Hydraulic cutting cooperative pressure relief and permeability enhancement technology in low permeability outburst coal seam
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摘要: 针对单一水力割缝对于低透气性厚煤层或存在夹矸煤层的增透卸压效果不理想的问题,以冀中能源有限公司东庞煤矿21212工作面为研究背景,提出了上下煤层水力割缝协同卸压增透技术:根据煤层具体构造,在上下煤层各自进行一次水力割缝施工,上下煤层的2个槽缝产生的裂缝继续起裂、扩展与延伸,致使水力割缝孔之间的煤体裂隙充分发育,形成互相贯通的立体裂隙网络,产生协同卸压增透作用,扩大有效抽采半径。为更加合理布置水力割缝试验孔间距,采用FLAC 3D软件建立了水力割缝协同卸压物理模型,确定了水力割缝水压为30 MPa、出煤量为4.5 m3(缝宽为0.3 m,缝深为1.57 m,上下煤层双割缝)和出煤量为6 m3(缝宽为0.3 m,缝深为1.78 m,上下煤层双割缝)的煤岩的理论有效抽采半径分别为4.5 m和4.8 m。为确定水力割缝的增透效果,对比了出煤量为4.5 m3的试验孔S1和出煤量为6 m3的试验孔S2与不割缝钻孔的抽采效果,结果表明:不割缝钻孔的平均瓦斯抽采体积分数为22.38%,平均瓦斯抽采纯量为0.206 m3/min;割缝钻孔S1的平均瓦斯抽采体积分数为75.73%,平均瓦斯抽采纯量为0.382 m3/min;割缝钻孔S2的平均瓦斯抽采体积分数为86.91%,平均瓦斯抽采纯量为0.454 9 m3/min。与不割缝钻孔相比,采用水力割缝增透措施后,煤层透气性得到很大提高,瓦斯抽采体积分数提高了约4倍,瓦斯抽采纯量提高了2倍左右,瓦斯抽采效果好。根据瓦斯压力降低法实测有效抽采半径,可得出煤量为4.5,6 m3的水力割缝的有效抽采半径与抽采时间的关系,抽采时间为30,60,120,180 d时,出煤量为4.5 m3的水力割缝的有效抽采半径为4.9,5.5,6.1,6.5 m,出煤量为6 m3的水力割缝的有效抽采半径为5.1,5.6,6.3,6.7 m。综合考虑,最后得到了适合东庞煤矿的水力割缝技术施工参数:出煤量为4.5 m3,抽采时间为60 d,有效抽采半径为5.5 m,钻孔间距为7.7 m。Abstract: The effect of a single hydraulic cutting is not very ideal for thick coal seam with low permeability or coal seam with gangue to increase the permeability and release the pressure. In order to solve the above problem, taking the 21212 working face of Dongpang Coal Mine of Jizhong Energy Co. as an example, this paper proposes hydraulic cutting cooperative pressure relief and penetration enhancement technology in the upper and lower coal seam. According to the specific structure of coal seam, the hydraulic cutting construction is carried out once in the upper and once in the lower coal seam. The fractures generated by the 2 slots in the upper and lower coal seam continue to crack, expand and extend, resulting in the full development of coal fissures between the