综放采场顶煤破坏影响因素的数值试验研究

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直接顶岩层力学特性对综放采场煤岩破坏的影响规律

直接顶岩层力学特性对综放采场煤岩破坏的影响规律
2 1 直接 顶与顶煤 的宏 观破 坏规律 . 实验研 究表 明 , 放 采场 顶煤和 直接顶 随工 作 综 面推 进 和老 顶 回转 角 的 增 大 , 断 裂 破 坏 程 度增 其 大. 因此 , 顶 的位 态是 促使 顶 煤 和直 接 顶变 形破 老 断 的外部 因素 。 老顶 同一 位态条件下 , 在 顶煤 、 直接 顶 的破 坏状 况则 和顶煤 与 直接 顶 的相对 强度 和相 对 厚度有 关 当直接顶 相对 于顶煤 的强度 较小 时 , 如两者 强度 之 比为 0 5 变形 破坏 主要 发生 在直 接 ., 顶 内, 直 接顶 越 厚其 变形 破 坏 越 明显 ; 且 当直 接顶 相 对 于 顶煤 的强 度较 高 时 , 如两 者强 度 之 比为 3 , 变 形破 坏则主要 发生 在顶 煤 内, 直接 顶厚 度越小 且 顶煤 的破 坏程度 越 明显 ; 当直接 顶相对 于顶煤 的 强 度 较 为接 近 时 , 如两 者 强 度之 比为 l2 顶煤 与 直 _, 接顶 内的变形 破 坏 比较 均 匀 , 且直 接 顶厚 度 越小 ,
分析综放采场直接顶与顶煤的相互作用及影响, 对
于综放 采 场支 架 与 围岩关 系 的进一 步 研究 具 有 重 要 意 义
1 实验模型及实验条件
实 验 采 用平 面应 力模 型 。采 用 几何 相 似 比为 ll : 的大 比例模 型研 究 采场 支架 围岩 关 系 。实验 研究 主要 分 析直 接 顶岩 层条 件 变化 后 所 引起 的直 接顶 和顶 煤 的变 形破 断规 律及 对 支架 围岩 关 系的 影响, 因此 , 实验 中顶煤 的 强 度及 厚度 保 持 不变 而
变化直接顶相对于顶煤的强度及厚度 实验模拟 的 岩层条 件及 实 验条件 如表 l所示 。

