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    6.5m厚煤層一次采全高工作面煤壁穩(wěn)定的研究

    2014-04-01 02:34:40崔樹江
    中國礦業(yè) 2014年11期
    關(guān)鍵詞:煤壁片煤壁煤體

    崔樹江

    (1.中國礦業(yè)大學(xué)(北京)資源與安全工程學(xué)院,北京 100083;2.山西潞安環(huán)保能源開發(fā)股份有限公司王莊煤礦,山西 長治 046031)

    一次采全高技術(shù)近年來已經(jīng)成為厚煤層高效開采的有效手段,實踐表明,其煤炭采出率比綜放開采提高了10%~15%,取得了廣泛應(yīng)用[1]。但由于采高加大導(dǎo)致了采場空間增大,引起礦壓顯現(xiàn)劇烈、煤壁片幫失穩(wěn)等現(xiàn)象產(chǎn)生。煤壁失穩(wěn)破壞嚴重時會造成設(shè)備損壞和人員傷亡[2],嚴重制約一次采全高技術(shù)的發(fā)展。

    本文以潞安集團王莊煤礦7105一次采全高工作面為實際工程背景,分析了煤壁片幫機理,對煤壁片幫影響因素進行了深入研究,提出了控制煤壁片幫的關(guān)鍵技術(shù)措施,解決了王莊煤礦厚煤層一次采全高開采的技術(shù)難題。

    1 工作面煤壁片幫機理分析

    煤體開挖后,在超前支承壓力的作用下,煤壁處的煤體首先破壞,產(chǎn)生大量節(jié)理裂隙,迅速擴張至煤體內(nèi)部,不同方位角度的裂隙貫通后煤壁遭到切割破碎形成了塑性區(qū)[3]。塑性區(qū)是煤壁片幫產(chǎn)生的直接誘因,研究煤壁前方塑性區(qū)的寬度和應(yīng)力分布是研究煤壁片幫現(xiàn)象的首要任務(wù)。

    工作面前方煤體受力狀態(tài)如圖1所示,因煤層厚度和采深比較相對很小,因此可以認為σx均勻分布,支承壓力σz沿煤層厚度不變。σx,σz為作用在單元體上的壓應(yīng)力,設(shè)煤層與頂?shù)装褰佑|面之間的內(nèi)聚力為c1,內(nèi)摩擦系數(shù)為f1,因此,煤層與頂?shù)装褰佑|面的摩擦阻力為c1+f1σz,方向與煤層推進方向相反。

    圖1 采場前方極限平衡區(qū)受力狀態(tài)

    根據(jù)單元體的平衡條件∑Fx=0,可列出x方向的平衡方程,見式(1)。

    (1)

    整理后得式(2)。

    (2)

    由于煤壁水平方向一側(cè)為采空區(qū),水平應(yīng)力得到釋放,使σz遠大于σx,并且σz與σ1,σx與σ3之間的夾角很小,故可認為σx為小主應(yīng)力,σz為大主應(yīng)力[4]。設(shè)煤體屈服時滿足文獻[5]推導(dǎo)出來的平面應(yīng)變條件下適用于黏性材料的Lade-Duncan準則, 將其代入式(2)可得式(3)。

    (3)

    利用邊界條件求積分常數(shù)D,當(dāng)x=0時,σx=p,代入式(3)得到D的表達式,見式(4)。

    D=ln(c1+f1ηp+f1ησ0-f1σ0)

    (4)

    將式(4)代入式(3)得到式(5)。

    (5)

    式中:p為支架護幫板對煤壁的支護阻力。

    設(shè)煤體在彈塑性分界處最大支承壓力,見式(6)。

    σz=k1γH

    (6)

    式中:k1為應(yīng)力集中系數(shù),一般取2~4。

    將式(6)代入式(5),可求出煤壁的塑性區(qū)寬度x,見式(7)。

    (7)

    由此可知,式(7)即為基于平面應(yīng)變條件下的Lade-Duncan準則的煤壁塑性區(qū)寬度計算公式。

    由式(7)可知,支架強度、護幫板阻力、煤體強度、采煤高度和煤層埋深是影響塑性區(qū)寬度的幾個重要因素,其中提高支架支護強度、加大護幫板支護阻力、改變煤體性質(zhì)是減小煤壁塑性區(qū)寬度,防治煤壁片幫的有效途徑。

    2 液壓支架強度對煤壁穩(wěn)定性影響

    根據(jù)王莊煤礦7105工作面具體情況,運用FLAC3D數(shù)值模擬軟件對一次采全高工作面煤壁穩(wěn)定性進行模擬分析。圖2為支護強度與頂板最大下沉位移關(guān)系圖。圖3為不同支護強度條件下的煤壁的最大水平位移圖。

