祝 强
(神华神东煤炭集团有限责任公司哈拉沟煤矿,陕西省榆林市,719315)
近距离煤层群开采中,上部煤层回采后其底板一定范围内的岩石受采动影响,完整性受到破坏,节理裂隙发育。当煤层间距较小时,下部煤层工作面上方为裂隙顶板和上部工作面采空区垮落岩石,开采时极易发生架前漏冒和空顶,增加处理时间和费用,降低了有效割煤时间,严重影响工作面安全高效开采。一些学者在端面稳定性影响因素和控制技术进行了研究,认为支架工作阻力、推进速度和顶板煤岩性质等是主要因素,提出顶板注浆、提高支架工作阻力等控制方法。但已有研究对象主要是厚煤层,对近距离中厚煤层研究较少,煤层间距减小时回采相互影响更大,中厚煤层覆岩垮落规律和采场应力分布明显异于厚煤层,其顶板结构及稳定性需要更深入的研究。
本文以东曲煤矿近距离煤层开采端面顶板为研究对象,采用理论分析建立端面顶板结构模型,得到近距离中厚煤层端面软弱顶板稳定性的影响因素和稳定性特征,提出协同控制技术,为类似条件工作面安全生产提供参考。
东曲矿2#、4#煤层间距4.36~5.60 m,属典型的近距离煤层,其中2#煤层平均厚度1.55 m,现已回采完毕。4#煤层平均厚度3.3 m,煤层倾角2°~8°,顶板泥岩强度极低,属软弱岩层。
4#煤层14214工作面自开采以来先后发生7次大范围的冒顶事故,其中冒顶高度达到3~4 m,宽度达到10 m的有5次。现场统计发现,沿倾斜方向,在工作面的两端和中间部位均发生过端面冒顶;推进方向上,冒顶多发生在液压支架梁端至煤壁的无支护空间。
采用FLAC3D软件建立工作面端面顶板-支架相互作用关系模型,X、Y、Z方向模型尺寸为:80 m×20 m×28 m(长×宽×高),在2#煤层X方向开挖50 m,两端各留设15 m煤柱,在4#煤层X方向开挖30 m。模型上表面施加均布载荷2 MPa,下表面固定,前后表面均为垂直和水平位移固定。
支架顶梁采用壳体单元,材料采用线弹性本构模型。支架架型为ZZ5200-19.5/42,额定工作阻力5200 kN,端面顶板塑性区和应力场分布特征如图1所示。由图1可知,回采时煤壁和支架正上方和前方顶板发生大范围剪切破坏,端面处以压剪破坏为主;工作面煤壁破坏片帮剥落后应力得到释放,支架正上方顶板受顶梁挤压作用,应力达到10 MPa。
1.2.1 煤层顶板赋存状态
在工作面超前支承压力和支架反复支撑作用下,端面顶板发生不同程度破坏。当端面顶板裂隙发育或为泥岩等软弱岩层时,在矿压作用下易破碎,发生冒顶事故。
1.2.2 支架工作状态
回采后顶板失去支撑发生下沉垮落,支架顶板和前梁成为保持顶板稳定的主要支撑物,支架工作状态包括初撑力、端面距、顶梁倾角等,对端面顶板稳定性具有重要影响。
支架初撑力较大时,支架对顶板支撑作用强,顶板下沉空间小,不易漏冒。端面距越大,空顶距越大,端面顶板越易失稳,实测发现,当端面距小于1200 mm时,冒高变化较为平缓,当端面距大于1200 mm后,冒高急剧增大。顶梁开始垮落时,随倾角增大,端面顶板冒高增大,工作面状况开始恶化。
图1 端面顶板破坏特征
1.2.3 端面冒顶的恶性循环及其诱发因素
支架、端面顶板和煤壁组成工作面支架—围岩系统,支架顶梁和前探梁支撑端面顶板和煤壁,煤壁支撑端面顶板,端面顶板对煤壁和支架稳定性有重要作用。当端面顶板失稳时,支架空顶面积增大,支架顶梁抬头,对顶板和煤壁支撑作用削弱,导致煤壁、支架对端面顶板支撑作用下降,形成恶性循环。
研究发现端面漏冒方式和块度受直接顶板岩体的组成、节理裂隙发育程度影响,当工作面顶板处于散体状态时形成拱轴上移型端面冒顶,而工作面有节理裂隙发育未完全破坏时将发生剪切滑移型端面冒顶。
由计算结果得知,2#煤层开采底板最大破坏深度为4.75 m,当煤层间距小于4.75 m时,4#煤层工作面顶板完全受到破坏,顶板岩体可视为散体结构,工作面端面冒顶以拱轴上移冒落为主;当间距大于4.75 m时,自2#煤层底板到4#煤层工作面顶板,岩层状态依次为完全破坏、未完全破坏,其中未完全破坏岩层物理力学状态等效于节理裂隙发育块体,工作面端面冒顶以剪切滑移型冒落为主。
失去煤壁支撑,支架未及时支护或支撑力不足时,端面顶板将发生拱轴上移冒落型漏冒,端面冒顶工作面顶板赋存情况如图2所示。
图2 拱轴上移冒落型端面冒顶顶板赋存情况
建立冒落拱力学模型如图3所示。冒落拱的拱顶垂直载荷q,经拱圈传递到冒落拱的两个拱脚、煤体和支架顶梁上,冒落拱的侧向载荷分别为q1、q2、q3和q4。支架顶梁端拱脚A的水平方向和垂直方向支护力分别为TA、NA,拱顶C处水平力为TC,煤体拱脚B处水平和垂直作用力为TB、NB,端面直接顶拱高为h,拱跨为d。
