李海波
(国网能源和丰煤电有限公司沙吉海煤矿,新疆 塔城 834400)
在煤炭资源开采过程中,厚度超过3.5 m 的煤层一般采用综放开采,但随着采高增加,煤壁片帮的现象变得十分突出,对工作面矿压防治造成极大的困扰,尤其是在三软厚煤层综放工作面中,煤层物理力学性质较为软弱,工作面矿压显现更加剧烈,工作面会频繁出现煤壁大面积片帮的问题,严重威胁现场施工人员安全。
针对综放工作面片帮机理与防治对策,张金虎[1]分析了煤壁稳定性的影响因素,提出通过增强支架工作能力、增大护帮防护面积和护帮力、提升供液速度的多维防护措施;杨胜利[2-3]等分析了煤壁变形特征和柔性加固机理,设计了柔性材料拉拔实验和柔性材料加固煤样强度实验,研究了不同直径棕绳煤样的变形和强度特征;李振华等[4-5]总结并分析了回采过程中煤壁片帮的基本特征,提出了“煤层注水、适当减缓工作面推进速度、提高液压支架工作阻力”的片帮综合治理方案;李立、付永刚等[6-7]通过建立煤壁片帮模型,分析了工作面煤壁片帮力学机制,研究了倾角、采高与片帮临界力对片帮的影响;王兆会[8-9]等采用室内试验、理论分析及现场实测综合手段对硬煤煤壁破坏形式、发生机理及影响因素进行分析;伍永平[10-11]通过建立倾向煤壁岩梁力学模型,揭示了不同因素对煤壁片帮的影响机制。
诸多学者从不同方面研究了综放工作面片帮机理,并提出具有工程借鉴意义的防治对策。本文在前人研究的基础上,以沙吉海煤矿B1003W03 综放工作面为工程背景,基于理论分析揭示了综放工作面片帮冒顶机理,提出了影响工作面煤壁片帮的重要因素,形成了针对性的工作面片帮防治对策。
沙吉海煤矿主采B10 煤层,埋深250 m 左右,煤层平均厚度5.68 m,可采5.38 m,厚度变化较大,其内部含夹矸,夹矸厚度均在1.0 m 以上。
工作面采用综采放顶煤采煤方法,煤层顶板复合特征明显,其岩层结构主要由泥岩和砂质泥岩组成,煤层及顶板的整体强度较低,属于典型的三软煤层,图1 为B10 煤层顶板岩层结构窥视探测结果。
图1 B10 煤层顶板岩层结构窥视探测结果Fig.1 Roof peep results of No.B10 Coal Seam
B10 煤层的层理发育特征不明显,但在垂直方向上裂隙及纵向节理较为发育,同时煤体的单轴抗拉强度极低,仅为0.49~0.71 MPa,且工作面回采过程中由于受到剧烈采动影响,煤体易发生拉裂破坏,从而产生煤壁片帮现象,严重制约了工作面的安全有序推进。
工作面煤壁剪切破坏面多为曲面,如图2 所示。为研究方便,简化为平面abc,煤壁压力简化为均布力q(实际煤壁压力q 不是均匀分布),建立如图2 所示的力学模型。按照莫尔-库仑强度准则,定义沿剪切滑移面上的抗剪力T 除以该滑移面上的滑动力S 为稳定系数,即K=T/S,如果该值小于1,那么煤壁发生剪切破坏,否则煤壁保持稳定,图2 为煤壁剪切破坏力学分析。
图2 煤壁剪切破坏力学分析Fig.2 Mechanical analysis of shear failure of coal wall
煤壁拉裂破坏的破坏准则见式(1)。
式中:T 为破坏面提供的抗滑力;S 为沿破坏面ab的滑动力;N 为破坏面上所受的正压力;L 为破坏面长度;q0为护帮板作用在煤壁上的载荷集度;H为煤壁高度;H2为护帮板高度;H1为破坏体高度;G 为破坏体的重力;γ 为煤的体积力;a 为破坏面与煤壁的夹角;Q 为作用在破坏体上的煤壁压力;Q0为护帮板对煤壁的水平作用力;c 为煤体的内聚力;φ为煤体的内摩擦角。
支架与煤壁共同承担上覆岩层的顶板压力,所以煤壁上方压力见式(2)。
式中:LB为支架控顶距,m;P 为支架支护强度;H 为割煤高度,m;kp为岩石碎胀系数;L1为直接顶悬顶距,m;L2为老顶破断岩块长度,m;n 为动载系数,取1.2~3.0。
工作面初采时煤壁一般不发生片帮破坏,随着开采扰动的影响,煤壁煤体完整度逐渐降低,煤体的内聚力和内摩擦逐渐减小。工作面煤壁的基础数据 为:H=3.5 m,γ=22 kN/m3,kp=1.25,n=1.5,L1=7 m,L2=15 m,LB=5.3 m,P=1.02 MPa,α=45°-φ/2,c=1.5 MPa,φ=20°,q0=0.1 MPa。设H2=H,分别变化H、P,将式(2)代入式(1),得到工作面煤壁稳定系数K 的值,如图3 所示。
图3 煤壁稳定系数K的变化曲线Fig.3 Variation curve of coal stability coefficient K
由图3 煤壁稳定系数K 的变化曲线可知:
