祝 強
(神華神東煤炭集團有限責任公司哈拉溝煤礦,陜西省榆林市,719315)
近距離煤層群開采中,上部煤層回采后其底板一定范圍內的巖石受采動影響,完整性受到破壞,節理裂隙發育。當煤層間距較小時,下部煤層工作面上方為裂隙頂板和上部工作面采空區垮落巖石,開采時極易發生架前漏冒和空頂,增加處理時間和費用,降低了有效割煤時間,嚴重影響工作面安全高效開采。一些學者在端面穩定性影響因素和控制技術進行了研究,認為支架工作阻力、推進速度和頂板煤巖性質等是主要因素,提出頂板注漿、提高支架工作阻力等控制方法。但已有研究對象主要是厚煤層,對近距離中厚煤層研究較少,煤層間距減小時回采相互影響更大,中厚煤層覆巖垮落規律和采場應力分布明顯異于厚煤層,其頂板結構及穩定性需要更深入的研究。
本文以東曲煤礦近距離煤層開采端面頂板為研究對象,采用理論分析建立端面頂板結構模型,得到近距離中厚煤層端面軟弱頂板穩定性的影響因素和穩定性特征,提出協同控制技術,為類似條件工作面安全生產提供參考。
東曲礦2#、4#煤層間距4.36~5.60 m,屬典型的近距離煤層,其中2#煤層平均厚度1.55 m,現已回采完畢。4#煤層平均厚度3.3 m,煤層傾角2°~8°,頂板泥巖強度極低,屬軟弱巖層。
4#煤層14214工作面自開采以來先后發生7次大范圍的冒頂事故,其中冒頂高度達到3~4 m,寬度達到10 m的有5次。現場統計發現,沿傾斜方向,在工作面的兩端和中間部位均發生過端面冒頂;推進方向上,冒頂多發生在液壓支架梁端至煤壁的無支護空間。
采用FLAC3D軟件建立工作面端面頂板-支架相互作用關系模型,X、Y、Z方向模型尺寸為:80 m×20 m×28 m(長×寬×高),在2#煤層X方向開挖50 m,兩端各留設15 m煤柱,在4#煤層X方向開挖30 m。模型上表面施加均布載荷2 MPa,下表面固定,前后表面均為垂直和水平位移固定。
支架頂梁采用殼體單元,材料采用線彈性本構模型。支架架型為ZZ5200-19.5/42,額定工作阻力5200 kN,端面頂板塑性區和應力場分布特征如圖1所示。由圖1可知,回采時煤壁和支架正上方和前方頂板發生大范圍剪切破壞,端面處以壓剪破壞為主;工作面煤壁破壞片幫剝落后應力得到釋放,支架正上方頂板受頂梁擠壓作用,應力達到10 MPa。
1.2.1 煤層頂板賦存狀態
在工作面超前支承壓力和支架反復支撐作用下,端面頂板發生不同程度破壞。當端面頂板裂隙發育或為泥巖等軟弱巖層時,在礦壓作用下易破碎,發生冒頂事故。
1.2.2 支架工作狀態
回采后頂板失去支撐發生下沉垮落,支架頂板和前梁成為保持頂板穩定的主要支撐物,支架工作狀態包括初撐力、端面距、頂梁傾角等,對端面頂板穩定性具有重要影響。
支架初撐力較大時,支架對頂板支撐作用強,頂板下沉空間小,不易漏冒。端面距越大,空頂距越大,端面頂板越易失穩,實測發現,當端面距小于1200 mm時,冒高變化較為平緩,當端面距大于1200 mm后,冒高急劇增大。頂梁開始垮落時,隨傾角增大,端面頂板冒高增大,工作面狀況開始惡化。

圖1 端面頂板破壞特征
1.2.3 端面冒頂的惡性循環及其誘發因素
支架、端面頂板和煤壁組成工作面支架—圍巖系統,支架頂梁和前探梁支撐端面頂板和煤壁,煤壁支撐端面頂板,端面頂板對煤壁和支架穩定性有重要作用。當端面頂板失穩時,支架空頂面積增大,支架頂梁抬頭,對頂板和煤壁支撐作用削弱,導致煤壁、支架對端面頂板支撐作用下降,形成惡性循環。
研究發現端面漏冒方式和塊度受直接頂板巖體的組成、節理裂隙發育程度影響,當工作面頂板處于散體狀態時形成拱軸上移型端面冒頂,而工作面有節理裂隙發育未完全破壞時將發生剪切滑移型端面冒頂。
由計算結果得知,2#煤層開采底板最大破壞深度為4.75 m,當煤層間距小于4.75 m時,4#煤層工作面頂板完全受到破壞,頂板巖體可視為散體結構,工作面端面冒頂以拱軸上移冒落為主;當間距大于4.75 m時,自2#煤層底板到4#煤層工作面頂板,巖層狀態依次為完全破壞、未完全破壞,其中未完全破壞巖層物理力學狀態等效于節理裂隙發育塊體,工作面端面冒頂以剪切滑移型冒落為主。
失去煤壁支撐,支架未及時支護或支撐力不足時,端面頂板將發生拱軸上移冒落型漏冒,端面冒頂工作面頂板賦存情況如圖2所示。

圖2 拱軸上移冒落型端面冒頂頂板賦存情況
建立冒落拱力學模型如圖3所示。冒落拱的拱頂垂直載荷q,經拱圈傳遞到冒落拱的兩個拱腳、煤體和支架頂梁上,冒落拱的側向載荷分別為q1、q2、q3和q4。支架頂梁端拱腳A的水平方向和垂直方向支護力分別為TA、NA,拱頂C處水平力為TC,煤體拱腳B處水平和垂直作用力為TB、NB,端面直接頂拱高為h,拱跨為d。

