田取珍,張愛絨,路全寬,劉躍飛,李鵬翔
(太原理工大學a.礦業工程學院;b.期刊中心,太原030024)
龍泉井田位于山西省中部的婁煩縣境內,井田面積35.23km2。龍泉礦井的建設規模為5.0Mt/a,首采區布置在4號煤層。4號煤層厚度為1.70~8.2 m,平均6.47m,煤層傾角大部為5°~10°,最大不超過15°,埋藏深度約300~1 000m,首采區平均采深450m。針對4號煤提出了放頂煤和大采高采煤方法,從技術上對比,大采高比放頂煤生產管理簡單,但煤壁的穩定性成為其能否采用的決定性因素。隨著采高的加大,煤壁片幫深度增大,煤壁片幫對工作面正常生產產生嚴重的影響:首先影響職工的人身安全與正常生產的進行。據我國多個大采高工作面現場觀測,在地質構造復雜地帶片幫非常嚴重,片幫范圍從幾米至十幾米,甚至整個工作面。片幫深度也達到了3~5m,片幫的塊度可達到5~20m3,經常把工作面刮板機砸變形,甚至進入支架內人行道,片落的大塊煤體無法通過采煤機,影響了正常割煤。其次,煤壁片幫后,空頂距增大,引起端面漏冒,導致頂板條件惡化,而頂板條件惡化又導致支架接頂差,支架受力不均,容易引起支架部件損壞,造成頂板事故,這樣的惡性循環無法實現高產高效,同時也是安全生產的重大隱患[1]。
為了分析龍泉煤礦4號煤在大采高條件下的煤壁穩定性,我們在現場取巖心得到龍泉煤礦4號煤柱狀圖(見圖1),通過巖石力學實驗得到了4號煤的頂底板的物理力學參數(見表1),并在此基礎上對煤壁的穩定性進行了力學分析和數值模擬研究。

表1 4號煤層及頂底板巖石力學參數表

圖1 柱狀圖
采煤工作面煤體在尚未開采時,上覆原始鉛直力為γH,水平力約為μγH/(1-μ)處于原始的三向應力平衡條件下。當煤體開采后,開采煤壁的應力狀態發生以下三種變化:
1)煤壁附近應力平衡遭到破壞,煤壁煤體由三向受力變為二向受力狀態甚至于單向受力狀態,由巖石力學可知二向受力狀態的抗破壞性低于三向受力狀態,因此工作面煤壁的穩定性必然減小;
2)煤層開采在工作面前方形成了超前支承壓力KγH,它隨著工作面的推進而向前移動,在支承壓力作用下,工作面前方形成了破裂區、塑性區、彈性應力升高區、原始應力區。而煤壁處于破裂區和塑性區,其穩定性必然減小;
3)由于工作面的推進將引起基本頂的初次來壓和周期來壓,來壓時基本頂的回轉運動對直接頂產生剪切和拉伸破壞,將部分支承壓力轉移到煤壁上,使煤壁裂隙發育,易發生煤壁片幫,誘發工作面機道冒頂。由于以上三點原因,煤壁前的煤體由完整的塊體,經歷了在二向應力狀態 下的支承壓力擠壓,被破壞成為近散體狀的塑性破壞狀態。此處的煤壁受到采動影響時將會發生壓剪式、滑落式、劈裂式或橫拱式片幫現象[2]。
4號煤埋深平均為450m,則垂直應力為:γH =26 000N/m3×450m=11.7MPa.則支承壓力峰值為KγH,K取2~4,則KγH 介于23.4~46.8MPa間,由巖石力學庫倫破壞準則:

式中:σ3為水平水平應力松比(實驗室測得為0.27);γ為上覆巖層平均容重為26 000N/m3;φ為煤的內摩擦角(實驗室測得為26.35°);σc為煤塊的單軸抗壓強度(實驗室測得為13.58MPa)。
得到使煤體在三向受力下破壞的支承壓力強度為σ1=24.8MPa。由于隨著采高的加大,支承壓力必然增大,K可取大值;而且由于煤體本身的強度低于煤塊強度,所以σ1<KγH。則煤壁在工作面前必然破壞,破壞的深度為工作面前塑性區深度[4]:

由巖石力學參數得知:采高m=6m,內摩擦角φ=26.35°,粘聚力C=2.02MPa,應力集中系數K取4,γ=0.026MPa,采深H=450m,水平支護力p1=0,煤層與頂底板的摩擦系數f=0.5。計算得x0=3.7m。
由上式可以知道塑性區破壞深度隨著采高m、應力集中系數K、煤的埋深H 的增大而增大,與煤的硬度(內聚力、內摩擦角)和支架對煤幫的阻力p1成反比。
減小塑性區深度x0可以降低煤壁片幫概率,可以采用以下方法減小塑性區的深度:
1)降低采高。龍泉煤礦4號煤平均厚度為6.47m,首采區煤層厚度為6~8m,降低采高將引起回收率的降低,不經濟合理。
2)加固煤體,可以在煤壁處打錨桿或者化學藥劑加固,以提高煤的強度,但是大采高工作面長達200多米,費工費時,影響割煤,且工人的工作環境的安全性不能保證。
3)增加液壓支架護幫板支護強度,但護幫板支護強度比較低(一般約為0.5MPa左右),且在采煤機割煤段前后幾十米范圍不能打開,如果煤壁本身破碎嚴重,則割煤時就會發生片幫漏頂。
4)增大支架工作阻力。增大支架工作阻力,可以降低煤壁前支承壓力,減小應力集中系數k,有利于緩解煤壁片幫,模型力學原理如圖2所示[5]。