hydraulic cutting holes, forming a three-dimensional fissure network connected with each other. The network generates cooperative pressure relief and penetration enhancement effects, and expands the effective extraction radius. In order to arrange the test hole spacing of hydraulic cutting more reasonably, FLAC 3D software is used to establish a physical model of hydraulic cutting cooperative pressure relief. The hydraulic cutting water pressure is 30 MPa. One coal output is 4.5 m3 (cutting width is 0.3 m, seam depth is 1.57 m, double cutting in the upper and lower coal seams). Another coal output is 6 m3 (cutting width is 0.3 m, seam depth is 1.78 m, double cutting in the upper and lower coal seams). The theoretical effective extraction radii of these two types of coal rock are 4.5 m and 4.8 m respectively. In order to determine the effect of hydraulic cutting, the extraction effect of test hole S1 with coal output of 4.5 m3 and test hole S2 with coal output of 6 m3 and non-cutting extraction hole. The results show that the average volume fraction of gas extraction in the non-cutting extraction hole is 22.38% and the average pure volume of gas extraction is 0.206 m3/min. The average volume fraction of gas extraction in the cutting extraction test hole S1 is 75.73% and the average pure volume of gas extraction is 0.382 m3/min. The average volume fraction of gas extraction in the cutting extraction test hole S2 is 86.91%, and the average pure volume of gas extraction is 0.454 9 m3/min. Compared with the hole without cutting, after adopting hydraulic cutting to increase permeability, the permeability of coal seam is greatly improved. The gas extraction volume fraction is increased by about 4 times, the gas extraction volume is increased by about 2 times, and the gas extraction effect is good. According