大傾角雙坡向綜放開采煤壁片幫治理技術(shù)

于健浩，申秀頎，毛德兵

(1.天地科技股份有限公司 開采設(shè)計事業(yè)部，北京 100013；2.中國礦業(yè)大學(xué)(北京)資源與安全工程學(xué)院，北京 100083；

3.河南理工大學(xué)，河南 焦作 454000；4.山西霍爾辛赫煤業(yè)有限責任公司，山西 長治 046000)

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大傾角雙坡向綜放開采煤壁片幫治理技術(shù)

于健浩1,2，申秀頎3,4，毛德兵1

(1.天地科技股份有限公司 開采設(shè)計事業(yè)部，北京 100013；2.中國礦業(yè)大學(xué)(北京)資源與安全工程學(xué)院，北京 100083；

3.河南理工大學(xué)，河南 焦作 454000；4.山西霍爾辛赫煤業(yè)有限責任公司，山西 長治 046000)

[摘要]針對大傾角雙坡向煤層賦存特點，采用數(shù)值模擬方法對3206工作面前方煤壁支承壓力分布和支架支護強度對煤壁穩(wěn)定性影響進行了分析；分析了大傾角雙坡向綜放開采煤壁片幫冒頂?shù)闹饕蛩?；根?jù)煤壁片幫冒頂特征，并結(jié)合數(shù)值模擬結(jié)果，制定了改善支架工況、工藝參數(shù)優(yōu)化、煤體加固一體化的煤壁片幫綜合防治技術(shù)，在實際回采過程中取得了較好的應(yīng)用效果，有效地保證了工作面安全回采。

[關(guān)鍵詞]大傾角；雙坡向；支承壓力；煤壁片幫

[引用格式]于健浩，申秀頎，毛德兵.大傾角雙坡向綜放開采煤壁片幫治理技術(shù)[J].煤礦開采，2015，20(6)：19-22，59.

1概述

大傾角厚煤層在我國分布較為廣泛，根據(jù)煤體強度及地質(zhì)條件差異，多采用大傾角綜放或大采高綜采對其進行回采。在大傾角工作面，煤層頂板不僅受到覆巖自重力、支承壓力的作用而產(chǎn)生變形破壞，還同時受到傾斜方向覆巖重力分力的作用影響[1]。因此，大傾角煤層頂板并非完全沿層里面法向移動，當走向方向出現(xiàn)起伏時，尤其是在大傾角仰采條件下，即大傾角雙坡向煤層開采，頂板法向分力進一步降低，切向分力增大，頂板切向運動造成液壓支架側(cè)向力升高，可能導(dǎo)致支架失穩(wěn)傾倒。同時，由于大傾角厚煤層受到地質(zhì)構(gòu)造運動的擠壓作用，煤層頂?shù)装鍘r石的層理和原生裂隙較發(fā)育，圍巖整體性較弱，較易冒落[2]。

大傾角雙坡向厚煤層回采具有以下特征：

(1)礦壓顯現(xiàn)不均衡當采用走向長壁綜放開采時，垮落的頂板和殘留頂煤沿著底板向工作面下部采空區(qū)滑落，采空區(qū)形成非均勻充填，導(dǎo)致工作面不同區(qū)域礦壓顯現(xiàn)不均衡，下部采空區(qū)頂板在煤巖塊的支撐作用下造成工作面中上部礦壓顯現(xiàn)比下部要劇烈[3]。

(2)存在大范圍片幫冒頂風(fēng)險受采動影響煤體整體性遭到破壞，加之工作面仰采受煤巖自身重力影響，極易出現(xiàn)大面積片幫現(xiàn)象。片幫發(fā)生后，前方軟弱的頂煤及頂板失去煤壁支護，容易發(fā)生冒頂危險，對工作面人員及設(shè)備危害較大[4-5]。

(3)工作面設(shè)備穩(wěn)定性差由于重力的法向及切向分量都隨著傾角增加而改變，使得切向分力增大，同時，由于走向坡度的存在，法向分力進一步降低，支架工作載荷降低，失穩(wěn)外載增大，工作面滑架、倒架以及擠、咬現(xiàn)象加劇[6-8]。輸送機和采煤機也會在切向分力的作用下發(fā)生“漂移”和翻轉(zhuǎn)。