图3 冒落拱力学模型
冒落拱平衡要求拱轴线ACB所在截面上的弯矩M和剪力Q都为零,对拱轴线ACB上的任一点m(x,y)取∑Mm=0和∑Qm=0可得拱跨d与拱高h关系为:
(1)
f——支架顶梁与直接顶岩体的摩擦系数。
支架顶梁端拱脚A水平方向支护力TA计算公式为:
(2)
支架顶梁端拱脚A垂直方向支护力NA计算公式为:
(3)
由此可知,工作面端面冒顶的冒落高度与冒落宽度成正比,受冒落拱载荷、冒落拱拱脚垂直方向和水平方向上的支护作用力影响。
未受到完全破坏的工作面端面顶板以沿节理面滑移剪切失稳为主,采用无内聚力的多节理岩体强度判别理论分析,剪切滑移冒落型端面冒顶工作面顶板赋存情况如图4所示。
图4 剪切滑移冒落型端面冒顶顶板赋存情况
合理简化模型边界条件,得到端面顶板稳定性力学模型如图5所示。
图5 端面顶板稳定性力学分析模型
由图5可知,煤层采高为m,端面距为s,端面直接顶板厚度为h,支架施加给端面直接顶板的水平推力为F水平。以直接顶存在两组节理(倾角分别为a1和a2)为例进行分析计算,类似得到多组节理岩体的强度条件。
针对四柱掩护式支架的结构特点,支架施加的水平推力F水平由支架前立柱前倾产生的水平推力、支架顶梁与直接顶产生的水平摩擦阻力组成,其表达式为:
F水平=2Pcosβ+μ(2P+2Psinβ)
(4)
式中:P——支架支柱的工作阻力,kN;
μ——支架顶梁与直接顶的摩擦系数;
β——支架前立柱前倾角,(°)。
则端面直接顶板受到的水平应力δ水平为:
(5)
式中:w——支架控制直接顶的宽度,与支架宽度相同,m。
端面直接顶板垂直方向的应力取4~8倍煤层采高的岩柱重量计算,则作用在直接顶上方的载荷集度:
q=8mγ
(6)
式中:m——煤层采高,m;
γ——顶板容重,kN/m3。
以支架顶梁前端为坐标原点建立坐标系,端面直接顶板任一截面所受的剪力Fτ的计算公式为:
Fτ(x)=qdx=8mγdx
(7)
由式(7)可以看出,工作面端面顶板的稳定性与围岩自身的赋存条件以及工作面支架的工作状态密切相关。随着工作面煤层采高的加大,端面顶板愈加不稳定,在顶板较为破碎情况下极易发生端面冒顶事故;液压支架宽度增大不利于端面顶板的控制;而适当加大支架工作阻力、支架前立柱前倾角(适当加大支架的水平推力)以及支架顶梁与直接顶板的摩擦系数有利于端面顶板的稳定性。
根据影响端面顶板稳定性的主要因素和两种端面顶板结构稳定性结果分析,基于协调控制原则,提出控制工作面破碎顶板、优化回采工序以及增强支架支护质量的综合控制技术。
冒顶事故的处置原则是改变煤岩体的物理力学性质,减小工作面端面顶板的悬露以及冒落面积;坚持迅速快捷、缩小范围、自外向里、由边缘向中央、循序渐进的处理原则。
工作面支架梁端发生冒顶时,当冒落范围较小,冒顶高度在1 m以下时,采用勾顶处理,1 m以上采用蓬顶处理;端面顶板大范围冒落时,采用注浆控制,利用罗克休和马丽散等材料体积快速膨胀充填冒落顶板,同时注入的充填材料与顶板粘结充分可以大大增强完整性和强度,起到控制工作面破碎顶板作用。
缩短端面顶板的空顶时间,要求实现工作面回采工序的优化,及时有效支撑端面顶板。采煤机割煤平整,不人为扩大端面顶板裸露面积;工作面割煤、移架工序协调配合,实现正规循环作业和追机作业方式合理;保持支架良好工作状态,及时移架支撑顶板。
采煤机割煤后,必须及时移架。泥岩等软弱顶板破碎易冒落,工作面液压支架带压提前移架,避免邻架同时移架出现空顶面积过大。
协调煤壁、顶板和支架相互作用关系,充分发挥支架在系统稳定中控制作用,及时支护护帮板和前探梁,提高支架初撑力;必要时在煤壁侧架顺山棚,将顶板用板梁或背板背严。
支架的初撑力应充分满足使直接顶与老顶岩层紧贴,不发生离层,从而避免直接顶处于离层状态,防止顶板事故的发生。
(1)中厚近距离煤层端面顶板压剪破坏后发生冒落失稳,主要影响因素为顶板赋存状态、支架工作状态和端面顶板-煤壁-液压支架系统稳定性。
(2)端面顶板失稳可分为拱轴上移型端面冒顶和剪切滑移型端面冒顶,拱轴上移冒顶受冒落拱载荷、冒落拱拱脚垂直方向和水平方向上的支护作用力影响;采高和支架宽度增大时,剪切滑移冒顶控制变得困难。
(3)基于协调控制思想,从控制破碎顶板、优化工作面作业工序和增强液压支架支护质量方面提出了端面顶板稳定性综合控制技术。
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