to the actual measured effective extraction radius of gas pressure drop method, the relationship between the effective extraction radius and extraction time of the coal output of 4.5 m3 and 6 m3 hydraulic cutting can be obtained. When the extraction time is 30 d, 60 d, 120 d and 180 d, the effective extraction radii of the 4.5 m3 hydraulic cutting process are 4.9 m, 5.5 m, 6.1 m and 6.5 m. And the effective extraction radii of the 6 m3 hydraulic cutting are 5.1 m, 5.6 m, 6.3 m and 6.7 m. After comprehensive consideration, the construction parameters of hydraulic cutting technology suitable for Dongpang Coal Mine are finally obtained. The coal output is 4.5 m3, the extraction time is 60 days, the effective extraction radius is 5.5 m, and the hole spacing is 7.7 m.
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0. 引言
急倾斜煤层由于倾角过大,是国际公认的难采煤层,但此类煤层在我国赋存范围广且由于特殊的成煤环境,多为优质稀缺煤种,已成为云南、四川、新疆、甘肃等省份许多矿井的主采煤层[1-2]。急倾斜煤层的安全、绿色、高效开采对我国具有重要的战略意义。
我国急倾斜煤层开采方法经历了正/倒台阶采煤法、俯伪斜密集支柱采煤法、伪倾斜柔性掩护支架采煤法等机械化程度低、劳动强度大、工人工作环境差、经济效益低的采煤方法[3-7]。现今我国较为先进的急倾斜煤层开采方法包括急倾斜水平分段放顶煤开采、走向长壁综放开采和走向长壁综采。急倾斜水平分段放顶煤开采适用于倾角50°以上、煤层厚度20 m以上的特厚煤层开采;急倾斜走向长壁综放开采广泛应用于倾角60°以下的急倾斜厚及特厚煤层开采中;急倾斜走向长壁综采在倾角60°以下的急倾斜中厚煤层可取得良好的经济效益。然而,对于倾角60°以上的急倾斜中厚煤层,由于倾角过大,工作面设备及围岩控制难度更大,长壁综合机械化开采方法亟待突破。
俯伪斜开采通过伪斜布置降低工作面倾角,可有效防止支架倾倒下滑,降低飞矸伤人损物事故发生概率[5]。但采用俯伪斜布置时回风巷与运输巷之间存在超前量,导致不能进行大角度的调斜,降低工作面倾角的能力有限。双斜开采是在俯伪斜开采的基础上,将回风巷与运输巷同样进行伪斜布置,从而减小巷道的超前量,进而可以布置更大的伪斜角,大大降低工作面倾角[8-10]。但由于双斜开采与俯伪斜开采工作面存在较大差异,其工作面布置需要与矿井开采设计相协调,并且由于推进方向的改变导致其采空区形状、顶板应力状态与俯伪斜开采时存在明显差异。本文以华蓥山煤业股份有限公司绿水洞煤矿3212工作面为背景,提出双斜开采的2类布置方式,通过物理相似模拟分析双斜开采工作面顶板垮落堆积特征及破断裂隙发育特征,并通过数值模拟分析不同推进距离时双斜开采工作面围岩应力演化特征,为实现我国60°以上急倾斜中厚煤层综合机械化开采提供理论依据。
1. 工程背景
绿水洞煤矿3212工作面位于打锣湾背斜西翼+350 m水平321采区南部,煤层倾角由北向南(推进方向)逐渐增大。将工作面以60°为界点分成2个部分进行开采,第1部分已回采完毕,第2部分煤层倾角多在60°以上,最大倾角达78°,煤层平均厚度为2.4 m,为典型的急倾斜中厚煤层。工作面机风巷均为南高北低。机巷长度为561 m,高差为99 m,平均倾角为16°;风巷长度为498 m,高差为66 m,平均倾角为10°。工作面平均推进长度为529.5 m,平均倾斜长度为100 m。煤层综合柱状图如图1所示。