综采放顶煤采出率影响因素分析

综采放顶煤采出率影响因素分析
煤矿技术
综采放 顶煤采 出率影响 因素分析
刘 涛
( 山西汾西新 阳煤 业有 限责任公 司 ,山西 汾阳 0 3 2 3 0 6)
【 摘
要 】综合机械化放 顶煤开采 已经成为我 国厚煤层开采的
主要方 法之一 ,顶煤 采出率一直是 综放 开采 中的一个核心 问题 。本 文分析 了放顶煤放煤机 理 ,阐述 了影响放顶煤采 出率的关键 因素 ,
提 出了提 高综放 工作 面顶煤 采 出率的技 术措 施 ,旨在为 同行提供参
考。
【 关键词 】 综放 工作 面;回采 率;放煤理论 ;技术措施
引 言 目前开采 厚及 特厚煤层 的矿 井主要 应用 了综采放 顶煤 开采技
Hale Waihona Puke 术 。放顶煤采煤法 ,就是在厚 煤层 中,沿底 分层进行采煤 ,支架移 出后, 由于矿 山压力 的作用使 上部 顶煤和顶板冒落,通过液压支架 上的 “ 天 窗”将松散 顶煤 回收 。 目前我国综放工作面平均回采率只 有7 9 % ,综放面回采率维持在较低的水平,远低于 《 煤矿安全规定》 规定标准 。改善 和提 高综放 开采过 程中的关键性技术 ,对完善综放 开采具有很重要 的现实指导意义 。 1椭球体 放煤理论 煤块 从采 场内是按近似椭圆球体形状流 出来 的,即原来所 占的 空 间为一个旋转椭球体 ,如 图 1所示 。在放煤过程 中形成 的椭球体 称为放 出椭球体 1 ,停止扩展而最终形成的椭球体称为松动椭球体 3 ,放煤后形 成放 出漏斗 2和移动漏斗 4 。如果放顶煤高度为 h ,则 放 出椭球体 1 长轴为 2 a ,近似于 h ,短轴为 2 b 。高度为 h的水平煤 岩分界面将 下降为一漏斗面 2 , 由于下降时煤岩 的滚动 ,漏斗面实 际上是 由一定厚 度的混矸层组 成,最大直径近似于 4 b 。生产实践表 明,放 出椭球体 短轴与长轴 的关系式如下 : b 1 = ( 0 . 2 5 ~0 . 3 ) h / 2 从放 煤理 论上讲,放出椭球体表面上 的颗粒将大体上 同时到达 放煤 口。放煤 的同时,放出椭球体周围的煤岩也将 向放煤 口移动 , 充填放 煤留下的空间 ,且与放 出椭球体相似 ,为一松动椭球体 ,其 高度 H =( 2 . 2 ~2 . 6 ) h 。由于工作面支架上的放顶煤 口互相 临近 ,放 煤 时放煤 口间距 1直接影响放煤效果 。当 l >2 b 时,当第二个放煤 口放煤 时,不会因 己放过第一放煤 口而发生混矸现象 ,但放煤 口之 间有脊背煤损 , 越大 ,脊背 煤损越 大; 当 l <2 b 时,如放煤 高度 仍为 h ,必将有一部分矸石混入放 出的煤 中,但脊背 煤损 明显降低 。 因此, 在一定放煤高度条件下 , 合理确 定放煤 口间距 是十分重要的。 2 顶煤采出率影响 因素分析 2 . 1采放 比对顶煤冒放 的影响 在一定的地质条件下顶煤中松动椭球体高度 H是一定的 ,因此 适当加 大底煤的开采高度 ,可 以提升 冒落椭球体在煤层 中的高度, 避免椭 球体顶部没有达到顶煤顶部 ,造成部分顶煤遗 留在采空区。 从另一个角度考虑,为 了充分发挥矿 山压力 的破煤作用 ,也必须根 据具体 的地质条件采取合理 的采放 比,适 当增大采放 比,减 小放煤 高度,让更大范围的顶煤破碎到合理的块度。 综合机械化放顶煤开采 中,上 下顶煤压裂 效果存在 差异,下部 靠近采场 空间,即有 自由面,又有支架反复支撑挤压,松动效果好 , 冒落块度小 ;上部则 因三 向受挤 ,破碎 和松动 效果差,故冒落块度 大,容易形成铰接滞后冒落

放顶煤开采顶煤移动与破坏规律的数值分析

放顶煤开采顶煤移动与破坏规律的数值分析
煤 内 的应 力变 化 和移 动特 点 , 了解 顶煤 内应 力 变化 规 律和 移 动规 律 , 将有 助 于对 顶煤 破碎 规律 的 分析
研 究 , 于提 高煤 炭 回收 率 具 有 重要 意 义 , 时也 对 同
可为顶煤松动爆破参数设计和支架合理工作 阻力 的确 定 提供 依 据 。本 文利 用 F AC .5程 序 , L 22 以安
场 上方 煤 岩层 活 动规律 也 发 生 了较大 的变 化 , 同时
定距离的要求 , 模型沿走 向方 向取为 2 0m。本模 0 型均为四边形单元 , 为了更精确地分析顶煤和顶板 的 运 动 及 应 力 分 布 规 律 , 开 采 范 围 内尤 其 在 顶 在 煤、 直接顶和老顶 内网格划分较密。单元沿工作面 推进 方 向上长 度 为 18m, 当于 现 场每 班 开采 一 . 相 个单 元 。边界 部 位单 元 划分 稀疏 , 样 既满 足 了精 这
1 模 型 的 建 立 及 参 数 的 确定
以淮 南 新 集 煤 矿 1 3号 煤 层 的 围岩 条 件 为 原
型 。1 3号煤 为复 杂 结构 ; 位顶 煤厚 平 均 2 2 上 .6 m, 下 位煤 层 厚 平均 3 3 中 间夹 矸厚 平 均 1 2m。 .8m, . 计 算 模 型 选 用 平 面应 变 模 型 , 算 平 面 沿工 作 面 计


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淮 南 工 业 学 院 学 报
20 0 2年第 2 2卷
详 细 地反 映顶 煤 和岩 层 的运 动 及应 力分 布 规律 , 在
靠 近 来 压 阶 段 , 推进 1 8m 建 立 一 模 型 , 时在 每 . 同
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22 第 02卷 9月 3期 0 2年 第