圖2 采場結構模型
對A點取矩,得力矩平衡

式中:T為老頂受到的水平推力;q為上覆巖層載荷;F2為支架工作阻力;F1為煤壁處的壓力。由(2)式可知支架工作阻力F2的增加將會使得煤壁處壓力F1減小。
通過RFPA2D數值模擬的手段,分析工作面煤壁穩定性狀態和工作面圍巖力學變化狀態。
數值模型如圖3,模型共分為3層,首采區4號煤層的平均開采深度按450m考慮,各層所代表的巖層及煤體如圖3所示。數值模型的力學參數以煤礦巖層力學性質的測試參數為依據,模型的力學性質參數見表2。圖中所示的灰度是通過細觀單元的相對彈性模量值所表達的非均勻性特征,灰度越亮,則其值越高,灰度越暗,則其值越低。支架工作阻力分別為8 000,10 000,12 000kN,模擬結果如圖4—圖6所示。

表2 數值模型的力學參數

圖3 數值模型

圖4 液壓支架工作阻力為8 000kN采場結構模型時煤壁片幫結果

圖5 液壓支架工作阻力為10 000kN時煤壁片幫結果
軟煤發生片幫的形式多以剪切為主,硬煤發生片幫的形式多以拉伸為主。但煤體最終發生片幫時的破壞形式還是以剪切為主,說明煤體應力集中程度被降低或是頂板和液壓支架分擔的應力還是沒有達到使煤體發生拉伸破壞的程度。

圖6 液壓支架工作阻力為12 000kN時煤壁片幫結果
通過數值模擬軟件RFPA2D模擬煤壁片幫結果顯示可知,采高為6.0m時,當液壓支架工作阻力為8 000kN,片幫深度為3.0m;當液壓支架工作阻力為10 000kN,片幫深度為2.6m;當液壓支架工作阻力為12 000kN,片幫深度為2.2m。可以看出,4號煤層采高為6.0m時,煤壁穩定性很差,且支架工作阻力對片幫深度影響不大,發生冒頂和片幫的概率很大,不利于使用大采高綜采。
由以上模擬結果建立了液壓支架工作阻力與片幫深度之間的關系,如圖7所示。

圖7 液壓支架工作阻力與片幫深度之間的關系
其關系式為:

式中:y為煤壁片幫深度,m;x為液壓支架工作阻力,kN。
1)工作面開采引起的支承壓力使得煤壁變為塑性大變形巖體,受到采動影響就會發生片幫,片幫形式與煤體的結構面方向密切相關。通過計算在龍泉煤礦的條件下,煤壁前的煤體必然被破壞。
2)通過理論分析得知影響煤壁塑性區的大小是采高、煤的硬度、煤的埋深、支架的支護力、支承壓力的大小的綜合作用結果。在其他條件為已有不可改變條件下,可以提高支架阻力,降低應力集中系數K,從而減小塑性區范圍,緩解煤壁片幫。
3)通過數值模擬得到了煤壁片幫深度與支架工作阻力的函數關系,支架工作阻力對片幫深度影響不大。通過函數計算,要使工作面偏幫深度小于0.5m,則支架工作阻力需要8.53萬kN,支架在現有的技術條件下是不可能制造出來的。可以看出,龍泉礦井4號煤實現6.0m大采高比較困難。
4)國內6.0m大采高綜采煤層賦存具備以下共有特征:
a.井田內地質條件簡單,地質構造少,開采條件優越;
b.煤層厚度變化小;
c.煤層傾角小,多為近水平煤層;
d.煤層硬度高,普氏系數普遍大于2;
e.煤層韌性高,冒放性差;
f.頂板屬易冒落至中等冒落頂板。從工程類比上看,龍泉煤礦煤厚度變異系數較大,煤的硬度較低,也不適用大采高采煤方法。
[1] 弓培林.大采高采場圍巖控制理論及應用研究[M].北京:煤炭工業出版社,2006.
[2] 李建國,田取珍,楊雙鎖.河灘溝煤礦綜放面煤壁片幫機理及其控制[J].煤炭科學技術,2003,31(12):73-75.
[3] 錢鳴高.礦山壓力與巖層控制[M].江蘇:中國礦業大學出版社,2010.
[4] 熊仁欽.關于煤壁內塑性區寬度的討論[J].煤炭學報,1989,3(1):16-22.
[5] 王家臣.極軟厚煤層煤壁片幫與防治機理[J].煤炭學報,2007,32(8):785-788.