2. 双斜开采布置特点
2.1 双斜开采布置
俯伪斜开采是从开切眼处进行旋转开采[11],使工作面回风巷超前于运输巷,达到伪斜布置的一种急倾斜采煤方法,其布置如图2(a)所示。但由于俯伪斜布置导致回风巷与运输巷之间存在超前量,超前量的增加导致俯伪斜开采并不能进行较大角度的调斜,所以降低工作面倾角的能力有限。为解决俯伪斜开采伪斜角过小的问题,提出双斜开采,其布置如图2(b)所示,主要应用于倾角60°以上的急倾斜中厚煤层。双斜开采共有2类工作面布置形式:① 将两巷伪斜布置(巷道与煤层走向方向存在夹角),工作面切眼垂直于巷道布置。② 先将两巷伪斜布置,再进行工作面的调斜,使工作面与回风巷成钝角、与运输巷成锐角。前者易于工作面的管理,后者因存在更大的伪斜角,可更大程度上降低工作面倾角。
图2中,α为真斜开采工作面倾角(煤层倾角),(°);β为第1类双斜开采工作面伪倾角,(°);γ为第2类双斜开采工作面伪倾角,(°);θ1为俯伪斜开采伪斜角,(°);θ2为巷道调斜角,(°);ω为第2类双斜开采工作面调斜角,(°);η为巷道伪斜角,(°);L1为俯伪斜开采超前量,m;L2为第2类双斜开采超前量,m。
在第1类双斜开采中伪斜角与巷道调斜角相等,根据空间几何关系可得第1类双斜开采工作面伪倾角:
$$ \beta=\arcsin \left(\sin \alpha \cos \theta_{2}\right) $$ (1) 第2类双斜开采伪斜角为巷道调斜角与工作面调斜角之和,根据空间几何关系可得第2类双斜开采工作面伪倾角:
$$ \gamma=\arcsin \left(\sin \alpha \cos \left(\omega+\theta_{2}\right)\right) $$ (2) 2.2 双斜开采优势与工程难点
双斜开采本质上是一种俯采技术,俯采主要在缓倾斜、倾斜煤层开采过程中遇到特殊地质构造时局部使用[12-14],而非作为具体的采煤方法应用于整个区段的回采过程,因此对双斜开采在急倾斜煤层的应用需要进行可行性分析。
1) 在工作面机械设备方面:受倾角效应作用,液压支架的防倒滑及飞矸问题一直是制约急倾斜煤层安全高效开采的主要因素[15-19],将工作面和巷道同时进行伪斜布置从而改变推进方向,可在俯伪斜开采的基础上更大程度降低飞矸事故发生的概率和伤人损物程度,但仍需加装柔性网和挡矸装置进行防范。伪斜工作面在每次移动刮板输送机时存在下滑量,当双斜开采工作面巷道调斜角与下滑量相适应时,可借助下滑量使刮板输送机在工作面的相对位置保持不变,从而减少工艺步骤,提高生产效率。为保证采煤机正常工作,对采煤机截割电动机加装防撞装置,改进油缸结构,增加采煤机抗矸石冲击能力;减小采煤机截深,并采用单向割煤往返一刀的割煤方式,减小采煤机负荷,保证连续安全生产。
2) 在两巷维护方面:由于双斜开采回风巷伪斜布置,采用传统的回风方式时,工作面上隅角层位高于回风巷,所以污风无法上行,容易导致瓦斯等有毒有害气体积聚及采空区漏风,且采空区、工作面及回风斜巷的水会向伪斜方向流动,造成运输巷排水量增大,对运输巷的维护有一定程度影响。在俯伪斜开采中,由于支架和工作面布置的不适应,导致支架与煤壁之间存在三角形空顶区,在推进过程中,由于该区域缺少支护,易发生冒落,造成工作面事故。在第1类双斜开采中,由于推进方向的改变从而使矩形支架与工作面形状相适应,可避免这一现象发生。
3) 在巷道系统布置方面:双斜开采由于两巷的伪斜布置减小了超前量,可以进行更大的伪斜角布置,从而更大程度上降低工作面倾角,但两巷及工作面的辅助运输成为制约巷道伪斜角调节的因素。我国急倾斜煤层开采辅助运输设备为绞车,根据现今我国机械设备水平及现场情况调研得出:通过采取部分措施,我国绞车可适用于倾角20°以下巷道的辅助运输中,因此双斜开采的巷道调斜角的上限为20°;但随着科学技术的进步,巷道伪斜角的上限可进行适当外延。巷道系统的布置要适应于双斜开采,双斜开采中回采巷道、准备巷道均为伪斜布置,大巷的布置方式应与其适应。由于双斜开采在巷道整体布置上的差异,若将倾斜上山适应于双斜工作面平行布置(图3),可减少三角煤的产生和俯伪斜开采中的工作面搬家、撤架等工序,但在双翼开采时另一翼无法同样为俯伪斜布置,为适应倾斜上下山则另一翼开采为伪仰斜布置,但两翼开采方式不同,设备选型及具体生产时存在较大差异。当采用垂直上山布置(图4)时,两翼可同样采用双俯伪斜开采,形成类似“鱼骨”状的开采模式,但在靠近上下山侧会产生三角煤,降低采出率,若撤架减小工作面长度,则增加了工艺复杂性。
