竖向裂隙发育煤层大采高综放开采煤壁片帮失稳机理及其控制∗

贾永生杨敬轩刘锦荣

（1.大同煤矿集团有限责任公司，山西省大同市，037003；2.中国矿业大学矿业工程学院，江苏省徐州市，221116）

竖向裂隙发育煤层大采高综放开采煤壁片帮失稳机理及其控制∗

贾永生1杨敬轩2刘锦荣1

（1.大同煤矿集团有限责任公司，山西省大同市，037003；2.中国矿业大学矿业工程学院，江苏省徐州市，221116）

针对大同矿区塔山煤矿竖向裂隙发育煤层大采高综放开采典型煤壁片帮特征，基于压杆理论分析和实测研究，探讨了竖向裂隙发育煤层煤壁片帮失稳机理。理论计算得到了竖向裂隙发育煤层煤壁片帮临界稳定关系及对应的临界作用力，通过提高煤岩摩擦系数、降低煤壁条状煤体重心提高工作面煤壁的稳定性。结合塔山矿8105工作面大采高综放开采条件，采用煤层深孔内充水承压微爆破技术，取得了大采高煤壁片帮良好防治效果。

大采高综放 煤壁片帮 裂隙发育 临界作用力 承压爆破

大采高煤层综放开采空间大，覆岩扰动范围广，加之采动影响，工作面煤壁稳定性较差，导致开采过程中煤壁片帮频发，严重影响工作面的正常生产。因此，大采高条件下的煤壁片帮机理与防治一直是热点研究议题。大同矿区塔山矿8105工作面是大采高综放面，煤层竖向裂隙发育，因而煤壁片帮机理独具特点。基于不同煤层赋存和开采条件下的煤壁片帮机理与防治问题研究成果，考虑中部水平集中力的影响，采用压杆理论分析竖向裂隙发育煤层煤壁片帮机理，为该条件下煤壁片帮有效防治技术提供依据。

1　煤层地质及工作面煤壁片帮诱发因素分析

1.1煤层地质概况

塔山矿8105大采高综放面地表标高+1352～1568 m，井下标高+1015～1038 m，煤层平均厚度16.8 m，倾角1°～3°，工作面倾向长度207 m，走向长度2965 m，机采割煤高度4.2 m，煤层普氏系数2.7～3.7，属复杂结构煤层，竖向节理较为发育。煤层直接顶为岩浆岩、炭质泥岩、泥岩、硅化煤交替赋存，厚度5.82 m，基本顶为粉砂岩、细砂岩与含砾粗砂岩，厚度18.84 m，直接底为高岭质泥岩，厚度4.87 m。

1.2裂隙发育煤层煤壁片帮诱发因素分析

（1）8105综放面开采空间大，覆岩活动扰动范围广，煤层开采后的顶板活动与采场空间效应是导致煤壁片帮频发的根本原因。

（2）大采高煤层开采后的煤体高应力是诱发煤壁片帮的直接因素之一。高应力作用下煤体压缩变形大，拉剪破坏区域分布广，裂隙发育、贯通程度高，煤壁失稳破坏几率明显增加。

（3）工作面煤体竖向裂隙发育条件下，煤壁煤体被分割成条状，加之煤壁自由面影响以及瘦高条状煤体自身稳定性差，在水平挤压力、重力和开采扰动的共同作用下容易产生煤壁片帮。

综上，诱发大采高综放面煤壁片帮的因素复杂多变，诸因素间相互关联且对煤壁片帮程度的响应也不明确，因此为有效防控工作面大面积片帮的产生，首先应弄清竖向裂隙发育煤层工作面煤壁片帮失稳机理。

2　竖向裂隙发育煤层煤壁片帮失稳机理

2.1工作面煤壁片帮特征分析

8105工作面开采过程中工作面中部位置频繁发生煤壁片帮，局部位置煤壁严重片帮引发冒顶，严重影响工作面的正常生产。工作面推进过程中观测的几次煤壁片帮数据，如图1所示。

图1　工作面煤壁片帮尺寸

从图1可以看出，8105工作面煤壁片帮尺寸相对较大，煤壁片帮平均高度在3.4 m左右，平均片帮深度达到了1.1 m，煤壁片帮影响平均宽度约为5.2 m。

2.2竖向裂隙发育煤层煤壁片帮失稳模型

煤层竖向裂隙发育是8105工作面煤壁片帮中独具特点的诱发因素。竖向裂隙的存在导致工作面煤层被分割成竖向长条簇状结构，因此采用压杆理论模拟分析竖向裂隙分割条件下的煤壁片帮失稳机理具有一定的合理性。鉴于工作面实体煤内不同深度位置处的应力状态有所区别，建立存在中部等效集中力的压杆模型，如图2所示。

