松软煤层大采高工作面煤壁片帮防治技术研究

郑 超，程 涛，雷武林

(1.陇东学院能源工程学院,甘肃庆阳745000;2.晋煤集团赵庄煤矿,山西长治046300)

松软煤层大采高工作面煤壁片帮防治技术研究

郑 超1，程 涛2，雷武林1

(1.陇东学院能源工程学院,甘肃庆阳745000;2.晋煤集团赵庄煤矿,山西长治046300)

根据赵庄矿5302大采高工作面的实际生产状况，从煤体的强度，开采深度与高度，推进速度与顶板压力、液压支架的支撑状态等方面分析了松软煤层大采高工作面煤壁片帮的机理和影响因素。提出赵庄矿5302工作面采用“提高煤体强度+提高初撑力+加快推进速度+优化液压支架的护帮机构”等措施防治煤壁片帮，取得良好的技术经济效益。

大采高工作面；松软煤层；煤壁片帮；初撑力

随着中西部厚煤层的大规模开发及大功率煤机成套设备的发展，促使大采高一次采全高采煤工艺逐渐成为国内开采厚煤层的第一选择。大采高采煤工艺具有生产能力大、设备搬家倒面次数少和经济效益好等优点[1-3]。但理论研究及生产实践发现，采高变大造成采场支架—围岩系统稳定性差、矿山压力显现剧烈，主要表现为煤壁暴帮、片帮严重[4]。从力学机理分析煤壁片帮是由于煤体的原始应力平衡状态被打破，应力集中致使煤壁次生裂隙发育。顶板初次及周期性断裂来压，破断岩块产生回转[5]，煤体在支承压力和老顶回转压力的双重作用下表面会产生较大的横向拉应力，坚硬煤体发生张拉破坏，松软煤体发生剪切破坏[6-7]。根据应力状态不同工作面前方煤体分为3个区：即破裂区、塑性区、弹性区[8]，如图1所示。煤壁片帮造成空顶距变大容易引发局部冒顶并影响工作面的安全生产。赵庄矿5302大采高工作面煤质松软、节理裂隙发育，因此开展煤壁片帮防治技术研究十分必要。

Ⅰ-破裂区；Ⅱ-塑性区；Ⅲ-弹性区图1 工作面前方煤体变形区域示意图

1 基本情况

1.1 工作面状况

赵庄矿5302工作面煤层埋深为463.9～633.9m，煤层赋存稳定、节理裂隙较发育，煤层厚度为4.2～4.7m，煤层倾角1°～15°，平均8°。工作面采用走向长壁大采高一次采全高全部垮落综合机械化采煤法，开采厚度4.6m。工作面煤体抗压强度最大13.7MPa、最小4.3MPa，平均为10.3MPa；抗拉强度最大0.15MPa、最小0.07MPa，平均为0.10MPa，煤体整体松软，强度较低。

1.2 顶、底板岩层性质

表1 5302工作面顶底板岩性

1.3 煤壁片帮统计分析

统计分析发现赵庄矿5302工作面煤壁片帮以剪切破坏为主。随着工作面的持续推进，煤壁片帮几乎伴随工作面开采的全部过程，甚至在停采期间煤壁片帮更加严重。现场实测表明，煤壁片帮形式多样，程度不一，主要是为沿顶部的单斜剪切和沿中部的似共轭剪切，如图2所示。其中(a)形式较为常见，(b)形式次之，(c)形式也有发生，工作面片帮统计见表2。

(a) (b)(c)图2 片帮形式示意图

通过5302工作面来压期间和非来压期间对比分析，现场观测发现，在煤壁的片帮深度、片帮垂直高度和范围等方面，来压期间比非来压期间均有较大程度的加重，最显著的分布在工作面中部。周期来压期间片帮最大深度达1000mm，垂直高度最高可达4600mm，煤壁表面和深部分别出现“啪啪”和“嘭嘭”的声响并伴有表面暴帮和掉渣现象，充分说明上覆岩层的矿山压力对煤壁片帮产生较严重影响。工作面片帮具体统计如下：

按片帮深度计算：片帮深度在0.2～0.5m范围的占总数的91%(其中0.5m左右占总统计片帮数的30%)，0.5～1.0m范围占8%；

按片帮高度计算：片帮高度在0.4～1.0m范围的占总数的43%(其中1.0m左右占总统计片帮数的39%)，1.0～2.0m范围占47%，2.0～4.6m范围占11%；

