王國勛
(西山煤電晉興公司斜溝煤礦, 山西 興縣 033600)
厚煤層一次采全高技術相對綜放開采而言可以提升煤炭采出率,在礦井中后煤層開采中得到廣泛應用[1]。由于一次開采厚度大,造成采場空間一次懸露面積多,礦壓顯現、煤壁片幫失穩等顯現更容易發生,嚴重時會出現設備以及人員損傷事故,給礦井生產帶來不利影響[2-3]。文中以山西某礦6501 大采高一次采全高工作面為研究背景,對煤壁失穩原因及影響因素進行分析,并提出有針對性煤壁失穩控制技術,解決礦井實踐過程中遇到煤壁片幫難題。
當開挖煤體后,在超前支承壓力影響下,煤壁表面煤體首先遭受破壞,產生大量裂隙,并向煤體深部擴展,從而在煤壁表面出現一定深度的塑性區[4]。塑性區是導致煤壁出現片幫的一個重要方面,研究塑性區、超前支承壓力分布可以更好地解釋煤壁片幫原因。
具體煤壁受力簡化模型見圖1,由于煤層厚度相對比采深而言很小,因此可以近似認為σx均衡分布,σy沿著煤層厚度方向上不發生變化,σx、σz表示作用于單元煤體上的壓應力,將煤層與頂板、底板接觸面間的內聚力、摩擦系數分別用c1、f1表示,則煤層與頂底板間摩擦阻力大小為c1+σzf1,作用方向面向采空區[5-6]。
根據極限平衡條件(∑F=0),可以得出水平方向上的極限平衡方程,具體見公式1。

對公式(1)進行整理后得到式(2)。


圖1 煤壁受力簡化模型
由于煤壁一側為實體煤,另一側為采空區,因此水平應力在面向采空區方向得以釋放,造成σz顯著高于 σx,且 σx與 σ3、σz與 σ1之間存在較小夾角,因此,認為σz、σx分別為最大、最小主應力。設定煤體屈服時滿足Lade-Duncan 準則,則對可以將公式(2)進行轉化得到公式(3)。

式中:P 表示采面液壓支架前擋板對煤壁支撐力。
將D 表達式帶入到公式(3)中,并簡化得到公式(4)。

設定采面前方煤壁內最大支承壓力位于彈、塑性區分界處,則

式中:K1為應力集中系數;γ 為覆巖容重;H 為埋深。
將公式(5)帶入到公式(4)并簡化得到,采面煤壁塑性區分布范圍x 計算公式,具體如公式(6)所示。

從公式(6)可以看出,采面開采空間捏的支架支撐強度,檔煤板護壁強度、采面采深、高面高度、煤體強度等是影響采面前方煤壁塑性區分布范圍的重要因素。通過提高采面液壓支架支撐阻力、檔煤板護壁強度,提升煤體強度等,可以在一定程度上減少前方煤體塑性區分布范圍,在一定程度上降低煤壁片幫嚴重程度。
根據該礦6501 工作面情況,采用FLAC3D軟件對煤壁片幫影響因素進行分析。
根據模擬計算結果得到6501 工作面不同支護強度下的頂板下沉量、煤壁位移量變化曲線,具體見圖 2、圖3。

圖2 不同支護強度下的頂板下沉量變化曲線圖

圖3 不同支護強度下的頂板下沉量變化曲線圖
從圖2、圖3 可以看出,隨著采面液壓支架支撐阻力的提升,采面頂板下沉量、煤壁水平位移量均出現降低。當采面液壓支架工作阻力高于1.2 MPa 時,頂板下沉量、煤壁水平位移量變化趨于平緩。表明,提高采面液壓支架工作阻力可以在一定程度上控制頂板下沉及煤壁水平位移,但是對頂板下沉量控制效果要高于對煤壁水平位移控制效果。同時液壓支架工作阻力增加至一定值后,再逐漸加大,對頂板、煤壁位移控制效果增加不明顯。結果表明,在一定范圍內,通過提升液壓支架工作阻力,有利于降低頂板下沉施加于煤壁前方的工作阻力,較少煤壁片幫破壞程度。
具體檔煤板不同護壁強度下的煤壁水平位移情況見圖4。

圖4 檔煤板不同護壁強度下的煤壁水平位移變化曲線圖
從圖4 中可以看出,在豎向方向上煤壁水平位移呈現出靠近頂、底板處位移量小,煤壁中部位移量大趨勢。同時隨著檔煤板支撐強度增加,煤壁水平位移量值顯著降低,主要是由于受到檔煤板支護作用,在工作面推進方向向煤壁施加以側向作用力,使得煤壁受力由兩向受力變成三向受力,提高了煤壁抵抗變形的能力。同時在煤壁上提高擋煤板支撐強度,也可以減少煤壁前方塑性區范圍,降低煤壁片幫發生可能。
采用大采高一次采全高開采時,采面礦壓顯現、采動壓力更為明顯,采面前方煤體內部裂隙、節理發育,導致煤壁穩定性及承載能力降低。通過改變采面前方煤體力學性質,可以在一定程度上降低煤體裂隙發育程度,降低煤壁片幫,注漿是一種較為常用的煤壁加固技術措施。具體采用注漿、無注漿兩種條件下煤壁垂向應力分布、水平位移變形量見圖5,圖6。