3. 物理相似模拟
3.1 实验模型
为探究急倾斜中厚煤层双斜开采过程中顶板变形破坏运移充填特征,开展物理相似模拟实验。实验选用大型三维变角度物理相似材料模拟台(长2 m、宽2 m、高1 m),模拟台主要由主体框架、实验框架和导向装置3个部分组成,如图5所示。主体框架包括底座和竖向龙门架结构;实验框架由四周槽钢和可旋转圆盘组成,坐落于底座之上,并与竖向龙门架结构通过钢丝绳相连,通过使用液压千斤顶将实验框架顶起并旋转,可实现工作面推进方向的改变;导向装置由底座两侧的水平导向装置和竖向龙门架框架上的竖向导向装置组成,可改变实验框架倾角,进而模拟煤层倾角。在可旋转圆盘和导向装置的共同作用下实现模拟双斜开采中工作面和巷道双倾角的效果。
以绿水洞煤矿3212工作面地质资料为基础,结合双斜开采布置特点,确定实验模拟煤层倾角为60°,采用第1类双斜开采布置方式,即两巷与工作面垂直布置,工作面巷道调斜角为20°,推进方向与水平方向呈20°夹角,从右向左推进。根据实验模型尺寸,确定相似比为1∶100,其余相似常数依据相似定理可依次求出,选取河砂为骨料,石膏、大白粉作为胶结材料,采用8~20目云母粉作为分层材料。
根据以上参数,在实验开始铺装之前,将实验框架底部圆盘逆时针旋转20°,圆盘安装配套CL−YB−114型可升降传感器,先将所有传感器降至最低高度,再统一升高2.4 cm以模拟煤层,之后在传感器顶部层层铺装材料并用重物夯实以模拟岩层,模型经过晾干之后在顶部放置沙袋和钢材模拟上覆岩层载荷。实验过程中通过将传感器降至最低位置模拟煤层开采,传感器数据采集箱和电脑终端采集数据,并在工作面不同推进距离时将钻孔窥视装置伸入传感器底部预留窥视孔以观察采煤过程中顶板垮落运移规律。可旋转圆盘及配套设备如图6所示。模拟台铺装完成效果如图7所示。
3.2 双斜开采顶板垮落特征
由于直接顶厚度大且岩性较为坚硬,另外采高为2.4 cm,垮落空间小,顶板难以垮落,所以在工作面推进初期倾斜中部顶板发生下沉,倾斜上部和下部顶板存在大面积空顶现象。
当工作面推进50 cm时,工作面发生初次来压,倾斜中上部基本顶发生破断,垮落矸石向下滑移充填,工作面倾斜下部矸石充填效果如图8所示。由于直接顶和基本顶较厚,破断后的矸石块度大,堆积于采空区后方,导致下部直接顶垮落不充分,基本顶无继续下沉和垮落空间,双斜开采顶板破断存在明显的非对称性,具体表现为倾斜中上部顶板破断层位高、范围大,倾斜下部顶板在矸石充填产生的负约束效果下,几乎不发生明显破断,小范围出现离层。
随着工作面的推进,从倾斜下部至倾斜上部的矸石充填程度由密实到逐渐稀疏,并且由于推进方向的改变,在重力分量的作用下,高位的矸石会继续向下滑移,充填密实区域会逐渐向倾斜上部发展。不同推进距离下倾斜上部支承压力如图9所示,可看出当推进距离达到80 m时,采空区范围内支承压力出现一定程度的增大,这是由于垮落矸石块度大和中上部的高位顶板下沉在此处相接并压实,使压力传递到底板传感器,中上部大块矸石限制了上部矸石向下滑移,此时倾斜上部垮落矸石无向下滑移空间,堆积在原位,但并不接顶,无法对顶板起到足够的支撑作用(图10),而倾斜中部存在一定悬露顶板,倾斜下部在高位矸石的滑移充填作用下无明显的下沉和破断现象。工作面倾斜中上部和下部由于矸石充填密实,仅发生小范围的弯曲下沉现象,上部和中部顶板达到极限跨距后发生破断,造成工作面上部和中部的小范围来压,体现了双斜开采工作面来压的非均匀性。