综放顶煤压裂损伤参数研究

综放顶煤压裂损伤参数研究

得损伤 变量、 损佶 系数、 煤体 常数与煤体压 裂强度 和开采深度 的关 系, 以厦损 伤 变量 随工作 面推 进 的变化 关 系, 文章结论是 : 实验 所得 损伤参敷 变化规律是可信的 , 损伤 变量 D 随工作面的推进呈指敷 函数 变化 , 这一规 律对预测 支承压力分布和顶煤 冒放特 性有重要意 义。
C — E 一 ( £一 )

损伤场 和损 伤量愈 大 。 忻 州 窑矿 8 1 、 书院矿 13 6面、 9 4面 古 0 3 石圪 节 矿 2 u 面顶煤 变形 曲线见 图 1 由图可见 , 3 三个 面
对 一0 则求 得 ,

二 _ 卫
( 一 0
() 4

, 1

— 面
E( 1一 D ) £ ( ) 1
一 【9) 【) )2 . 6
式中
D 为 材料 的损 伤变 量 , 于煤 体来 说 , 的 对 D
可见损伤系数 C随煤体压裂强度 的增大而
减 小 , 材料 常 数 一随 煤 体压 裂 强 度 的增 大 而 而 增大 , () () 将 3 、4 式代人 () 2 式得 :
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,m
X/m 0 -0 1 2 0 1 0 0 l 0
4 0
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图 1 顶煤变形 曲线
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文 章 编 号 :0 3 5 2 ( 0 9 0 0 0 0 10 9 3 2 0 ) 1 0 9 3
综放顶煤压裂损伤参 数研究

煤层顶底板破坏深度计算

煤层顶底板破坏深度计算

煤层底板破坏深度计算目前,国内外对底板破坏深度的研究已经有许多种方法,本次研究主要是运用弹塑性力学方法结合莫尔—库仑(Mohr-Coulomb)强度理论,依现场观测数据为依据,辅助进行计算机数值模拟,综合计算显德汪矿9#煤层底板岩体受采动影响的最大破坏深度,并提出该矿区9#煤层底板破坏深度的经验公式,为企业的安全开采提供科学依据。

6.1底板岩体破坏带空间分布形态许多学者对煤层底板采动影响规律进行了研究,提出了煤层底板岩体采动带的空间分布形态。

6.1.1近水平煤层煤层回采后,其顶板以冒落角ψ向上冒落,最终形成顶板中部冒落的比较充分,采空区在中部充填较密实,而在采空区两侧顶板冒落得最不充分,充填不实(图6-1)。

煤层底板在采空区两侧有较大的自由空间,在地应力作用下,底板岩体能够充分膨胀,产生较多的采动裂隙,近水平煤层在采动边缘下方附近岩体的破坏深度最大。

图6-1煤层顶板岩体冒落示意图煤层底板中破坏带的形态也可用计算的方法得出。

考虑到底板岩体的受力状态,以图6-2中的X1X I剖面作为计算模型,作用在弹性表面某一局部面积上的力系,被作用在同一局部面积上的另一静力等效力系所代替,则载荷的这种重新分布,只在离载荷作用很近的地方才使应力的分布发生显著变化,在离载荷较远处影响极小。

图6-2中的X1X I剖面的应力分布图形可采用等效模型(图6-3)代替。

图6-2中等效应力q=(n+1)P0/2,作用宽度为工作面端部至应力峰值距离(x a)的图6-2长壁工作面支承压力分布图图6-3 底板上应力简化示意图(P 0─原始应力)2倍,即L =2 x a 。

煤层底板内岩体自重产生的应力为γz ,在平面应变状态中,底板岩体任意点M 的主应力为:(6-1)(6-2)(6-3)在多向应力作用下,岩体发生破坏时服从Mohr-Coulomb 破坏准则,即 σ1-Kσ3=Rc ,将(6-1~6-3)式代入上式后,得:zqvaγπσσυσ22)(312+=+=z q γααπσ++=)sin (1z a a q γπσ+-=)sin (3YY剖面X 1X 1剖面X 2X 2剖面Y(6-4)式中:R c ─岩体的单轴抗压强度;γ─岩体的容重。

