大采高工作面局部煤壁片幫特征及其穩定性控制

董 碩

(1.中煤科工集團沈陽研究院有限公司, 遼寧 撫順 113122; 2.煤礦安全技術國家重點實驗室, 遼寧 撫順 113122)

1 前言

隨著我國煤礦生產設備及機械化水平的提高,針對特厚煤層開采目前已實現8.8 m采高的大采高工作面[1],然而隨著工作面采高越大,其礦壓顯現越為嚴重,煤壁易于片幫。針對大采高煤壁片幫問題一直以來都是研究的熱點,學者們也作出了大量的研究工作,王家臣教授等提出的煤壁剪切、拉裂破壞機理與“棕繩-注漿”柔性加固技術[2-3];尹希文、寧宇教授等運用壓桿理論對較完整的中硬煤的撓度進行了研究[4-5];劉長友教授等[6-7]對煤層采動裂隙的發展演化進行了數值模擬,并運用滑移線理論對煤壁破壞進行了力學分析,得到了煤壁破壞的危險范圍;袁永教授等針對“三軟”大采高綜采面建立采場煤壁“楔形”滑移失穩力學模型,明確了該類煤壁“楔形體”滑落破壞形式[8];韓宇峰等研究了大采高工作面支架剛度對煤壁穩定性的影響效應,通過提高支架高度會有效地對煤壁穩定性進行控制[9];熊鈺等基于云理論對大傾角煤壁穩定性進行了系統的評價,并對煤壁失穩影響因素進行了全面的分析[10]。而以往的研究多是集中在中厚煤層、“三軟”、“大傾角”等特定條件開采煤壁片幫問題上,且以片幫機理研究較多。而針對大采高特厚煤層開采煤壁片幫特征及影響因素的研究也尤為重要,因此本文以大采高煤壁片幫特征為研究重點,并分析大采高煤壁失穩的眾多影響因素,從而針對性地提出大采高工作面煤壁穩定性控制措施,進一步指導生產實踐。

2 工程概況

3-1煤為主采煤層,煤層埋深196.3～223.8 m。31101工作面為本采區首采工作面,附近無其他工作面回采擾動,該工作面平均埋深約為210 m,煤層傾角為0°～4°,平均傾角為1°,煤層厚度5.8～6.5 m,厚度變化較小,平均采高為6 m。工作面沿走向推進(長度1 089 m)、沿傾向布置(長度250 m)。煤層頂底板多為泥巖、粉砂巖,上覆基巖屬于中硬巖類,主要為中-細粒砂巖,具體如圖1 所示。

圖1 31101工作面煤層柱狀圖

3 大采高工作面局部煤壁片幫形式

由于工作面煤層開采擾動,煤體內原生裂隙、次生裂隙的相互貫通,最終將表現出宏觀的煤壁片幫。根據煤體內原生裂隙以及次生裂隙的擴展方向、角度、尺寸等不同,最終煤壁片幫的形態也各不相同[11]。通過對31101大采高工作面推進過程中煤壁片幫特征的實測,其主要的片幫形態如圖2所示。

圖2 煤壁片幫形態統計

工作面推進過程中,煤壁以上述5種片幫形式為主。其中圖2(a)為煤壁剪切滑移破壞,該片幫形式出現次數較多,約占片幫統計的25%,尤其在煤壁原生節理、裂隙發育位置處,煤體強度較低處較為嚴重;圖2(b)為煤壁拉裂破壞,該片幫形式出現次數略少,約占片幫統計的8%,常出現在煤壁原生節理、裂隙欠發育位置處,煤體強度較高、中硬位置處,煤壁脆性較高;圖2(c)為煤壁壓裂破壞,該片幫形式出現次數較少,約占片幫統計的5%,當工作面來壓期間,煤壁承受較大頂板壓力時,呈現該片幫形式,多表現為煤壁中上部片幫,也會伴隨煤壁下部局部區域片幫;圖2(d)為煤壁板裂破壞,類似為“洋蔥撥皮”,該片幫形式出現次數更少,約占片幫統計的2%,呈現層狀剝離的張拉破壞,尤其在煤壁節理發育程度較好、垂直貫穿整個煤壁且層理欠發育、煤壁中硬位置處,煤壁以該形式整體片幫;圖2(e)為煤壁煤剪切滑移誘發整體破壞,該片幫形式出現次數最多,約占片幫統計的60%,主要為煤壁中上部發生剪切滑移破壞后誘發下部破裂,煤壁整體片幫嚴重。

