓措施後的最大主應力等值圖。

從不同時期最大主應力的等值圖(圖2)分析可知:煤層中支承壓力分布具有明顯的分區特征,即在未掘進順槽時,應力集中區分布在6302工作麵采空區的兩側(圖2(a));順槽開挖,隨著工作麵地推進,應力集中區一處在6303輔順實體煤側距煤幫約7~9m,另一處則位於6302工作麵采空區一側深處,6303順槽圍岩的最大主應力值明顯降低(圖2(b))。在順槽中采用卸壓方案後,巷道圍岩出現卸壓破壞區,集中應力區明顯向煤體深部發展至10-14m(圖2(c))。

圖3為卸壓前、後最大主應力的等值圖。從圖3可以看出,較大應力集中區在圖中顯示為平行於回采巷道的長帶,采用卸壓方案後,回采巷道圍岩受到的集中應力向煤體深部轉移約3~5m (圖中每一個網格的長和寬都代表實際大小2m),在6303順槽實際測量結果為2~3m。平行於工作麵煤壁前方6m左右處也為應力集中區,但其集中營力值較小。這塊矩形煤體邊角處,回采巷道實體煤側的集中應力與工作麵煤壁前方的集中應力在其區域內疊加,致使該處受到最大集中應力,因而能量最容易積聚,又由於該區域不斷地受開采擾動,可以認定邊角處煤體最容易發生衝擊危險。在采用卸壓方案後,應重點檢驗該區域的卸壓效果。

圖4為布置在模型回采巷道圍岩部分測點處位移變化曲線圖。其中1~6號測點布置在6303順槽實體煤側,它們從掘進6303順槽開始,一直記錄到工作麵推進距2、4、6號測點4m處。其中1、2號測點距煤幫6m,3、4號測點距煤幫10m,5、6號測點距煤幫14m。它們記錄的位移變化情況如圖4所示。 從圖4中可以看出:在順槽掘進至工作麵切眼完成階段,明顯出現位移為1、2號測點處,其原因是1、2號測點距煤幫僅6m,順槽掘進使其圍岩應力集中,1、2號測點處受其影響從而產生變形。3、4、5、6號測點位於圍岩深部,此時基本不受影響。由於1號測點附近順槽先被掘出,1號測點的位移數值略大於2號測點。隨著工作麵的推進,回采巷道圍岩的應力集中區逐漸向深部轉移。3、4號測點處也產生位移,5、6號測點處不受影響,1、2號測點處位移逐漸增大。對回采巷道采用卸壓方案後,應力集中區進一步向圍岩深部轉移。5、6號測點處也產生位移。1、2、3、4號測點處位移值明顯增大。在工作麵推進至距2、4、6號測點4m處,這三點處位移值都急劇上升說明煤壁前方4m處煤體已發生塑性破壞。

在現場觀測可以發現靠近6303輔順的工作麵經常因煤體破碎而使煤壁自動垮落因而有5~10個支架超前推進。結合圖3、4可以看出:在巷道圍岩深部發生較大支承壓力集中時,其應力集中區域會發生形變,若煤質性脆,硬度低,煤體則會發生較大損傷。在工作麵推至其附近時,由於該區域煤體承受較大的應力差,再受到采動擾動,就會發生自動垮落現象。以此可以對綜采麵的衝擊地壓危害進行預警:在有衝擊地壓危害的綜采麵,采取卸壓措施後,集中應力往煤岩體深部轉移,煤壁自動垮落位置應穩定且距回采巷道較遠。在地質構造附近及煤層賦存異常的地點,這種應力轉移不能正常進行,產生局部應力集中,並能積聚大量能量。此時若跨落位置向回采巷道方向偏移,表明較大應力集中區域位於距回采巷道較近位置,應對該段采取卸壓措施及相關的安全措施。

4現場衝擊危險檢測

在6303綜放麵衝擊地壓治理整個過程中,進行了全程礦壓專項觀測,檢測卸壓爆破效果,進一步監測衝擊危險區域,判斷衝擊危險解除與否。采用的方法有:①電磁輻射儀監測,②用鑽孔窺視儀檢測頂板爆破效果,③鑽屑法檢測衝擊危險及卸壓效果。

5易發生衝擊地壓段工作人員避險措施

據濟三煤礦幾次發生衝擊地壓的記錄資料,可以發現發生衝擊地壓處都在距工作麵100m範圍內的輔順段,而且當時采煤機多在工作麵遛尾處工作。此現象說明動壓是誘發6303輔順發生衝擊地壓的重要原因之一。為此規定:采煤機向溜尾方向運行,在通過100號綜采支架後(共161個支架,溜尾處為161號),工作人員禁止通過輔順的超前支護段。同時在回采過程中加強對輔順超前支護段錨網支護,避免在發生衝擊地壓時造成人員傷亡。

6主要結論

(1)FLAC有限差分程序能較好地模擬綜放開采煤層頂底板及兩幫煤體移動變化規律、深部煤岩體受載及變形破壞規律、煤層應力變化及轉移規律,在采礦工程計算領域值得推廣。

(2)所采用的鑽孔卸壓法與卸壓爆破法能有效地使應力集中區域向圍岩深部轉移,減小了在綜放開采回采巷道內發生衝擊危險。

(3)煤體邊角處為最大應力集中區,能量最容易積聚,由於該區域不斷地受開采擾動,可以認定邊角處煤體最容易發生衝擊危險。在采取卸壓措施後,應重點檢驗該區域的卸壓效果。

(4)工人在生產過程中通過觀測煤壁垮落位置來判斷應力集中區域是否靠近回采巷道,從而能及時采取卸壓等措施消除衝擊危險。

(5)在工作麵超前支護段加強錨網支護,並規定采煤機在附近工作時禁止人員該段通行,避免因衝擊地壓造成工作人員傷亡。

參考文獻:

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[2] 樊克恭,翟德元,馮夕文.小采放比綜放開采頂煤放出特點[J],礦山壓力與頂板管理,2002.№2:3~5

[3] 高延法, 張慶鬆. 礦山岩體力學[M], 徐州:中國礦業大學出版社, 2000.

作者簡介:周林生(1981-),男,浙江溫州人,碩士研究生,主要從事礦山壓力與岩層控製方麵的研究。E-mail:zls_303@163.com

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