    圖2 支護強度與頂板最大下沉位移關(guān)系圖

    圖3 支護強度與煤壁最大水平位移擬合關(guān)系曲線

    數(shù)值模擬結(jié)果表明,隨著支架支護強度的增大,頂板下沉量和煤壁最大水平位移逐漸減小,當(dāng)支架支護強度大于1.2MPa時,變形曲線逐漸趨于平緩,這說明增大支架支護強度有利于控制頂板下沉和煤壁水平位移量,其中支護強度的增大對煤壁水平位移量的影響遠不如對頂板下沉量的影響顯著。同時,當(dāng)支護強度增大到一定值時,對頂板和煤壁位移的控制效果逐漸減弱。上述研究成果表明,適當(dāng)增加支架支護強度有利于減小煤壁壓力和防止煤壁片幫破壞。

    3 護幫板支護阻力對煤壁穩(wěn)定性影響

    圖4所示為不同護幫板支護阻力條件下,煤壁水平位移關(guān)系曲線。

    圖4 護幫板支護阻力與煤壁水平位移關(guān)系圖

    從圖中可以看出,隨著護幫板支護阻力的提高,煤壁水平位移量得到了有效的控制,這是因為加大護幫板對煤壁的支護強度,使工作面煤壁得到有效保護,這樣可以使煤壁增加一個側(cè)向力,使煤壁處于三向應(yīng)力狀態(tài),從而提高了煤壁的抗壓強度[6]。提高煤壁支護阻力的另一個作用是減少了煤壁塑性區(qū)的寬度,從而減小了煤壁發(fā)生片幫的可能性。

    4 注漿加固對煤壁穩(wěn)定性影響

    一次采全高工作面煤體在高集中應(yīng)力的作用下,發(fā)生塑性變形,由于煤體內(nèi)部節(jié)理裂隙的發(fā)育,導(dǎo)致其承載能力下降,煤壁穩(wěn)定性降低。由此,可以通過改變工作面煤體力學(xué)性質(zhì)的途徑,來防止煤壁片幫失穩(wěn)。圖5和圖6所示為有注漿加固和無注漿加固兩種條件下煤壁垂直應(yīng)力分布特征曲線和水平位移分布特征曲線。

    圖5 兩種方式下煤壁垂直應(yīng)力對比曲線

    圖6 兩種方式下煤壁水平位移對比曲線

    從圖5、圖6中可以看出,采取注漿加固后,煤壁邊緣處的垂直應(yīng)力值得到了大幅度的提高,并且高應(yīng)力作用范圍大幅度減小,這是因為采取注漿加固措施,使得煤壁煤體剛度得到了很大程度的提高,從而提高了煤壁的承壓能力,減小煤壁塑性破壞范圍。同時,采取煤壁注漿加固措施能夠有效地降低煤壁水平位移變形量,對于提高采場工作面圍巖穩(wěn)定性具有重要意義。

    圖7所示為兩種條件下煤壁前方煤體塑性破壞范圍分布情況,無注漿加固條件下,煤壁前方最大塑性破壞深度達8m左右,破壞面積達到46m2,煤壁中部前方2m范圍左右煤體同時承受拉伸和剪切雙重破壞,片幫情況嚴重。注漿加固條件下,煤壁煤體塑性破壞范圍大大減少,最大破壞深度僅在2m左右,破壞面積也減少到16m2,煤壁中部前方僅1m范圍內(nèi)承受拉伸和剪切雙重破壞作用,且作用范圍較小,表明煤壁片幫發(fā)生區(qū)域面積大大減小,片幫概率降低。

    圖7 兩種條件下煤壁塑性破壞區(qū)分布圖

    5 工程實踐及應(yīng)用效果

    5.1 工程應(yīng)用

    根據(jù)王莊煤礦7105一次采全高工作面實際情況,提出以下防止煤壁片幫,控制煤壁穩(wěn)定的技術(shù)措施。

    5.1.1 提高支架初撐力和支護阻力。

    根據(jù)數(shù)值模擬研究結(jié)果,王莊煤礦7105工作面液壓支架合理的支護強度確定為1.2MPa,并考慮10%的富裕系數(shù),支護強度要求達到1.32MPa。

    根據(jù)配套尺寸、支架頂梁長度、空頂距算出支架工作阻力,見式(8)。

    P=q·(LK+LD)·B

    (8)

    式中:P為支架工作阻力,kN;q為支架的支護強度,取1.32MPa;LK為梁端距,取0.65m;LD為頂梁長度,取4.6m;B為支架寬度,取1.75m。

    將上述參數(shù)帶入式(8)得到P值,見式(9)。

    P=1.32×1000×(0.65+4.6)×1.75

    =12128kN

    (9)

    根據(jù)公式(9)計算結(jié)果,考慮一定的富裕系數(shù),支架工作阻力確定為13000kN,安全閥開啟壓力46.9MPa。

    為了有效的控制煤壁片幫和端面冒頂,要求提高支架的初撐力,在支架缸徑確定的情況下,需要提高乳化液泵站的額定工作阻力。根據(jù)國內(nèi)外大采高綜采工作面乳化泵站的選型情況,泵站壓力可調(diào)高至37.5MPa,支架初撐力可達到10393kN,占額定工作阻力的80%。