圖5 注漿、無注漿兩種條件下煤壁垂向應力分布圖

圖6 注漿、無注漿兩種條件下煤壁水平位移變變化曲線
從圖6 中看出,對采面前方煤體進行注漿加固后,采面邊緣煤壁處的垂向應力顯著提升,主要是邊緣煤壁在注漿作用下承載能力得以提升,塑性區破壞范圍有所降低。同時對煤壁進行注漿后,煤壁水平位移量得到大幅度降低。因此,注漿加固對保證煤壁穩定,避免煤壁片幫具有重要作用。
通過對6501 大采高工作面煤壁片幫發生原因及影響因素分析,在現場應用中通過采用提高采面液壓支架支撐強度、強化檔煤板支撐能力、提升采面推進速度以及煤壁超前注漿加固等技術手段,來對煤壁失穩進行控制。
根據上述分析結果,在6501 大采高工作面液壓支架支撐強度為1.2 MPa 時,液壓支架對煤層頂板、煤壁起到較好的支撐作用。為了提高支撐效果,并考慮10%富裕系數,采面液壓支架最終支護強度應達到1.32 MPa。
根據采用的液壓支架空頂距離、頂梁長度、配套尺寸等,根據下述公式(7)可以計算出液壓支架工作阻力。

式中:P 為液壓支架工作阻力;q 為支架支承強度,取值 1.32 MPa;B 表示液壓支架寬度,取值 1.75 m;LK、LD分別為梁端寬(取值0.65 m)、頂梁長(取值4.6 m)。
計算得出,液壓支架工作阻力為12 128 kN,考慮一定富裕系數,最終確定采面液壓支架工作阻力為1.3×105kN,安全閥開啟值為46.9 MPa。
在6501 大采高工作面液壓支架前端檔煤板采用由液壓油缸、護幫板組成的三級護幫結構,其中第三級護幫結構可以實現180°旋轉,護幫高度h 達到3 m 以上,強度p 達到0.85 MPa 以上,具體三級護幫結構見圖7。

圖7 三級護幫結構(mm)
由于采面煤壁失穩具有一定時效性,可以適當提升采面推進速度,降低各種不正常事故給采面正常生產帶來影響,若不得已需要停采時盡量停止在煤層較薄、頂板條件較好地段。當采面煤壁片幫嚴重時,可以采用臺階法截割煤炭,主要是采煤機先回采上層頂煤,形成高度約為2.5 m 上臺階,并及時伸出頂梁護頂,不推溜,返回時切割下部堆煤,移動刮板輸送機。
由于開采的6 號煤層硬度值在0.6,較為松軟,采用大采高一次采全高工藝,煤壁出現失穩片幫可能增加,在回采工作面采用超前注入高水速凝材料進行加固。根據煤壁片幫失穩分析結果,具體確定的采面注漿鉆孔參數及見表1 和圖8。

表1 注漿鉆孔參數

圖8 注漿鉆孔布置示意圖
在回采工作面布置5 個測站,對采面采用煤壁失穩控制技術前后的煤壁片幫情況進行對比監測。從監測結果得出,采用煤壁片幫控制技術后,煤壁片幫嚴重程度得到顯著降低,最大片幫深度從以往1.68 m 降低至0.58 m,采面平均煤壁片幫深度從0.93 m 降低至0.28 m,片幫范圍從87%降低至25%。表明,在6501 大采高工作面采用的煤壁失穩片幫控制技術應用效果明顯,可以有效控制煤壁片幫發生。
1)采用理論分析方法對6501 大采高工作面煤壁片幫發生原因進行分析,并具體對開采引起的煤壁塑性區分布范圍,超前支撐壓力分布情況等進行研究,并確定采面液壓支架支撐強度、煤體強度、埋深、開采高度以及檔煤板支撐強度等是影響煤壁穩定性的主要因素。
2)根據理論分析結果,對支架支撐強度、檔煤板護壁強度、注漿加固對采面煤壁變形量影響等因素對煤壁失穩片幫作用進行具體分析,并根據分析結果,在6501 大采高工作面采用提高采面液壓支架支撐強度、強化檔煤板支撐能力、提升采面推進速度以及煤壁超前注漿加固等技術手段,來對煤壁失穩進行控制。
3)6501 大采高工作面采用提出的煤壁失穩控制技術后,圍巖穩定性顯現提升,煤壁片幫深度從0.93 m 降低至0.28 m,片幫范圍從87%降低至25%,現場應用取得顯著效果。