按片帮宽度计算：小于2架的占总统计片帮数的23.7%，2架～5架范围占32.59%，片帮宽度大于5架的占8.89%。

表2 工作面片帮统计

2 煤壁片帮的因素及分析

2.1 煤体强度

赵庄矿5302工作面煤体变形指标弹性模量为2.97GPa，泊松比为0.32；强度指标内聚力为2.06MPa，内摩擦角为36°26′。煤体平均抗拉强度与抗压强度分别为0.1MPa和10.4MPa，抗压与抗拉强度比值为104，煤体强度较低且脆性十足。煤层和顶底板节理裂隙发育、密度大、节理面平直且裂隙紧密无充填，其中以走向45～60°方向分布最多。

2.2 开采深度与高度

在一定条件下，工作面煤壁片帮深度与开采高度呈非线性增长，特别是当采厚超过4.0m后，煤壁片帮深度急剧增加[9]，如图3所示。同时影响采场超前支承压力分布的主要因素为开采深度和高度[10]，随着开采深度的增加，工作面超前支承压力峰值点距煤壁的距离呈对数增长，应力峰值也明显增大；随着采高的增加，煤壁超前支承应力的影响范围更大、支承压力集中系数K增加，导致煤体附件产生大范围的塑性区和破裂区。5302工作面平均埋深500m、开采高度为4.6m，实测超前支承压力影响范围为60m，距煤壁20m左右影响剧烈，支承压力峰值位于煤壁前方8.6m左右，应力集中系数2.14～2.27，破裂区宽度2.14m。

图3 采高与煤壁片帮深度的关系

2.3 顶板来压与推进速度

大采高工作面割煤速度慢、正规循环周期较长，煤壁长时间裸露，导致支承压力对煤体的作用时间增加。而且推进速度缓慢导致周期来压的次数增加，来压的冲击引发煤壁处煤体的稳定性下降、片帮加剧。采高越大、回采空间越大，直接顶和老顶层位向上移动，直接顶冒落高度增加，老顶在高位覆岩中形成砌体梁结构的可能性变小、来压时老顶断裂容易发生变形或回转失稳。5302工作面老顶初次来压步距为15.4～25m。初次来压期间动载系数为1.16～2.82。周期来压期间动载系数为1.08～2.82。来压期间煤壁多处片帮，片帮深度在0.5～1.5m之间，机头悬顶3.5～6m左右(二阶段机头悬顶4.0～8.0m左右)，机尾悬顶基本垮落。

2.4 液压支架的初撑力和工作阻力

在工作面的支护体系中液压支架举足轻重，从横向分析、工作面顶板压力由采空区矸石、液压支架和煤壁共同承担，大采高工作面垮落的矸石一般无法充满采空区，因此当液压支架初撑力不足时，上覆岩层压力就会向煤壁转移，超前支承压力超过煤壁的极限强度时，煤壁发生变形破坏。赵庄矿5302工作面支架初撑力偏低。初撑力最大和最小分别为6088kN和58.9kN，平均初撑力为2611.43kN，占额定初撑力(7916kN)的32.99%，支架的初撑力不足2000kN占72.3%，初撑力普遍偏低，见表3。分析其主要原因有：(1)工作面加长后，管路压损增加；(2)液压系统管路密封不严，存在漏液、串液；(3)支架工为了提高工作效率，升架时间过短，支柱未达到额定初撑力时关闭了供液系统；(4)部分支架歪倒、倾斜，支架顶梁与直接顶接触不佳，造成支架初撑力没有充分发挥主动支护的作用。

表3 初撑力分布表

3 大采高煤壁片帮防治措施

3.1 提高煤体强度

考虑到5302大采高工作面煤层松软、强度低，为提高煤体强度和顶板完整性，防治工作面过断层及复杂地质构造区域煤壁片帮引发的大面积冒顶，在松软煤体内部原生裂隙尚未因采动影响发展之前，采用渗透能力强、固结强度较高的马丽散，对探明的复杂构造区域在顺槽进行超前注浆加固，超前加固工作面煤体，较好地控制了煤壁片帮，有效保证5302工作面安全高效生产。

3.2保证液压支架的支撑力

赵庄矿5302工作面采用ZY12000/28/62D型两柱掩护式液压支架，支架支撑高度为2.8～6.2m。ZY12000/28/62D型支架较ZY8640/25.5/55型支架对顶板的支护性能要好。生产现场通过提高乳化液泵站的供液压力，减小管路的压力损失；安排专门人员检查液压管路特别是管线接头处存在漏液卸压的现象，同时按照操作标准培训支架工保证充足的初撑力和合适的支架状态。提高支架初撑力后，极大地减小了移架后顶板的初期下沉量，减缓直接顶和老顶离层，改善工作面顶板状况，形成老顶—直接顶—支架—底板支护体系，煤壁受力减小，煤壁片帮得到缓解。