将开挖过的模型层层剥开至基本顶岩层,并对表面裂隙进行描绘,如图11所示,模型裂隙由初次破断和2次周期破断裂隙组成,其轮廓边界与采空区形状相似,从距开切眼和工作面推进结束位置4 cm处开始出现裂隙。由于垮落矸石受到走向和倾向双倾角的影响,之前垮落的矸石会在每一次推进后继续向推进方向滑移,充填部分新生成的采空区。随着推进距离的增加,充填范围逐渐增大,矸石堆积至中部,甚至中上部,造成基本顶裂隙随着推进距离增加而逐渐变小。其中初次破断裂隙覆盖工作面中下部至上部,裂隙下端距运输巷距离为30.29 cm,开切眼侧存在未出现裂隙的弧形三角形区域;2次周期破断裂隙范围覆盖工作面倾斜中部至上部,此时下部裂隙距运输巷距离为44.98 cm,上部存在部分发育到回风巷的横向裂隙,在推进完成一侧同样存在无裂隙的弧形三角形区域。
初次来压裂隙(图11蓝色裂隙轮廓)主要以纵向裂隙为主。双斜开采基本顶破断特征与俯伪斜开采的“新月”形破断特征和真斜开采的倾斜“O−X”型破断特征不同,其初次破断轮廓与近水平煤层开采时所形成的破断轮廓更为接近。主要原因在于矸石在重力的作用下向下滑移堆积,并且随着埋深增加,充填范围也会增加,形成下部的类直角梯形的充填区域,而上部存在的三角形的不垮落顶板同样对裂隙轮廓产生一定影响,在二者共同作用下形成双斜开采独特的“倒梯形”破断顶板形状。
第1次周期来压裂隙(图11绿色裂隙轮廓)主要以横向裂隙为主,裂隙轮廓减小。在工作面的倾斜上部和中部发生明显下沉和破断裂隙,但倾斜中上部无明显变化,验证了在开挖过程中大块矸石充填至倾斜中部限制矸石下滑,但此时矸石未接顶,无法起到支撑顶板的作用,而倾斜中部无矸石充填,因此存在大范围空顶区域。在推进一定距离后倾斜上部和中部顶板垮落,但由于上部有矸石的充填作用,中部几乎无矸石,因此中部裂隙较上部发育更多。
第2次周期来压裂隙(图11粉红色裂隙轮廓)主要以纵向裂隙为主,裂隙轮廓进一步减小。由于此时不存在弧形三角形结构,采空区形状近似为倾斜四边形,其裂隙与初次来压相比存在一定角度的偏移,但整体破断形式依旧呈“O−X”型破断特征。在推进结束后倾斜上部破断裂隙轮廓与工作面推进结束位置同样存在三角形未出现裂隙顶板,说明此弧形三角形结构随着工作面推进周期性形成,在工作面推进一定距离时垮落。
3.3 矸石周期充填特征
由于煤层倾角作用,急倾斜煤层长壁开采过程中矸石会沿倾向发生周期性的滑移[20-21]。双斜开采矸石垮落的第1阶段是在工作面推进初期,如图12(a)所示,由于自由空间较小,矸石运移空间有限,在工作面后方倾斜上部存在随着工作面推进周期性形成的不垮落弧形三角形区域。双斜开采矸石垮落的第2、第3阶段分别如图12(b)和图12(c)所示,在工作面推进距离足够长,形成足够的自由空间时,双斜开采由于存在走向和倾向的双倾角,且改变了推进方向,工作面标高随着推进距离的增加逐渐变小,高位采空区垮落矸石向下滑移,形成倒三角形充填堆积区域,并由工作面下部逐渐向上部充填,即倒三角形区域靠近工作面一边逐渐增长。在理想情况下,当双斜开采工作面推进到一定长度时,垮落矸石可将整个工作面后方充填密实,导致双斜开采工作面前方出现不来压的现象,而在采空区后方由于矸石的移动会使顶板失去支撑从而继续垮落。
4. 数值计算
4.1 数值模型建立
根据绿水洞煤矿3212工作面地质资料,建立急倾斜中厚煤层双斜开采工作面数值计算模型,如图13所示。以煤层走向方向为Y轴方向,在同一平面与煤层走向垂直方向为X轴方向,与水平面垂直方向为Z轴方向。模型采用摩尔−库仑本构模型,set−large变形模式。模型煤层倾角为60°,厚度为2.4 m。工作面斜长为100 m,推进方向与水平方向夹角(即巷道调斜角)为20°,共推进248 m。为消除边界效应,工作面四周留设80 m宽的保护煤柱,并在工作面上部、中部、下部分别布置测线。模型上表面距地面80 m,因此对模型上部边界施加3 MPa的等效载荷,模型底部限制垂直移动,四周限制水平移动。根据绿水洞煤矿现场钻孔取样得到的各岩层力学参数,并结合3212工作面顶底板煤岩体物理力学参数,确定数值计算模型煤岩体物理力学参数,见表1。
表 1 数值计算模型煤岩体物理力学参数Table 1. Physical and mechanical parameters of coal and rock mass in numerical calculation model岩层名称 密度/(kg·m-3) 体积模量/MPa 剪切模量/MPa 抗拉强度/MPa 黏聚力/MPa 内摩擦角/(°) 底板 2 600 3.37 3.80 1.70 2.60 36.9 直接底 2 100 2.65 1.80 1.40 1.10 28.3 煤层 1 700 1.67 0.54 0.42 1.15 27.6 伪顶 2 650 1.73 0.80 1.00 2.20 36.9 直接顶 2 430 2.05 1.00 1.51 3.80 31.1 基本顶 2 600 3.50 3.30 1.60 2.30 28.3 覆岩 2 650 4.01 2.10 1.50 2.20 36.9 4.2 工作面支承压力分布特点