4 大采高工作面局部煤壁破壞數值模擬

4.1 數值模型建立

建立如圖3所示的大采高工作面開采數值模型,模型長(X)×寬(Y)×高(Z)為180 m×20 m×65 m,由于計算機計算能力的限制,模型寬度設為20 m,工作面沿走向(X方向)推進100 m,兩端各留設40 m的煤柱消除邊界效應,從而研究工作面局部煤壁破壞特征。模型四周及底部固定邊界約束,限制位移及速度均為0,模型頂部施加5.25 MPa的等效載荷以模擬上覆巖層的重量。

圖3 數值模型

4.2 工作面推進過程中煤壁位移分布特征

隨著工作面向前推進,在采動影響下煤壁破壞程度逐漸加劇,煤壁位移分布特征明顯。如圖4所示,當工作面推進10 m時,煤壁水平位移較小,最大位移位于煤壁上部,最大值約為0.11 m;當工作面推進20 m時,煤壁水平位移最大值增大至0.31 m,同時最大位移分布位置也擴展至煤壁中上部;當工作面推進30 m時,煤壁水平位移最大值增大至0.47 m,此時的最大位移分布位置在煤壁中上部不斷擴展,大約占據采高的3/4,同時煤壁位移值大于0.1 m的分布深度約為1.5 m;當工作面推進40 m時,煤壁水平位移最大值增大至0.54 m,此時煤壁最大位移分布位置基本上占據整個煤壁,且煤壁位移值大于0.1 m的分布深度約延伸至2.2 m;當工作面推進50 m、60 m時,煤壁水平位移最大值分別增大至0.73 m和0.89 m,此時煤壁位移分布較大,煤壁位移值大于0.1 m的分布深度明顯向煤壁深處延伸,最大位移分布深度仍以工作面中上部為主。

圖4 工作面推進過程中煤壁水平位移分布云圖

根據煤壁水平位移分布云圖可以得知,隨著工作面向前推進,采動影響下煤壁水平位移值不斷增大,較大水平位移分布范圍不斷向煤壁深處延伸。工作面受采動影響,煤壁較大水平位移分布位置由上部不斷向中部、下部延伸,最終呈現出最大水平位移的貫穿式分布,另外煤壁較大水平位移分布位置以工作面中上部為主,約占據采高的3/4。

4.3 工作面推進過程中煤壁破壞特征

為進一步探究工作面推進過程中煤壁沿傾向(Y方向)、走向(X方向)不同位置處煤壁局部破壞特征,沿走向在Y=10 m的位置處對開采過程進行切片,具體如圖5所示。另外,根據圖4煤壁水平位移,若煤壁位移大于0.3 m,除變形較大外,并定會發生片幫,因此沿傾向分別在X=49.7 m、X=59.7 m、X=69.7 m、X=79.7 m、X=89.7 m和X=99.7 m處進行切片,獲得工作面片幫煤體。

圖5 煤壁沿走向破壞特征

圖6所示為煤壁片幫情況,當工作面推進10 m時,受初始采動影響較小煤壁完整性較好,幾乎未發生破壞;當工作面推進20 m時,煤壁中上部開始發生一定程度的變形,并在煤壁中產生了眾多裂隙,此時煤壁未發生破壞或者片幫;當工作面推進30 m時,煤壁從上部發生片幫,其片幫形態類似圖2(a)的剪切滑移破壞;當工作面推進40 m時,采動影響下煤壁片幫程度加劇,其片幫貫穿整個煤壁,且嚴重片幫范圍大約占據采高的3/4,形態類似圖2(e)的剪切滑移誘發整體破壞和圖2(c)的壓裂破壞;當工作面推進50 m時,煤壁破壞以中上部為主,同時下部也伴隨著一定程度的破壞,其破壞形態類似圖2(e);當工作面推進60 m時,煤壁破壞以中上部為主,破壞程度大、范圍廣,且在中部破壞深度較大,其破壞形態類似圖2(b)拉裂破壞。