综采放顶煤采场厚层坚硬顶板稳定性分析及应用

综采放顶煤采场厚层坚硬顶板稳定性分析及应用

综采放顶煤采场厚层坚硬顶板稳定性分析及应用一、本文概述本文旨在深入研究综采放顶煤采场厚层坚硬顶板的稳定性问题,探讨其在实际工程中的应用。

随着煤炭开采技术的不断发展,综采放顶煤技术已成为煤炭行业的一种重要开采方式。

在综采放顶煤采场,厚层坚硬顶板的稳定性问题一直是制约安全生产和技术进步的关键问题。

本文通过分析厚层坚硬顶板的稳定性因素,提出相应的控制措施,以期提高综采放顶煤采场的安全性和生产效率。

本文首先介绍了综采放顶煤采场厚层坚硬顶板的特点和稳定性问题,阐述了顶板稳定性的重要性和研究意义。

通过对国内外相关文献的综述,总结了目前关于综采放顶煤采场厚层坚硬顶板稳定性研究的现状和进展。

在此基础上,本文重点分析了影响综采放顶煤采场厚层坚硬顶板稳定性的主要因素,包括地质因素、开采因素、支护因素等。

同时,结合工程实例,对厚层坚硬顶板的稳定性进行了深入的分析和研究。

本文还提出了一些针对综采放顶煤采场厚层坚硬顶板稳定性控制的措施和建议,包括优化开采布局、改进支护技术、加强顶板监测等。

这些措施和建议可以为实际工程提供有益的参考和指导,有助于提高综采放顶煤采场的安全性和生产效率。

本文总结了研究成果和结论,指出了研究中存在的不足和需要进一步研究的问题,为今后的研究提供了方向和思路。

本文旨在深入分析综采放顶煤采场厚层坚硬顶板的稳定性问题,提出相应的控制措施,为实际工程提供有益的参考和指导,促进煤炭行业的安全生产和技术进步。

二、综采放顶煤采场厚层坚硬顶板的特点综采放顶煤采场厚层坚硬顶板是一种特殊的采煤工作环境,具有一系列独特的特点。

这种顶板的厚度较大,往往超过常规的采煤工作面顶板,这使得在采煤过程中需要面临更大的顶板压力。

这种压力不仅来源于顶板的自重,还来源于采煤机械作业对顶板的扰动。

厚层坚硬顶板的强度高,不易变形。

这种特性使得在采煤过程中,顶板能够保持较好的稳定性,但同时也增加了采煤的难度。

因为在采煤过程中,必须采取适当的措施来防止顶板突然垮落,以免对采煤工人和设备造成危害。

大倾角松软特厚煤层综放开采可行性研究

30
张红义 魏宗勇 杨小顺 等 大倾角松软特厚煤层综放开采可行性研究
2019年
大倾角松软特厚煤层综放 开采可行性研究
张红义1,魏宗勇2,杨小顺1,曹东强2
(1.霍州煤电集团有限责任公司,山西 霍州 035100;2.西安科技大学 安全科学与工程学院,陕西 西安 710054)
摘 要:为论证霍州汾源煤业 5#大倾角松软特厚煤层综放开采可行性,在煤层强度、赋存深度、顶 板情况、煤层结构和节理裂隙等 5个主要方面进行了顶煤冒放性评价。并采用 FLAC3D数值模拟软 件对 5#煤层顶煤冒放性进行模拟研究,得到综放开采顶板的破坏状态、岩层矿压显现规律。研究 表明,5#煤层采用综放开采,顶板应力平衡状态破坏,初采期间顶煤冒落较好,顶板破坏能达到 40 m以上,随工作面推进,顶煤可随采随冒,冒放性较好,该煤层可采用综放开采的采煤方法。 关键词:大倾角;特厚煤层;综放开采;冒放性;可行性分析 中图分类号:TD823 文献标志码:B 文章编号:1671-749X(2019)05-0030-05
Feasibilitystudyoffullymechanizedcavingminingwith softextrathickcoalseamsandlargedipangle
ZHANGHongyi1,WEIZongyong2,YANGXiaoshun1,CAODongqiang2
(1.HuozhouCoalandElectricityGroupCo.,Ltd.,Huozhou035100,China; 2.SchoolofSafetyScienceandEngineering,Xi’anUniversityofScienceandTechnology,Xi’an710054,China)
第 5期