图2　竖向裂隙发育煤层煤壁片帮模型

图2中坐标原点设置于煤层底部，根据图2（b）、图2（c）所示的压杆任意截面位置弯矩平衡条件及压杆理论中的挠曲位移关系，得到压杆挠曲位移表达式为:

式中:F0——煤层顶部竖直受力；

F1——煤层顶部水平受力；

E——压杆弹性模量；

I——压杆截面惯性矩；

k—煤层临界作用力无量纲因子；

X——煤层中部受力作用位置；

d1——煤层顶部片帮偏移量；

h——煤层厚度；

x——压杆任意截面位置坐标；

y——压杆挠曲位移。

求解后得到方程式的通解为:

式中:y1——压杆中下部位置的挠曲位移；

y2——压杆中上部位置的挠曲位移；

A1、A2、B1、B2——待定常数。

根据压杆两端面及中部集中力作用位置的位移和受力连续条件，得到压杆临界稳定关系满足:

式中:M0——煤层底部弯矩；

δ1、δ2——中间参量。

假定煤层顶部水平力F1由煤层和顶板摩擦产生，并取煤岩摩擦系数为μ，代入式（3），得到压杆临界稳定关系为:

式中:μ——煤岩摩擦系数。

以大同矿区塔山矿8105综放面为例，分析压杆临界受力与煤壁片帮诱因之间的关系，为合理片帮治理措施的提出以及合理技术参数的确定提供依据。

2.3裂隙发育煤层片帮临界作用力的确定

根据8105综放面煤壁片帮观测分析，煤层顶部平均片帮深度为1.1 m，工作面煤层机采高度为4.2 m，分析煤壁中部（X=0.6、1.5、3.0）受力情况下的煤层临界作用力无量纲因子和摩擦系数间的关系，如图3所示。

图3　煤层临界作用力无量纲因子与摩擦系数间的关系

已知式（4）是关于压杆临界稳定关系的多值函数，其间必存在合理的临界无量纲因子k值。由于煤壁临界作用力与无量纲因子之间成正相关关系，同时，从研究问题的物理实际出发可知煤体摩擦系数越高将越有利于煤壁的稳定，对应的煤壁失稳临界作用力也越大，此时煤壁临界作用力与摩擦系数间也应满足正相关关系，因此对应的无量纲因子与摩擦系数之间不会以负相关关系存在，即图3所示的0.35水平线以下的负相关关系曲线是不具备现实物理意义的，因而对应煤壁临界失稳作用力的最小临界无量纲因子k值应为0.35，并由此确定煤壁临界失稳作用力为:

式中:F0l——煤壁临界作用力。

同理，分析煤岩摩擦系数分别为μ=0.20、0.35、0.55情况下，煤层临界作用力无量纲因子与其中部集中力作用位置间的关系，如图4所示。

图4　临界作用力无量纲因子与其中部集中力位置间的关系

同前述理由，根据图4可以确定合理的临界无量纲因子k值仍为0.35，因此最终确定压杆稳定状态下的临界受力仍满足关系式（5）。

8105工作面煤壁片帮诱发因素较多，为合理有效地规避工作面煤壁大面积片帮发生，还应找出众多因素中的主控、敏感因素。根据前述分析得到的煤层煤壁失稳临界作用力无量纲因子，代入煤壁片帮临界稳定关系式（4），得到煤岩摩擦系数与中部集中力作用位置间的关系，如图5所示。

图5　煤岩摩擦系数与中部集中力作用位置间的关系

从图5可以看出，当煤岩摩擦系数相对较小（μ＜0.33）时，其与中部作用力位置间呈现多值、间断特点，该情况下煤壁片帮发生对煤岩摩擦系数与中部作用力位置两因素较为敏感；当煤岩摩擦系数相对较大（μ≥0.33）时，其与中部作用力位置间则表现出反向相关关系，对应的煤壁中部作用力位置相对偏低。由此可见，煤矿现场生产中，如能提高煤岩摩擦系数，降低煤壁受力重心，将十分有利于工作面煤壁的稳定。

3　深孔充水承压微爆防治煤壁片帮及效果

煤岩深孔内充水承压爆破具备高能效、超动载静态破岩特点。针对塔山矿8105工作面煤层条件，采用深孔充水承压微爆技术，可以减小煤壁片帮落块体尺寸，改变煤壁原次生裂隙的规则排序，通过爆生裂隙的纵横交叉、贯通，勾连煤体原次生裂隙，形成煤壁近区实体煤内的裂隙织网结构，煤体内裂隙织网交叉咬合，增强分割块体间的摩擦力与粘结力，同时还可降低煤体结构重心及中部集中作用力位置。