2大傾角雙坡向綜放開采圍巖移動規(guī)律研究

煤壁片幫冒頂是影響大傾角煤層安全開采的關(guān)鍵問題。為了揭示大傾角雙坡向綜放開采圍巖的運動特點，研究支承壓力峰值對前方頂煤及煤壁穩(wěn)定性的影響，運用數(shù)值模擬方法，以潞安礦區(qū)某礦為研究對象，對雙坡度不同煤層仰角條件下3206工作面圍巖支承壓力分布及移動變形規(guī)律進行研究。

2.1仰采角度對支承壓力分布的影響分析

針對該礦某大傾角雙坡向工作面具體條件，采用三維有限差分程序 FLAC3D對不同角度仰斜開采條件下綜放工作面前方支承壓力分布特征進行數(shù)值計算分析。根據(jù)該礦實際地質(zhì)條件，建立數(shù)值計算模型，煤層平均厚度5.8m，割煤高度2.6m，放煤高度3.2m，煤層傾角選擇30°，仰采角度16°，煤層平均埋深450m，簡化的耦合數(shù)學(xué)模型長×寬×高為300m×200m×200m，將數(shù)值計算模型簡化為7個巖層的結(jié)構(gòu)體進行研究。工作面推進方向沿X軸正方向，模型底部限制垂直移動，上部施加覆巖等效載荷，模型前后和側(cè)面限制水平移動，采用大應(yīng)變Mohr-Coulomb 屈服準則判斷巖體的破壞。

圖1　不同傾角情況垂直應(yīng)力分布

煤體力學(xué)性質(zhì)和支承壓力分布特征是控制煤壁是否發(fā)生片幫的一對基本因素。為此，建立仰采坡度分別為10°，20°，30°的3個數(shù)值計算模型，模擬工作面不同仰斜角度對支承壓力分布的影響，模擬結(jié)果如圖1所示。根據(jù)計算結(jié)果，仰采綜放工作面前方支承壓力峰值點受煤層傾角的影響較為明顯。選擇工作面前方煤層底板上方7m 層面的支承壓力分別繪制分布曲線并進行分析，如圖 2所示。

圖2　雙坡度綜放工作面前方支承壓力分布曲線

由圖2可知，當煤層傾角為10°時，該層面支承壓力峰值點與煤壁的水平距離為8.3m；隨著煤層仰角的增大，該距離逐漸減?。划斆簩觾A角增大到 30°時，支承壓力峰值點距煤壁距離縮減至4.6m。由于該煤層抗壓強度僅有4.28MPa，強度極低，在仰采角度增大時，雖然支承壓力峰值有所降低，但由于峰值位置前移，作用在煤壁同一點上的支承壓力反而增大，加劇了煤壁片幫的危險性。

2.2支護強度對煤壁支承壓力的影響分析

分別模擬了大傾角雙坡向綜放仰采16°時0.2MPa，0.4MPa，0.6MPa，0.8MPa，1.0MPa，1.2MPa共6種支架支護強度條件下工作面前方煤壁的應(yīng)力情況，模擬結(jié)果如圖3所示。

根據(jù)模擬結(jié)果可知，隨著支架支護強度的增大，支承壓力峰值逐漸遠離煤壁，支承壓力峰值位置從支護強度0.2MPa時距煤壁6.5m增加到支護強度1.2MPa時的7.6m，支承壓力峰值也由18.5MPa下降至17.2MPa，但下降幅度不大。對距煤壁5m處的支承壓力進行采集，得知，在支護強度0.2MPa時，支承壓力達到16.7MPa，支護強度0.8MPa時支承壓力為12.3MPa，隨著支護強度進一步升高，支承壓力降幅減小。因此，支護強度的增加可以有效降低煤壁處支承壓力，改善煤壁的受力環(huán)境，使壓力峰值遠離煤壁，能夠降低煤壁片幫冒頂風(fēng)險。

3煤壁片幫冒頂綜合防治技術(shù)

3.1煤壁片幫冒頂特征及原因分析

圖3　不同支護強度條件煤壁垂直應(yīng)力

圖4　頂煤垮落及端面冒頂形式示意

根據(jù)對相鄰工作面回采工藝進行觀測可知，頂煤端面片幫冒頂基本發(fā)生在支架梁端，呈圓弧狀，周期來壓期間工作面端頭最大冒落高度達到2.5m。主要形式如圖4所示。綜合分析得出，3206綜放面端部漏頂片幫的主要原因有：