    5.1.2 工作面支架采用三級護幫結(jié)構(gòu)設(shè)計

    為了對工作面采場圍巖進行有效地控制,在工作面液壓支架前端設(shè)置了三級護幫結(jié)構(gòu),三級護幫結(jié)構(gòu)由一級、二級和三級護幫板及液壓油缸等組成,護幫板相互鉸接并鉸接在支架頂梁前端,由液壓油缸給予支承或承壓,其中一級、三級護幫板采用小四連桿機構(gòu),第三級可以180°回轉(zhuǎn)折疊,護幫高度要求達到3.5m左右,護幫強度達到p≥0.85MPa[7]。

    5.1.3 加快工作面推進速度,必要時采用臺階割煤

    由于煤壁片幫具有時效性,應(yīng)當(dāng)盡量加快工作面推進速度,減少各種不正常事故造成的工作面停產(chǎn),工作面停產(chǎn)應(yīng)當(dāng)盡量選擇在煤層較薄、頂板條件良好的地段進行。當(dāng)工作面煤壁片幫失穩(wěn)現(xiàn)象嚴重時,可以采用臺階法割煤,主要是前后滾筒先割頂煤,形成上臺階,高度約2.5m,然后預(yù)留底煤形成下臺階,及時跟機移架護頂,不推溜,返回時割底煤,推移刮板輸送機,回采工藝相當(dāng)于單向割煤。

    5.1.4 采用煤壁超前注漿加固技術(shù)

    由于3號煤層煤質(zhì)松軟,在6.5m 一次采全高開采條件下,工作面煤壁片幫的可能性將大大增加,所以決定對7105大采高綜采工作面采用高水塑凝材料進行注漿加固。根據(jù)現(xiàn)場實測的各種參數(shù),由式(7)計算可得,7105一次采全高工作面煤壁塑性區(qū)寬度為5.03m,因此可確定煤壁超前注漿范圍為5m左右,注漿孔距頂板3.5m處,工作面采用單排鉆孔方式布置。注漿參數(shù)和注漿孔布置如表1和圖8所示。

    表1 注漿參數(shù)表

    圖8 煤壁注漿孔布置

    5.2 應(yīng)用效果

    為檢驗王莊煤礦7105一次采全高工作面煤壁片幫控制技術(shù)的效果,在采場工作面布置了5個測站(5號、31號、66號、95號、121號支架),用來檢測煤壁片幫深度變化情況。檢測結(jié)果如圖9所示。

    圖9 控制前后片幫深度監(jiān)測對比曲線

    可以看出,采取控制措施后煤壁片幫深度得到了有效控制,最大片幫深度從1.6m降低到0.6m,平均片幫深度由0.9m減少為0.3m,片幫范圍由90%縮小到35%。由此表明,王莊煤礦7105一次采全高工作面煤壁穩(wěn)定性控制技術(shù)措施取得了較好的效果。

    6 結(jié)論

    1)運用極限平衡理論,結(jié)合平面應(yīng)變條件下的Lade-Duncan強度準則,研究了煤壁塑性區(qū)寬度及其應(yīng)力分布情況,并由此確定了支架強度、護幫板阻力、煤體強度、采煤高度和煤層埋深是影響煤壁片幫的幾個重要因素。

    2)數(shù)值模擬結(jié)果表明,適當(dāng)增加支架支護強度、提高護幫板支護阻力、通過注漿加固改變煤體性質(zhì)等措施有利于減小煤壁壓力、防止煤壁片幫破壞、提高煤壁穩(wěn)定性。

    3)針對王莊煤礦7105一次采全高工作面實際情況,提出了控制煤壁片幫失穩(wěn)的具體防治方案及合理參數(shù),并通過現(xiàn)場監(jiān)測試驗,取得了較好的反饋效果,為王莊煤礦厚煤層開采提供了有效的技術(shù)保障。

    [1] 袁永,屠世浩,馬小濤,等.“三軟”大采高綜采面煤壁穩(wěn)定性及其控制研究[J].采礦與安全工程學(xué)報,2012(1):21-25.

    [2] 楊培舉,劉長友,吳鋒鋒.厚煤層大采高采場煤壁的破壞規(guī)律與失穩(wěn)機理[J].中國礦業(yè)大學(xué)學(xué)報,2012(3):371-377.

    [3] 袁前進.綜放面煤壁片幫的理論分析和防治[J].煤炭科技,2009 (2):44-47.

    [4] 高瑋.傾斜煤柱穩(wěn)定性的彈塑性分析[J].力學(xué)與實踐,2001,23(2):23-26.

    [5] 江強,朱建明,姚仰平.Lade-Duncan破壞準則在地基承載力計算中的應(yīng)用[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報,2005(18):3262-3265.

    [6] 尹志坡.大采高綜采工作面煤壁片幫的分析與預(yù)防[J].華北科技學(xué)院學(xué)報,2008(3):51-53.

    [7] 牛艷奇,陳樹義,劉俊峰.大采高綜采工作面片幫加劇機理分析及防治措施[J].煤炭科學(xué)技術(shù),2010(7):38-40,64.

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