(1)当H1=2 m、q0=0.1 MPa 不变时,割煤高度H 越大,稳定系数K 就越小。当煤的内聚力c<2.0 MPa、内摩擦角φ<20°时,割煤高度H=2.8~4.0 m 时,稳定系数K<1,煤壁发生破坏;当煤的内聚力c=2.0 MPa、内摩擦角φ=20 °时,采高H>3.5 m 时,稳定系数K<1,煤壁发生破坏,采高H<3.5 m 时,煤壁保持稳定;当煤的内聚力c>1.5 MPa、内摩擦角φ>25 °时,采高H=2.8~4.0 m时,稳定系数K>1,煤壁保持稳定,即煤体较硬时,煤壁不会出现剪切破坏。但不论哪种情况,随着割煤高度的增加,煤壁稳定性是逐渐降低的。
(2)当H1=2 m、q0=0.1 MPa 不变时,支架的支护强度P 越大,在相同煤壁压力q 作用下,稳定系数K 就越大。当煤的内聚c=1.0 MPa、内摩擦角φ=20°时,无支护状态时,稳定系数K 始终小于1,煤壁发生破坏;当煤的内聚力c=2.0MPa、内摩擦角φ=25°时,支护强度P<1.0 MPa 时,稳定系数K<1,煤壁发生破坏;当煤的内聚力c>3 MPa、内摩擦角φ>30°时,支护强度P=0~1.5 MPa 时,稳定系数K>1,煤壁不发生破坏。因此,当煤体较软时,虽然提高支护强度能够提高煤壁稳定性,但是煤壁仍然发生破坏。
综合上述分析可知,确定合理的割煤高度,保障支架的工作阻力,以及重视区域煤岩力学性质变化对提高煤壁稳定性的有重要作用。
基于理论分析,结合沙吉海煤矿B1003W03 工作面实际情况,主要从确定合理的割煤高度、保障有效的支架工作阻力以及合理的工作面推进速度等方面提出了针对性的综放工作面煤壁片帮控制对策。
(1)确定合理的工作面割煤高度。合理的工作面割煤高度是防治煤壁片帮的重要因素,在一定范围内加大割煤高度,有助于提高工作面的产量和效益,但是,割煤高度的加大也会加剧煤壁片帮现象的发生。因此,在正常回采条件下,建议工作面割煤高度不高于3.6 m,遇到地质异常区域以及工作面初采期间应做出针对性的调整。
(2)确定合理的支架工作阻力以及推进速度。合理地控制工作面工作阻力可以保证架与顶板的有效接触,以提供必要的支护阻力,及时打开护帮板对煤壁进行防护,降低片帮几率。同时,合理控制工作面推进速度可减少煤壁承受的载荷,防止片帮加剧。
(3)重视区域煤岩性质变化,围岩加固改性。煤岩体的物理力学性质也是影响煤壁片帮的重要因素。煤体力学性质较高的区域,煤壁的完整性一般较好,而在煤体物理力学性质较为软弱的区域,煤体易发生片帮,应采取煤壁加固措施,改善煤岩体物理性质,提高煤壁稳定性。
考虑到工作面存在一般区域与构造异常区域,根据工作面在正常回采与来压期间围岩条件,可通过合理调节推进速度、支架阻力和割煤高度来减轻工作面片帮情况。B1003W05 工作面初采期间、正常回采与来压期间防治对策应用见表1。
表1 基于综放工作面片帮防治的开采及支护参数Table 1 Suggested mining and support parameters based on the prevention and control of rib spalling in caving face
为验证煤壁片帮防治措施的控制效果,对B1003W03 工作面处于一般区域,且正常回采条件下的煤壁进行探测,采用岩层窥视仪观察孔内裂隙情况分布,在B1003W03 工作面煤壁距离上端口位置为90、113、170m 处分别布置1 号、2 号、3 号3 个窥视钻孔,如图4 所示。
图4 窥视钻孔位置布置Fig.4 Peep hole location layout
对综放工作面煤壁窥视结果进行对比分析,如图5 所示。综合90 m 测站、113 m 测站以及170 m测站窥视结果可知,工作面煤壁由浅到深主要分为破碎区、采动裂隙区、稳定区。其中破碎区主要分布在煤层浅部区域,集中在0~0.2 m,破碎情况基本一致;工作面的采动影响作用容易使煤壁部分区域出现采动裂隙区,在钻孔3 m 范围内出现采动裂隙区,在钻孔3.3~9 m,分布有极少数原生裂隙,煤层基本处于稳定状态,不存在诱发煤壁发生片帮的风险。同时,为进一步验证煤壁片帮防治措施的控制效果,对工作面现场煤壁进行了宏观观测,观测结果显示出煤壁整体稳定性较好。
图5 B1003W03 工作面煤壁钻孔窥视结果Fig.5 Peeping results of coal wall drilling in No.B1003W03 Face
(1)通过煤壁片帮理论分析,得出沿剪切滑移面上的抗剪力与该滑移面上的滑动力比值小于1,煤壁发生剪切破坏,导致煤壁片帮的发生。
(2)分析了影响煤壁片帮的关键影响因素,提出合理确定工作面割煤高度、重视保障支架工作阻力以及围岩加固改性的煤壁片帮防治措施,现场监测结果表明,煤壁片帮得到了有效控制。