3.3 适当加快工作面的推进速度

根据来压期间上覆岩层移动变形规律和工作面实测结果，老顶来压期间煤壁片帮加剧。虽然加快工作面的推进速度不能甩掉矿山压力，但是在一定程度上工作面的推进速度与老顶周期来压相互影响。5302工作面推进速度由原来的6.3m/d加快到9.5m/d，老顶周期来压步距由8.9m变为12.8m，使得周期来压次数减小，减少超前支承压力和老顶回转对煤体的作用时间，降低上覆岩层对煤壁上端的作用力，顶板的下沉量和下沉速度减小，煤壁的稳定性得到提高。

3.4 优化液压支架的护帮机构

对于大采高工作面，采煤机割煤向前推进时，液压支架要对新裸露的顶板进行及时支护，减小空顶距，向煤壁作用侧向力，改善煤壁围岩应力，让煤壁处于近似三向应力状态，减少煤壁片帮。赵庄煤矿采用的ZY12000/28/62D支架护帮板由两级护帮组成，一级、二级护帮板均为整体刚性结构，是一种简单的焊接板件，它和护帮千斤顶铰接，由护帮千斤顶来抵抗来自煤壁的侧向压力。一级护帮板上底1.132m，下底1.250m，高1.4m。支护帮面积1.67m2；支护强度0.147MPa；二级护帮板上底1.2m，下底1.3m，高1m。支护帮面积1.25m2；支护强度0.153MPa，壁煤片帮得到了有效的缓解。特别保护煤壁最容易发生片帮的0.65倍的釆高处[11]，加强对该处煤帮的护帮，控制煤帮水平位移，可有效防止片帮。

4 结论

研究发现影响赵庄煤矿3#煤层大采高综采工作面煤壁片帮的主要因素有煤体强度低(10.3MPa)、采高较大(4.6m)，埋深(500m)、工作面推进速度较慢6.3m/s和液压支架的初撑力和工作阻力不足等。因此在实际生产中5302工作面通过在复杂构造区域加固煤体、提高煤体强度，适当加快工作面的推进速度到9.5m/d，提高液压支架的初撑力，优化液压支架护帮机构等预防措施，煤壁片帮的深度和高度得到有效的控制。

[1]华心祝,谢广祥.大采高综采工作面煤壁片帮机制及控制技术[J].煤炭科学技术,2008,36(9):1-5.

[2]屠世浩，袁永.厚煤层大釆高综采理论与实践[M].徐州:中国矿业大学出版社，2012.

[3]金志远,张益东,高林生,等.大采高工作面煤壁防片帮措施[J].煤矿安全,2013(4):214-216.

[4]尹希文，闫少宏，安宇.大釆高综采面煤壁片帮特征分析与应用[J].采矿与安全工程学报,2008,25(2):222-225.

[5]尹志坡.大采高综采面煤壁片帮的分析与预防[J].华北科技学院学报,2008,5(3):51-53.

[6]闫少宏.大采高综采面煤壁片帮冒顶机理与控制途径研究[J].煤矿开采,2008,13(4):5-8.

[7]王家臣.极软厚煤层煤壁片帮与防治机理[J].煤炭学报,2007,32(8):785-788.

[8]周舟,张召千,袁博.软煤层大采高工作面煤壁片帮机理及防治技术[J].煤矿安全,2014,45(2):57-59.

[9]刘洪涛,刘卫方.采煤工作面煤壁片帮的影响因素研究[J].煤炭科技,2006.

[10]胡亮,樊荣,王卫军,等.大采高长壁综采工作面支承压力分布预测分析[J].煤炭工程,2014,48(6):77-83.

[11]闫少宏,尹希文.大采高综放开采几个理论问题的研究[J].煤炭学报,2008,33(5):481-484.

【责任编辑 答会明】

Study on the Control Technique for Rib Spalling in Large Mining Height Workface

ZHENG Chao1, CHENG Tao2, LEI Wu-lin1

(1.SchoolofEnergyEngineering,LongDongUniversity,Qingyang745000Gansu; 2.ZhaoZhuangCoalMineofJinChengAnthraciteMingGroup,ChangZhi046300,ShanXi)

Based on the actual condition of 5302 large mining height workface in Zhaozhuang Coal Mine, this paper analyzes the mechanism and influencing factors of rib spalling from the aspects of strength, mining depth and height, propulsion speed and roof pressure and supporting status of hydraulic support in soft coal seam. We propose to adopt the measures of improving the strength of coal + increasing the initial support force + speeding up the speed + optimizing the retaining structure of the hydraulic support to control the rib spalling and to help achieving good technical and economic benefits.

large mining height; soft coal seam; rib spalling; setting load

1674-1730(2017)01-0100-04

2016-11-13

陇东学院青年科技创新项目《基于AHP的煤炭地下气化可行性研究》(XYZK1611)

郑 超(1987—)，男，甘肃庆阳人，助教，硕士，主要从事矿山压力与岩层控制方面的教学与研究。

TD323

A