鉴于8105工作面倾向长度较大，从工作面两端的回采巷向煤体内打钻实施难度大，且实际生产中仅工作面中部位置频繁片帮，因此采取在工作面倾向中部位置实施打钻放炮进行煤层超前预裂的工艺措施，爆破预裂钻孔布设参数如图6所示。

图6　爆破预裂钻孔布设参数

视工作面倾向中部煤壁片帮影响范围，可实施多组钻孔，组间距为3 m，每组布置上、下两个钻孔。上位钻孔孔口距底板1.1 m，封孔底端距煤层顶板距离为1.5 m，钻孔长度12.7 m左右，仰角为12°，装药长度约6 m，封孔长度5.7 m；下位钻孔孔口距底板0.8 m，钻孔长度约13.8 m，仰角7°，装药长6 m，封孔长度6.8 m。采用手持式气腿钻机进行深孔打钻，钻孔直径为42 mm，成孔直径约44 mm。深孔内充水承压微爆工艺的循环打钻距离为6.4 m，即每当工作面推进6.4 m，及时在工作面中部位置进行下个爆破循环，即打钻-装药-封孔-起爆工序。

塔山矿井下静压水压力为2.0 MPa，根据裂隙发育煤层的压力水滤失特点，选取内径为6 mm的注水管即可满足煤层孔内持水状态要求；选用的粉状乳化炸药装药前需加装防水袋，炸药直径为40 mm，鉴于承压爆破效能高，单孔内装药4.0 kg，并通过导爆索进行起爆。

8105工作面试验实施深孔内充水承压微爆技术措施后，工作面煤壁片帮得到有效改善。工作面推进过程中煤壁片帮频次有所减少，片帮影响范围显著减小。观测得到的煤壁片帮尺寸，如图7所示。

对比图1和图7中相应的煤壁片帮数据，采取深孔内充水承压微爆技术措施后，竖向裂隙发育煤层工作面煤壁片帮得到了极大改善，平均片帮深度降为0.5 m左右，煤壁片帮影响平均宽度降为3.3 m左右。

图7　微爆处理后的煤壁片帮尺寸

4　结论

（1）塔山矿8105大采高综放面煤层竖向裂隙发育是工作面煤壁片帮中独具特点的诱发因素。竖向裂隙的存在导致工作面煤层被分割成竖向长条状结构，因此采用压杆理论模拟分析了竖向裂隙分割条件下的煤壁片帮失稳机理，得到了该条件下的煤壁片帮临界稳定关系式。

（2）针对8105工作面生产条件，计算得到竖向裂隙发育煤层大采高综放面煤壁片帮失稳临界作用力，分析了煤岩摩擦系数和中部集中力作用位置间的关系，为合理煤壁片帮防治措施的提出与参数选取提供了依据。

（3）提出了工作面中部打钻的煤层深孔内充水承压微爆破防治片帮技术，确定了合理的打钻尺寸、孔内装药结构以及深孔承压微爆参数。

（4）8105工作面采取深孔内充水承压微爆技术措施后，工作面煤壁片帮得到了极大改善，最大片帮深度和片帮影响宽度显著减小。

［1］ 吴浩，宋选民.8.5 m大采高综采工作面煤壁稳定性的理论分析［J］.煤炭科学技术，2015（3）

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（责任编辑 张毅玲）

Instability mechanism and control research of rib fall in fully mechanized caving face with large height in seam with vertical fracture development

Jia Yongsheng1，Yang Jingxuan2，Liu Jinrong1
（1.Datong Coal Mine Group Co.，Ltd.，Datong，Shanxi 037003，China；2.School of Mines，China University of Mining&Technology，Xuzhou，Jiangsu 221116，China）

Aiming at the typical characteristics of rib fall in fully mechanized caving face with large mining height in seam with vertical fracture development in Tashan Coal Mine of Datong mining area，based on the theoretical analysis of compression bar and test research，the instability mechanism of rib fall in seam with vertical fracture development was discussed.Through theoretical analysis，the critical stable relation and corresponding critical force of the rib fall were achieved.By increasing the friction coefficient of coal and lowering the gravity center of coal strip，the stability of coal wall could be improved. Combined with the fully mechanized caving conditions of the 8105 working face in Tashan Coal Mine，it achieved good prevention and control effects on the rib fall by adopting the confined micro-blasting technology with confined water filling the borehole.

fully mechanized caving mining with large height，rib fall，fracture development，critical force，confined blasting

TD323

A

∗三晋学者支持计划专项经费资助项目（2050205）

贾永生（1971-），男，山西大同人，高级工程师，现为大同煤矿集团安全管理监察局副处长，从事煤矿安全管理工作。