浅析综放开采煤炭损失的分析及提高回收率的途径


下, 煤炭开采技术的研究必须面向国内外两个市 煤炭的放出率。

沿詈孳圭喜 ̄ 誊蚤毒 ( 煤 距 损 。 想放 步 应 2、放煤 工艺参数的 确定综采 放顶煤的 工 苎 , 。 尊 2 步 的失 理 的 煤 距 向 譬 誊 A 篡 ,f .t 黧竺 耋 - ) 放 储 立足于煤炭工业 中长期发展 战略所必须的 是 { 备 使 林 砉J 刘 艺参数 主要 包括放煤步距 、放煤方式和放煤 方 1 寸 一 J 1 l¨ 一H
促使顶 煤向放煤 I方 向 q 此外 , 支架 的架形 、移 架速度 、放煤速 度 的水平 分力指 向煤壁 , 并且随着煤 层倾 角的加 大 , 顶煤放出的效 些损失 有的是可 以避免和 减少的 , 有的则 是不 及放煤工 的素质等都会对顶煤的损失造成一 定 运动 , 果更佳。同时俯采时采空 区侧的矸石向放煤 口 可避负的。 . ’ 的影响 , 从而造成顶煤的 回收率降低 。 定的损失 , 一是放煤 工艺造 成的煤炭损失 , 而这 1 、放 顶煤开 采设计造 成的损失
() 2 开采 参数的 影响 。如工 作面长 度 、工 柱及其它( ) 2 。 % 作面推进距离( 采区走向长度) , 等 增大 工作面长 }
() 2 工艺 造成 损 失量 ( 1 。 工作 面浮 煤 提 高综 放 回收率 的管 理应 做好 以 下几 方面 工 5 %) 作 度 可使顺槽 煤柱损 失的比率 减少 , 而加 大工 作 ( , 1 工作面首末采 ( )放顶 煤工艺(4 )其 ; : %) 4 , % 4% , ( ) 立 各种规程 的 实施规 定 、安 全技术 1 建 面推进度 则可降低首 、末采煤炭损失的 比率 。 它( ) 2 。 % 措施 和现场 管理方法 , 严格控 制丢煤 。针对具 () 末采 损失 。为 了确 保 回采空 间及支 3首 由此可 以看 出 , 放煤 工艺造 成的煤炭损 失 } 因地 制宜地 摸素出 合理的放 煤步距和 架撤除 时的安 全 , 工作 面首末采 时都人 为地 留 占4 %, 4 因此深入 研究综采放 顶煤工艺 , 最大 限 体 条件 ,

综放面压架事故产生原因分析及预防措施

综放面压架事故产生原因分析及预防措施陈存粮;樊海亮【摘要】根据山西天地王坡煤业有限公司3201工作面的具体地质概况,结合工作面顶板下沉影响因素,对压架事故原因进行分析,提出了压架事故的解决方案,并针对此次事故产生的原因提出事故预防措施,保证工作面的安全回采。

【期刊名称】《煤矿现代化》【年(卷),期】2016(000)002【总页数】3页(P21-22,23)【关键词】压架事故;综放工作面;影响因素;预防措施【作者】陈存粮;樊海亮【作者单位】山西天地王坡煤业有限公司,山西晋城 048021;山西天地王坡煤业有限公司,山西晋城 048021【正文语种】中文【中图分类】TD327.2在进行综采或综放采煤过程中,工作面压架事故由于顶板问题会时有发生,但是压架事故引起的原因会存在差异[1-2]。

顶板事故起数在各类煤矿灾害中已连续多年处于首位,据统计,2013年煤矿顶板事故发生274起死亡325人,比2012年减少92起,少死亡134人,但仍分别占全国煤矿事故总起数和死亡人数的45.4%和30.5%[3]。

随着煤矿支护技术与装备水平的提高,一次采出空间不断加大,顶板破坏高度及采动影响范围都随之增加,矿压显现更加强烈,即使一些装备先进的大型高工作阻力液压支架也仍然频繁发生压架事故,造成了巨大的经济损失。

本文针对山西天地王坡煤业有限公司3201综放工作面曾发生的压加事故进行原因分析并提出预防措施。

虽然当时综采部门紧急采取措施进行处理,压架事故得到解决,但该事故迫使生产中断,并引起工作面顶板进一步破碎,造成工作面多处出现不同程度的冒顶,所带来的损失不可估量。