圖6 煤壁片幫情況

5 大采高煤壁片幫影響因素及其控制

5.1 大采高工作面煤壁片幫影響因素

基于對31101工作面煤壁片幫的統計,總結出該工作面煤壁片幫的影響因素可分為外因作用力、工作面布置參數以及工作面煤層狀況三個方面,其中煤壁外因作用力包括煤壁頂板壓力、支架支護強度、護幫板作用力、煤壁加固支護力等4個因素;工作面布置參數主要包括工作面長度、工作面推進速度、工作面采高等3個因素;工作面煤層狀況主要包括煤體力學參數(煤體內聚力、內摩擦角等)、煤體節理裂隙、煤層夾矸、煤層埋深等4個因素[12]。

1) 煤壁外因作用力

(1)煤壁頂板壓力:煤層開采后,往往會在工作面前方煤壁處形成較大的支承壓力,形成應力增高區,且支承壓力峰值正位于實煤體上。該支承壓力正是由于煤層開采后,煤壁一側幾乎支撐著整個回采空間上方的懸露巖層大部分重量,當煤壁處頂板壓力達到煤體強度極限時,煤壁將開始發生破壞,最終發生片幫。

(2)支架支護強度:根據工作面“煤壁-頂板-支架”力學體系[13]可以得知,工作面上方砌體梁結構以及上覆巖層的載荷將會由煤壁、支架以及垮落矸石一起承擔。然而開采后的上覆巖層形成的“大結構”由“煤壁-已冒落矸石”承擔,只有下位巖層的“小結構”將由“煤壁-支架-采空區冒落矸石”承擔。因此,當支架支護強度降低或失效時,煤壁承擔的載荷將會有所增大,易誘發煤壁片幫。

(3)護幫板作用力:支架護幫板作用力對煤壁的支護作用相對而言較弱,它是對煤壁產生水平方向上的作用力。當煤壁發生剪切滑移破壞或煤壁整體(包括中下部)發生片幫時,支架護幫板作用效果將很有限。然而,當煤壁發生破壞后,片幫冒落時,支架護幫板對冒落體的滑移、凸出具有一定的控制作用,避免瞬間冒落。

(4)煤壁加固支護力:針對煤層開采過程中誘發煤壁片幫、端面冒頂,致使工作面災變。通過木錨桿、玻璃鋼錨桿、柔性加固等技術對煤壁失穩進行控制。

2) 工作面布置參數

(1)工作面長度:一般情況下煤壁穩定性與工作面長度呈正相關,工作面較長時,煤壁破壞幾率會越大,且破壞程度越嚴重[14]。另外,較長的工作面針對支架的維護、穩定性也有了較高的要求,以及通過影響工作面推進速度來影響煤壁穩定性。

(2)工作面推進速度:頂板下沉量、煤壁變形量均與時間相關,當工作面推進速度較慢時,煤壁長時間處于較大壓力下,極易出現端面冒頂、煤壁片幫等不良礦山壓力現象,而當加快工作面推進速度,煤壁變形及片幫狀況會有所好轉。

(3)工作面采高:當采高較大時,直接頂垮落很難完全充填采空區,且在同樣位置處的基本頂很難形成穩定的砌體梁結構,巖梁取得平衡的可能性較小,因而在較大的支承壓力作用下煤壁穩定性較差,易發生片幫;其次,較大的采高,煤壁會存在較大的自由面且處于較大的自由空間,同時支架護幫板作用效果將會受限,易發生煤壁片幫。