(1)煤體強度低該煤層煤體堅固性系數(shù)僅0.43，現(xiàn)場觀察冒落頂煤破碎，煤層結(jié)構(gòu)松散，節(jié)理裂隙發(fā)育，端面頂煤發(fā)生剪切破壞，在煤體自重及頂板壓力作用下，煤壁內(nèi)產(chǎn)生橫向的拉應(yīng)力，但是軟煤的橫向及蠕動變形會釋放或緩解由于壓縮而產(chǎn)生的橫向拉應(yīng)力[9]，最終由于煤壁內(nèi)的剪應(yīng)力大于抗剪強度而發(fā)生剪切滑動破壞。

(2)超前壓力作用在超前壓力的作用下，頂煤已發(fā)生塑性破壞，而工作面ZF7200/18/35型液壓支架頂梁結(jié)構(gòu)為整體頂梁帶伸縮梁結(jié)構(gòu)，支架頂梁無法完全封閉頂煤，導(dǎo)致破碎頂煤自梁端和伸縮梁間的空隙泄露，進而快速擴展，導(dǎo)致大面積端冒和片幫。

(3)切頂線前移在大傾角仰采條件下，松散的頂煤易向采空區(qū)側(cè)滑落，抽空支架上方的頂煤，加上放頂煤的共同作用，造成切頂線前移，頂板支承壓力加大[10]，加劇了頂煤體松動破碎，造成支架前方易發(fā)生漏頂，誘發(fā)煤壁片幫。

3.2煤壁片幫冒頂綜合防治技術(shù)

松散煤體煤壁發(fā)生剪切破壞，主要與煤體的頂板壓力、抗剪強度、煤體性質(zhì)有關(guān)。 針對大傾角雙坡向工作面管理的難點，首先應(yīng)保證支架的支護強度，做到及時支護；其次是減小煤壁壓力，而后采用化學(xué)注漿加固等措施改變煤體性質(zhì)、提高煤體抗剪強度。形成改善支架工況、優(yōu)化工藝參數(shù)、煤體加固為一體的煤壁片幫綜合防治技術(shù)，保證工作面安全回采。

3.2.1改善支架工況

當仰斜角大于12°時，工作面頂板的拉破壞及向采空區(qū)方向的下滑分力將給安全生產(chǎn)造成影響。因此，在這種條件下，確定合理的支架初撐力，有效控制工作面端面圍巖穩(wěn)定性是工作面安全順利開采的重要保證。在此采用UDEC軟件模擬了不同支架初撐力對仰采工作面圍巖穩(wěn)定性的影響，如圖5所示。

圖5　支架初撐力對工作面端面圍巖穩(wěn)定性的影響

根據(jù)模擬結(jié)果可知，隨著支架初撐力由2474kN(0.4倍額定初撐力)逐漸增大至6184kN(額定初撐力)，工作面頂板下沉量由1150mm降至326mm，端面圍巖冒頂顯現(xiàn)得到明顯改善。因此，對于大傾角仰采工作面，提高支架初撐力能夠增強支架對端面圍巖的控制能力，有效保證端面圍巖的穩(wěn)定性，降低冒頂風(fēng)險。提高支架初撐力的途徑主要包括提高泵站壓力和供液時間，減少管路損耗，防止漏液，及時對支架進行二次注液，改善供液方式、加強支護質(zhì)量監(jiān)測等。

3.2.2工藝參數(shù)優(yōu)化

(1)控制割煤高度割煤高度的增加會降低頂煤下位完整層厚度，影響頂煤的整體性，從而造成下位頂煤易發(fā)生破壞而冒頂，因此回采過程中嚴格控制機采高度不大于2.6m。

(2)加快工作面推進速度由于工作面前方煤壁在支承壓力的作用下產(chǎn)生塑性變形破壞，其變形量隨著時間的延長逐漸擴大，工作面長時間停產(chǎn)極易造成大范圍片幫冒頂事故的發(fā)生，每天必須保證5個正規(guī)循環(huán)。

(3)控制放煤量、防止切頂線前移在放煤過程中，若頂板突然來壓，頂煤出現(xiàn)指向采空區(qū)的強烈卸壓運動[11]。過量放煤，容易導(dǎo)致卸載運動加劇，引起頂煤超前松動，切頂線前移，后柱載荷減小，支架“低頭”，造成端面冒頂。

(4)帶壓跟機移架采煤機前滾筒割過2～3架時即伸出支架前梁或提前拉架控制頂板。在移架過程中，支架稍降，并帶有一定的支護阻力，擦頂前移，限制頂煤體垂直位移，有利于防止頂煤頂板離層破壞，保持頂煤頂板的完整性，從而實現(xiàn)對頂煤頂板的控制。

3.2.3煤壁加固技術(shù)