为确保工作面的生产安全和正常推进,有必要对压架事故产生原因进行分析,并针对原因做好事故预防措施,为以后的安全生产做好保障。

3201 工作面为二采区首采工作面,工作面埋深为450~680m。

煤层平均厚度5.9m,倾角0~5°,煤体容重为1.44m3/t,煤层赋存稳定,切入工作面的陷落柱有3个,分别为YX1、YX2、YX3。

大采高综放顶煤冒放分析及端面冒顶的防治技术


效果 ,首先对 顶煤 进行 了理 论 分析 ,将 顶煤 变形 分为 三个 阶段 ,并 分析 每一 个阶段 顶 煤 的变形特 点 。在 此 基础 上 ,进 一 步通 过顶 煤位 移量 评价 可放 性 效果 ,认 为较硬 顶 煤在掩 护 梁上 方 出现 较 大 位移 。 由 于端 面 冒顶 受到 采 高的影 响 , 因此在 实际工程 背景 的 应 用 中还要 考 虑 防治措施 ,并给 出
及煤 自身 的赋存 条件 ,在 煤体 顶煤 内部 的裂 隙数量 和裂 隙
张开量开始变 化。一般 而言 ,在 顶煤 的裂 隙主 要表 现为三 种 ,即垂直裂隙 、水平裂隙 、与水平 方 向一 定夹角 的裂隙 ,
如 图 2所 示 。
变形 破坏可 以看作 张性破 裂。在微 小单元 中,可 以将煤 的
裂 隙的不 断发展和贯 通作 用下 ,由于裂 隙切 割作用 顶煤 最 终形成一个块 体群 ,块体 的几 何尺 寸对 顶煤 冒放性 具有 重
要影 响。 因此 ,根 据顶 煤变形 程度 的不 同 ,将顶 煤 变形 分为 三
个 阶段 … :微 变 形 阶 段 、 显 变 形 阶 段 、失 稳 阶 段 ,如 图 1
安分公 司从事煤矿设计工 作。
4 5




2 1 第 7期 0 1年
渐进入塑性 区 ,称在 此 阶段 的变 形为 显变 形 阶段 。在显 变
形 阶段 中,顶煤 的裂 隙进 一步 发育 ,垂 直裂 纹数 增多 ,裂 隙宽度增大 ,在 裂隙 的宽度增 大 的同 时向煤体 下部 扩 展和
介质 看作为弹性介质 。
12 显 变形 阶段 分析 .
随着工作面不 断推 进 ,顶煤 的变形 逐 渐增 大 ,顶煤 逐
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檭檭檭檭殐
综放采场顶煤破坏影响因素的数值试验研究
刘 宁, 杨永康, 康天合
3D
( 太原理工大学 采矿工艺研究所,太原 030024 ) 摘 要: 针对公乌素地区 16 号煤层实际情况, 运用正交试验方法和 FLAC 软件对顶煤破坏影响规律进行研究, 得 到对工作面控顶区内顶煤破坏影响因素的主次排序: 埋深 > 煤单轴抗压强度 > 工作面长度 > 支架支撑力 > 煤厚。 3D 关键词: 顶煤破坏; 综放开采; FLAC - 8725 ( 2013 ) 01 - 0065 - 03
收稿日期: 2012 - 03 - 07 ; 修订日期: 2012 - 11 - 12 51174141 ) 基金项目: 山西省科技攻关( 工业) 项目( 2011032101504 ) ; 国家自然科学基金资助项目( 50974093 , 作者简介: 刘宁( 1983 - ) , 男, 山西大同人, 在读硕士, 从事采矿工程及软岩控制工程研究工作 。
LIU Ning ,YANG Yong - kang ,KANG Tian - he
引言
煤过程中才开始出现松动, 致使其冒落在采空区难 以回收。煤层抗压强度愈大, 则煤层的粘结系数或 内摩擦角愈大, 使煤体达到破坏所需的应力也相应 地增大, 影响顶煤在矿山压力作用下的破碎程度 。 工作面长度越长, 采场矿山压力越大, 使顶煤进入支 架上方越易破碎, 有利于顶煤的放出, 但工作面越长 也增加了事故的发生率, 给生产管理带来困难。 支 架对顶煤的作用实质是使其产生变形失稳 , 使顶煤 支架支撑力小, 使端面上方顶煤的 的破坏得到发展, 变形增大, 造成端面顶煤的破碎; 支架支撑力大, 支 架后部顶煤的刚度相对较小, 变形增大, 支架后部顶 [2 ] 煤的破碎作用增强 。
Numerical Simulation of Effect Factors of Top Coal Damage at Fully Mechanized Mining Face
( Institute of Mining Technology,Taiyuan University of Technology, Taiyuan 030024 ,China) Abstract : According to the actual storage conditions of No. 16 coal seam in Gongwusu area,the orthogonal experimental design method and FLAC3D were applied to study the effect law of top coal damage. Research showed that the primary and secondary sequence of the five factors on top coal damage effects in fully mechanized top coal caving mining was: the coal deep > the uniaxial compressive strength of coal > the length of working surface > the anchorage force of stents > the thickness of coal seam. Key Words: top coal damage; fully mechanized top coal caving mining; FLAC3D
檭殐
Vol. 32 , No. 01 炭 技 术 2013 January, Coal Technology 檭檭檭檭殐 第 32 卷第 1 期 2013 年 1 期