3) 工作面煤層狀況

(1)煤體力學參數:煤體力學參數包括煤體內聚力、內摩擦角、抗壓強度、抗拉強度等時煤壁失穩片幫的最大內因,當煤體力學參數保持較大水平時,煤壁承載能力越強,煤壁穩定性越好。

(2)煤體節理裂隙:煤層原生節理裂隙或采動裂隙較為發育時,極大地降低了煤體強度,破壞了煤體完整性,尤其煤壁中存在的垂直裂隙或節理,在一定的頂板壓力下將極易導致煤壁片幫。

(3)煤層夾矸:煤層夾矸對煤壁穩定性也有一定的影響,首先夾矸的存在破壞了煤層的完整性,尤其煤層中存在軟弱夾矸,煤壁極易從軟弱夾矸處首先發生破壞,發生煤壁片幫。但是當煤層中夾矸強度較大,為堅硬夾矸時,將會在一定程度上增強煤壁整體穩定性[15]。

(4)煤層埋深:煤層埋深將直接影響到原巖應力的大小,同時也影響著煤層開采過程中煤壁前方支承壓力值。隨著煤層埋深的增大,煤壁處支承壓力必然增大,從而導致煤壁片幫的幾率也會增加。

5.2 大采高工作面煤壁穩定性控制

針對大采高工作面煤壁片幫的主要影響因素的分析,可以將眾多影響因素劃分為直接可控因素、間接可控因素以及不可控因素[16],其中不可控因素包括煤體節理裂隙、煤層夾矸、煤層埋深。因此,可以從直接可控因素和間接可控因素出發,對煤壁穩定性進行控制。

1) 直接可控因素

直接可控因素主要包括:支架支護強度、護幫板作用力、煤壁加固支護力、工作面長度、工作面推進速度和工作面采高。針對31101大采高工作面煤壁片幫主要發生在工作面中上部3/4位置處,因此通過提高支架工作阻力,可以有效降低作用在煤壁上的頂板壓力,分擔煤壁所受載荷;通過提高支架護幫板作用力、加大護幫板長度,可以在一定程度上對煤壁產生水平支撐力,降低煤壁片幫程度;通過木錨桿、玻璃鋼錨桿、柔性加固等技術對煤壁中上部3/4處進行加固,使其產生有效的支護力,增加煤壁整體穩定性;加快工作面推進速度,另外在保障生產效率和產量的前提下,適當地控制工作面長度和采高,將會降低煤壁片幫的范圍和概率。

2) 間接可控因素

間接可控因素主要包括:煤壁頂板壓力、煤體力學參數和煤層傾角。通過提高支架工作阻力,可以間接地降低煤壁頂板壓力,提高煤壁穩定性;通過煤壁注水、注漿等手段改變煤體力學參數,從而提高煤壁整體穩定性。另外,針對大傾角大采高工作面,通過工作面偽斜布置,調整工作面布置傾角,降低工作面圍巖失穩、煤壁片幫風險。

6 結論

(1)大采高工作面煤壁片幫形態主要為煤壁煤剪切滑移誘發整體破壞、煤壁剪切滑移破壞、煤壁拉裂破壞、煤壁壓裂破壞以及煤壁板裂破壞,且各破壞形態在實際開采過程中出現的頻率依次較小。

(2)采動影響下煤壁水平位移值不斷增大,較大水平位移分布和片幫范圍不斷向煤壁深處延伸。同時煤壁較大水平位移分布和片幫位置以工作面中上部為主,大約占據煤壁整體的3/4,且由上部不斷蔓延至中下部,最終貫穿整個煤壁。大采高煤壁片幫呈現程度大、范圍廣、深度大的特點。

(3)從外因作用力、工作面布置參數以及工作面煤層狀況三個方面總結并分析了大采高工作面煤壁片幫的12個主要影響因素,將其劃分為直接可控因素、間接可控因素以及不可控因素,并分別從直接可控因素和間接可控因素角度提出大采高工作面煤壁穩定性控制手段。