不同推进距离下工作面上部、中部、下部支承压力演化特征如图14所示。
从图14可看出:
1) 回采后采场围岩应力重新分布形成独特的非对称特征。在推进方向上,采空区为支承压力卸压区,在采空区前后煤岩体内由于支承压力的应力集中存在增压区和超出影响范围的原岩应力区。双斜开采由于推进方向的不同,煤壁前后原岩应力随推进距离的增加而增大,原岩应力差值为0.57 MPa。
2) 在开采初期,开采扰动范围较小,支承压力峰值较小,应力集中系数为1.27。当工作面推进至32 m,由于倾角效应的影响,工作面上部、中部顶板优先垮落使应力释放,工作面应力集中系数排序为下部>中部>上部。当工作面推进距离达到工作面长度(100 m)0.5,1.0,1.5,2.0,2.5倍时,采空区形状发生变化造成煤壁前方支承压力突然增加,在工作面推进距离为工作面长度2.0倍时应力集中系数达到最大,工作面上部、中部、下部应力集中系数分别为2.05,2.17和2.03。工作面上部、中部、下部来压步距和强度不同,并且由于工作面中上部存在自由空间,应力能够释放,工作面下部无自由空间,导致工作面下部前方煤壁存在高应力区域。
3) 随着工作面推进距离增加,应力集中系数趋于稳定,支承压力增长幅度变小,但仍稳步增长。此时造成支承压力升高的主要原因为推进方向的改变,即向深部开采时原岩应力增大,工作面支架工作阻力随着推进距离的增加而增大。
4.3 基本顶应力释放演化特征
不同推进距离下基本顶垂直应力三维云图如图15所示。可看出在工作面推进过程中,基本顶应力释放区域形态与工作面形态和推进距离存在较大关系。当工作面推进40 m时,基本顶应力释放峰值位于工作面后方10 m处,应力释放区域与采空区形状相似;当工作面推进120 m时,基本顶应力释放区域形成多峰值的形态,其峰值代表每次顶板破断形成的周期来压,并在前方下部和运输巷一侧形成明显的应力集中现象。随着工作面的推进,基本顶应力释放区域形态与采空区形态基本一致且主要集中在工作面中上部及回风巷上层顶板中。由于巷道调斜角的作用,改变了推进方向,工作面应力释放区域呈现向推进方向平移的特征,并且由于向深部推进,基本顶应力释放程度随原岩应力的增加而逐渐增大,在整个推进过程中应力释放的峰值区一般在工作面后方10 m处左右。
5. 结论
1) 在俯伪斜开采的基础上将运输巷和回风巷同样进行伪斜布置,形成工作面和巷道的双斜开采,进一步降低了工作面倾角,同时解决了俯伪斜开采中工作面伪斜角过大的问题,为实现60°以上急倾斜中厚煤层长壁综合机械化开采提供了可行方法。
2) 双斜开采工作面推进过程中,由于部分直接顶和基本顶坚硬且垮落后形成的矸石块度大,堆积在工作面中上部,限制了上部顶板的垮落和矸石的滑移,在工作面的倾斜上部和中部形成大面积空顶区域。在推进一定距离后,造成工作面倾斜上部和中部的局部来压现象,体现了双斜开采来压的非均匀性。
3) 由于走向和倾向的双倾角作用,双斜开采高位采空区矸石会向下滑移,形成倒三角形矸石充填区域。随着工作面推进,倒三角区域靠近工作面的一边会逐渐变长,即矸石充填范围会从倾斜下部向倾斜上部发展,在工作面来压后会重新充填,存在周期性特征。在巷道调斜角作用下推进方向改变,工作面向深部开采的过程中,原岩应力的升高导致工作面支架工作阻力持续增大。
4) 双斜开采基本顶应力演化同推进距离和采空区形状存在较大关系,基本顶应力释放范围表现出从倾斜上部至下部逐渐变小的非对称特征。
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期刊类型引用(1)
1. 白伟,刘效贤. 高品质沿空留巷专用单体液压支柱研究. 煤炭科技. 2021(05): 105-109+113 . 百度学术
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