檭殐
开采技术
0
综放开采的理论研究与工程实践均已证实, 放 顶煤工作的核心问题是顶煤的破碎和顺利放出 , 而 顶煤的有效破碎和冒落又是顶煤能顺利放出的前 [1 ] 提, 也是衡量放顶煤效果的主要指标 。 从提高顶煤的冒放性角度考虑, 影响顶煤破碎 煤体内的 和冒放性的因素有很多。 煤层埋深愈大, 应力值愈大, 顶煤的预破碎程度愈高, 使进入支架上 方的顶煤也愈易破碎, 煤层赋存深度对综放采场的 顶煤破碎效果有决定性的影响。过薄的顶煤相当于 一种伪顶, 随采随冒, 而且冒落也无规律可循; 顶煤 过厚时, 其上部顶煤很难得到充分松动破碎 , 直至放
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第 32 卷
在模型中, 煤岩层呈水平状态, 全厚模拟顶板。 计算中假设煤岩体分层均质各向同性, 初始应力为 静水应力场, 即垂直和水平应力均为上覆岩层重量 γH。模型的前、 后、 左、 右四侧仅约束水平位移, 底 上部模拟全厚, 为自由边 部约束水平和垂直位移, [5 - 6 ] 。 界。模型内各单元均考虑自重的作用 2. 3 模拟过程 1 地质概况 在计算 过 程 中, 沿工作面推进方向每次开挖 开挖高度 2. 8 m, 计算至平衡。以此循环, 直至 公乌素地区目前正在开采 16 号煤层, 埋深为 2 5 m, 245 m 。 , 在计算过程中 基本上按现场 ~ 200 m, 厚度为 7. 6 ~ 8 m, 平均 7. 8 m, 倾角为 8° ~ 工作面推进 顶板垮落规律来模拟顶煤、 顶板的垮 25° , 单轴抗压强度为 10 ~ 13MPa, 煤层节理裂隙发 监测的顶煤、 。 10 m , 直接顶初次垮落步距 育, 结构复杂, 含硫量高; 底板是厚度为 3 ~ 5 m 灰白 落 顶煤初次垮落步距 基本顶初次来压步距 25 m。 之后, 按照工作 色的细砂岩, 直接顶是深灰色的砂质泥岩或层状泥 15 m, 将煤壁后 5 ~ 10 m 的顶煤取出。 直 面控顶距 5 m, 煤层至地表的基岩属第四纪沉积 。 岩, 接顶垮落后, 按碎胀系数 1. 35 填充采空区。 直接顶 2 试验方案与结果分析 碎胀后厚度 16. 61 m。 基本顶周期来压 厚 12. 3 m, 10 m , 步距 将煤壁后 5 ~ 15 m 的基本顶周期性垮 正交试验法是研究与分析多因素试验的方法, 基本顶 和 上 覆 岩 层 垮 落 后 的 初 始 碎 胀 系 数 取 用部分试验代表全部试验的情况是其最大特点 。 正 落, 1. 2 , 上覆岩层垮落厚度根据各方案所开采的煤层厚 交表 有 正 交 性、 代表性和综合可比性的基本性 [3 - 4 ] 度不同而异。 。 质 2. 4 顶煤破坏性的评价方法与评价指标 2. 1 试验方案 放顶煤开采的顶煤回收率取决于顶煤可放性。 根据国内外现有的综采放顶煤开采理论技术, 顶煤可放性是指放顶煤开采时支架上方煤体在支承 结合公乌素地区 16 号煤层赋存条件, 研究分析煤层 冒落性和放出性。 顶煤可放 赋存深度、 煤层厚度、 工作面长度、 煤单轴抗压强度 压力作用下的破碎性、 。基于极限平衡理论和 性的好坏取决于其破坏程度 和支架支撑力等 5 个因素对工作面控顶区内顶煤破 并依据由煤壁前方到支架上方支承 坏的影响规律。