工作面煤壁破碎時，多采用注漿加固技術(shù)提高煤體強度，控制煤壁片幫冒頂。注漿加固是采用一定的注漿壓力將注漿材料輸送或壓入破碎煤巖體的裂隙或孔洞內(nèi)，漿液進入巖石孔隙后將巖粒包住，或者漿膜膠體首先將煤巖顆粒粘結(jié)在一起，形成膠結(jié)體，然后再變成堅硬體[12]，可以有效保持煤巖體完整性，增強煤巖體自身的承載能力。

4現(xiàn)場片幫情況觀測分析

實際回采過程中，工作面采取了上述片幫防治措施，有效減少了工作面煤壁片幫現(xiàn)象。在工作面回采期間，對現(xiàn)場實際片幫情況作如下實測統(tǒng)計，統(tǒng)計結(jié)果如圖6所示。

由于該工作面回采期間，采取了較為有利的防片幫措施，且工作面推進速度較快，(觀測期間工作面日推進度多在4.0m以上)，工作面煤壁片幫現(xiàn)象得到了較為明顯地控制。統(tǒng)計分析可知，回采期間工作面片幫現(xiàn)象并不明顯，僅局部出現(xiàn)片幫現(xiàn)象，片幫位置主要集中在20號(30m)、90號(135m)支架區(qū)域，在距鄰近采空區(qū)較遠的下端頭160m處亦有少數(shù)片幫現(xiàn)象。

圖6　工作面煤壁片幫實測統(tǒng)計

5結(jié)論

(1)建立數(shù)值模型對不同仰采角度及不同支護強度條件下煤壁支承壓力分布規(guī)律進行了分析。結(jié)果表明：當仰斜角度增大時，支承壓力峰值有所降低，但由于峰值位置前移，作用在煤壁同一點上的支承壓力反而增大，加劇了煤壁片幫的危險性。隨著支護強度的增加，支承壓力峰值逐漸遠離煤壁，煤壁附近壓力減小，受力環(huán)境得到改善，降低了煤壁片幫冒頂?shù)娘L(fēng)險。

(2)基于該工作面傾角大、仰角大、煤層厚、煤質(zhì)軟的特點，制定了改善支架工況、優(yōu)化工藝參數(shù)、煤體加固為一體的煤壁片幫綜合防治技術(shù)。具體措施包括：提高支架初撐力、加強支護質(zhì)量監(jiān)測、控制割煤高度、加快工作面推進速度、控制放煤量、帶壓移架、減小煤壁壓力、采用煤體化學(xué)加固等技術(shù)。從現(xiàn)場觀測結(jié)果來看，這些措施的應(yīng)用，從根本上解決了煤壁片幫、端面冒頂問題，保證了工作面安全回采。

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[責任編輯：潘俊鋒]

Control Technology of Rib Fall in Fully Mechanized Caving Mining

Technology in Dual Steeply Dipping Seam

YU Jian-hao1，2，SHEN Xiu-qi3,4，MAO De-bing1

(1.Coal Mining & Designing Department，Tiandi Science & Technology Co.,Ltd.,Beijing 100013，China；

2.Faculty of Resource & Safety Engineering，China University of Mining & Technology (Beijing)，Beijing 100083，China；

3.Henan Polytechnic University，Jiaozuo 454000，China；4.Shanxi Heerxinhe Coal Mining Co., Ltd.，Changzhi 046000，China)

Abstract：According to the occurrence characteristics of dual steeply dipping seam，this paper use the numerical simulation method to analysis the coal wall stability impact on abutment pressure distribution and support strength in front of the working face.Then analysis the main factors of side fall roof caving.Finally，according to the characteristics of coal wall caving and the numerical simulation results，this paper has been developed the comprehensive control technology which include improve support condition，optimization of process parameters and coal seam reinforcement.These techniques have achieved good application effect in the actual mining process，which can guarantee the safety of the working face.

Key words：large inclination；double slope；support pressure；rib fall of coal wall

[作者簡介]于健浩(1983-)，男，吉林白山人，博士，助理研究員，主要從事煤礦安全高效開采技術(shù)、充填開采技術(shù)研究工作。

[基金項目]國家自然科學(xué)青年基金資助項目(51304115)；國家自然科學(xué)基金面上項目(51474128)；天地科技“公司研發(fā)”項目 (KJ-2013-TDKC-03)

[DOI]10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2015.06.005

[收稿日期]2015-06-05

[中圖分類號]TD823

[文獻標識碼]A

[文章編號]1006-6225(2015)06-0019-04