圖3 冒落拱力學模型
冒落拱平衡要求拱軸線ACB所在截面上的彎矩M和剪力Q都為零,對拱軸線ACB上的任一點m(x,y)取∑Mm=0和∑Qm=0可得拱跨d與拱高h關系為:
(1)

f——支架頂梁與直接頂巖體的摩擦系數。
支架頂梁端拱腳A水平方向支護力TA計算公式為:
(2)
支架頂梁端拱腳A垂直方向支護力NA計算公式為:
(3)
由此可知,工作面端面冒頂的冒落高度與冒落寬度成正比,受冒落拱載荷、冒落拱拱腳垂直方向和水平方向上的支護作用力影響。
未受到完全破壞的工作面端面頂板以沿節理面滑移剪切失穩為主,采用無內聚力的多節理巖體強度判別理論分析,剪切滑移冒落型端面冒頂工作面頂板賦存情況如圖4所示。

圖4 剪切滑移冒落型端面冒頂頂板賦存情況
合理簡化模型邊界條件,得到端面頂板穩定性力學模型如圖5所示。

圖5 端面頂板穩定性力學分析模型
由圖5可知,煤層采高為m,端面距為s,端面直接頂板厚度為h,支架施加給端面直接頂板的水平推力為F水平。以直接頂存在兩組節理(傾角分別為a1和a2)為例進行分析計算,類似得到多組節理巖體的強度條件。
針對四柱掩護式支架的結構特點,支架施加的水平推力F水平由支架前立柱前傾產生的水平推力、支架頂梁與直接頂產生的水平摩擦阻力組成,其表達式為:
F水平=2Pcosβ+μ(2P+2Psinβ)
(4)
式中:P——支架支柱的工作阻力,kN;
μ——支架頂梁與直接頂的摩擦系數;
β——支架前立柱前傾角,(°)。
則端面直接頂板受到的水平應力δ水平為:
(5)
式中:w——支架控制直接頂的寬度,與支架寬度相同,m。
端面直接頂板垂直方向的應力取4~8倍煤層采高的巖柱重量計算,則作用在直接頂上方的載荷集度:
q=8mγ
(6)
式中:m——煤層采高,m;
γ——頂板容重,kN/m3。
以支架頂梁前端為坐標原點建立坐標系,端面直接頂板任一截面所受的剪力Fτ的計算公式為:
Fτ(x)=qdx=8mγdx
(7)
由式(7)可以看出,工作面端面頂板的穩定性與圍巖自身的賦存條件以及工作面支架的工作狀態密切相關。隨著工作面煤層采高的加大,端面頂板愈加不穩定,在頂板較為破碎情況下極易發生端面冒頂事故;液壓支架寬度增大不利于端面頂板的控制;而適當加大支架工作阻力、支架前立柱前傾角(適當加大支架的水平推力)以及支架頂梁與直接頂板的摩擦系數有利于端面頂板的穩定性。
根據影響端面頂板穩定性的主要因素和兩種端面頂板結構穩定性結果分析,基于協調控制原則,提出控制工作面破碎頂板、優化回采工序以及增強支架支護質量的綜合控制技術。
冒頂事故的處置原則是改變煤巖體的物理力學性質,減小工作面端面頂板的懸露以及冒落面積;堅持迅速快捷、縮小范圍、自外向里、由邊緣向中央、循序漸進的處理原則。
工作面支架梁端發生冒頂時,當冒落范圍較小,冒頂高度在1 m以下時,采用勾頂處理,1 m以上采用蓬頂處理;端面頂板大范圍冒落時,采用注漿控制,利用羅克休和馬麗散等材料體積快速膨脹充填冒落頂板,同時注入的充填材料與頂板粘結充分可以大大增強完整性和強度,起到控制工作面破碎頂板作用。
縮短端面頂板的空頂時間,要求實現工作面回采工序的優化,及時有效支撐端面頂板。采煤機割煤平整,不人為擴大端面頂板裸露面積;工作面割煤、移架工序協調配合,實現正規循環作業和追機作業方式合理;保持支架良好工作狀態,及時移架支撐頂板。
采煤機割煤后,必須及時移架。泥巖等軟弱頂板破碎易冒落,工作面液壓支架帶壓提前移架,避免鄰架同時移架出現空頂面積過大。
協調煤壁、頂板和支架相互作用關系,充分發揮支架在系統穩定中控制作用,及時支護護幫板和前探梁,提高支架初撐力;必要時在煤壁側架順山棚,將頂板用板梁或背板背嚴。
支架的初撐力應充分滿足使直接頂與老頂巖層緊貼,不發生離層,從而避免直接頂處于離層狀態,防止頂板事故的發生。
(1)中厚近距離煤層端面頂板壓剪破壞后發生冒落失穩,主要影響因素為頂板賦存狀態、支架工作狀態和端面頂板-煤壁-液壓支架系統穩定性。
(2)端面頂板失穩可分為拱軸上移型端面冒頂和剪切滑移型端面冒頂,拱軸上移冒頂受冒落拱載荷、冒落拱拱腳垂直方向和水平方向上的支護作用力影響;采高和支架寬度增大時,剪切滑移冒頂控制變得困難。
(3)基于協調控制思想,從控制破碎頂板、優化工作面作業工序和增強液壓支架支護質量方面提出了端面頂板穩定性綜合控制技術。
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