将影响顶煤压裂的 5 个因素分别取 现场观测结果, , 压力变化和作用 顶煤变形、 破坏、 移动和松动放出 以下 5 个值, 见表 1 , 确定此次试验为 5 因素 5 水平 [1 ] 在数值计算中引入顶煤破坏系数的概念 。 过程 , 问题。采用正交设计方法得出 25 个计算方案。 表 1 试验方案中考虑的因素与水平 在工作面推进过程中, 顶煤逐渐由弹性变形进 , 。 入塑性变形 煤壁前方支承压力出现先增后降过程 厚度 长度 强度 给定支 深度 水平 , /H /m /M /m /L /m / Rc / MPa 在支承压力达到峰值点之前煤体呈弹性变形状态 架力 / kN 顶煤处于原生裂隙闭合和压缩状态; 在支承压 100 5 100 3 3 000 Ⅰ 支承压力逐渐降低, 顶煤单元破 力达到峰值点之后, 200 7 175 7 6 000 Ⅱ 300 9 250 11 9 000 Ⅲ 坏程度逐渐升高, 顶煤破坏程度与支承压力降低量 400 11 325 15 2 000 Ⅳ 之间存在对应关系。依据岩石力学的库仑—摩尔强 500 13 400 19 15 000 Ⅴ 定义顶煤各单元破坏程度的大小 , 称其为破 度理论, 2. 2 试验模型 碎系数 Z 。然后将单元破碎系数加权平均, 即可得 3D 采用 FLAC 有限差分软件对 16 号煤层综放开 到反映顶煤总体破坏程度的综合指标量值 Y。 定义顶煤单元的破坏系数 Z : 采过程中, 采场的三维应力分布和顶煤的破坏规律 16 号 进行数值模拟, 计算模拟 16 号煤底板厚 30 m, Δσ1 Z= ( 1) 7 m, 9 m, 11 m 和 13 m, 1 + sinφ 煤厚分别为 5 m, 顶板岩层 Rc + Δσ3 1 - sinφ 200 m, 300 m, 400 m 和 500 m, 分别为 100 m, 则不同 , 式中 Δσ1 为支承压力峰值后最大主应力降低 方案模型高度为 135 ~ 543 m。 在工作面推进方向 MPa; Δσ3 为 支 承 压 力 峰 值 后 最 小 主 应 力 降 低 起始端侧留 50 m 实体煤, 工作面推进长度 245 m, 量, MPa; R c 为顶煤的单轴抗压强度, MPa; φ 为顶煤 停采线前方留 85 m 实体煤, 则模型的长度均为 380 量, m。工作面长度分别为 100 m, 175 m, 250 m, 325 m 的内摩擦角。支承压力达到峰值之前, 顶煤处于弹 定义其破坏系数 Z = 0 。 当支承压力越 和 400 m, 工作面长度方向两端各取 30 m 实体煤 性变形阶段, 顶煤部分单元屈服破坏, 其屈服破坏单 柱。考虑对称性, 沿工作面长度方向取一半, 则不同 过峰值之后, 其值越大, 破坏程度越高。 方案的模型宽度为 80 ~ 230 m。 取工作面推进方向 元的破坏系数 Z > 0 , 在对计算结果进行分析时, 取支架控顶区域顶 为 X 轴 ( 模 型 长) , 工作面长度方向为 Y 轴( 模型 宽) , 垂直方向为 Z 轴( 模型高) 。 煤的单元进行分析。 由于单元体积大小不等, 所以 文中针对公乌素地区 16 号煤层的实际赋存情 况, 在其综放开采过程中, 采用正交试验方法, 运用 3D FLAC 有限差分软件对顶煤破坏的影响规律进行 主要研究了埋深、 煤厚、 煤单轴抗压强度、 数值模拟, 工作面长度和支架支撑力等 5 个重要因素对顶煤破 坏的影响规律。
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