邻空厚煤层高强度开采工作面煤壁失稳机理

徐英俊1,付志鹏2

(1.中国矿业大学 力学与土木工程学院,江苏 徐州 221116;2.核工业井巷建设集团公司,浙江 湖州 313000)

摘 要:针对西部矿区高产高效厚煤层工作面邻空开采时煤壁大面积失稳的问题,在现场调研的基础上,通过工作面液压支架工作阻力分析、顶板悬顶钻孔探测相结合的方法,研究了邻空高强度开采工作面煤壁失稳机理。结果表明:①工作面推进到相邻采空区附近,采空区侧煤层顶板失去支撑是引起煤壁失稳的主要原因;②工作面邻空开采时,靠近采空区一侧的液压支架工作阻力升高,且工作阻力与煤壁片帮次数呈正相关;③工作面邻空开采,采空区侧煤柱上方存在悬顶,煤柱进入塑性阶段失去支承能力使得侧向支承压力峰值移向煤壁,从而引起煤壁失稳。研究成果可为西部矿区邻空开采生产设计、矿压理论研究提供借鉴。

关键词:邻空开采;煤壁失稳;煤柱稳定性;支架工作阻力;高强度开采

中图分类号:TD323

文献标志码:A

文章编号:0253-2336(2021)12-0075-07

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徐英俊,付志鹏.邻空厚煤层高强度开采工作面煤壁失稳机理[J].煤炭科学技术,2021,49(12):75-81.doi:10.13199/j.cnki.cst.2021.12.009

XU Yingjun,FU Zhipeng.Instability mechanism of rib in high-strength mining face beside gob with thick coal seam [J].Coal Science and Technology,2021,49(12):75-81.doi:10.13199/j.cnki.cst.2021.12.009

收稿日期:2021-04-22

责任编辑:朱恩光

作者简介:徐英俊(1997—),男,江西乐平人,博士研究生。E-mail:15262041133@163.com

Instability mechanism of rib in high-strength mining face beside gob with thick coal seam

XU Yingjun1,FU Zhipeng2

(1.School of Mechanics and Civil Engineering,China University of Mining and Technology,Xuzhou 221116,China;2.Nuclear Engineering Jingxiang Construction Group Co.,Ltd.,Huzhou 313000,China)

AbstractIn view of the problem of large-area instability of rib when the working face of the high-yield and high-efficiency thick coal seam is mining beside the gob in the western mining area,based on site investigation,the mechanism of rib instability in the high-strength mining face was studied through the method of combining the working resistance analysis of the working face with the roof overhang drilling detection. The results show that:① the working face advances to the vicinity of the adjacent gob,and the loss of support on the roof of the side of the gob is the main reason for the instability of the rib. ② When the working face is advanced to the area near the gob,the working resistance of hydraulic support in adjacent gob obviously become higher; and the working resistance is positively correlated with the number of rib spalling. ③ When mining at the working face adjacent to the gob,there is a suspended roof above the side coal pillars in the gob,and the coal pillars lose their supporting capacity in the plastic stage,causing the peak lateral supporting pressure to move to the coal wall,thus the coal wall loses its stability. The research results can provide reference for mining production design and mine pressure theory research in western mining areas.

Key wordsmining beside gob; rib spalling; coal pillar instability; support working resistance; high-strength mining

0 引 言

随着我国煤炭行业转型升级,在西部矿区涌现出一批千万吨级的高产高效矿井。此类矿井通常具有采高大[1-3]、推进速度快[4-6]的特点。高强度开采条件下,工作面出现的矿压显现强烈、煤壁失稳易片帮等新问题,已成为制约当前矿井安全开采的关键因素[7-8]

国内学者对煤壁失稳片帮机理和治理进行了大量的研究[9-12]。常聚才等[13]通过理论分析,建立了支承压力作用的煤体变形破坏及煤壁片帮分析力学模型,发现支承压力集中系数增大、机采高度增加和支架护帮阻力的减小能够加重煤壁片帮程度。伍永平等[14]结合现场监测,研究了大倾角软煤综放工作面“煤壁片帮→顶煤冒空→支架倾倒→底版滑移”的围岩灾变机制,并提出了相应的治理措施。郭卫彬等[15]针对仰斜工作面,提出当仰采角大于11°时,工作面易发生煤壁片帮和顶板下滑。杨胜利等[16]对影响煤壁稳定性的因素进行了敏感性分析,提出降低采高和提高支护强度、煤壁注浆加固和防止煤壁片帮的有效措施。杨培举等[17]提出影响煤壁失稳的主要因素为断面距与砌体梁结构的回转变形压力,并采用塑性滑移线确定了煤壁片帮的危险范围。

以往的研究多集中在单一工作面开采的情况,针对高强度开采下邻空工作面的煤壁失稳问题研究较为缺乏[18-20]。陕西华电榆横煤炭有限公司小纪汗煤矿是年产1 000万t的高产高效矿井,在其11215工作面回采期间,推进至采空区附近时工作面动压现象明显,大面积煤壁片帮产生的大块煤严重制约了矿井的正常生产工作。笔者以小纪汗煤矿为研究对象,分析了邻空高强度开采工作面煤壁失稳的形式、机理和矿压显现特征,并提出了相应的控制措施。研究成果可为我国西部矿井高强度开采工作面的生产设计提供理论指导。

1 工程地质概况

1.1 矿井概况

小纪汗矿位于陕西省榆林市榆阳区北西方向约20 km处,井田北面以榆横矿区边界为界,南面与西红墩井田和红石峡井田都有部分地区相邻,西边与可可盖勘查区接壤,东边以渝溪河为边界。井田东西长13.05~23.43 km,南北宽7.88~14.33 km,面积约251.75 km2。11215工作面位于井田北翼东北部的11盘区,采用走向长壁后退式综合机械化开采方式,全部垮落法管理采空区顶板。工作面走向长度4 888 m,倾斜宽度280 m,平均采高4.56 m,倾角1°~3°,煤层平均埋深350 m,11215工作面布置如图1所示。

图1 11215工作面布置

Fig.1 Layout of No.11215 working face

小纪汗煤矿主采2号煤层,直接顶厚度6.7 m,为灰白色中厚层状中粒砂岩及薄层状细砂岩;基本顶下部为灰绿色中粒砂岩,上部为灰绿色薄层状粉砂岩,夹有厚2.7 m的灰白色厚层状粗粒砂岩,缓坡状层理。底板大部分地段为泥岩,强度较小。现阶段11213工作面已经回采结束,11215工作面回采已经进入11213工作面开切眼和采空区位置。

图1中将工作面分为Ⅰ区和Ⅱ区,其中Ⅰ区表示未邻空开采段,Ⅱ区表示邻空开采段。11215工作面回采已进入Ⅱ区,其中11213与11215工作面中间留设有宽20 m的区段煤柱。进入Ⅱ区,11215工作面靠近11213采空区的煤壁大面积片帮,严重影响到正常的生产回采。

1.2 工作面煤壁破坏特征

现场观测发现,11215工作面推进区域位于Ⅰ区时(图1),煤壁失稳现象很少;进入Ⅱ区后,煤壁失稳频率增加,最大煤块直径为2.3 m(图2)。顶板来压期间,下端头顶板破碎严重,出现了不同程度的冒顶,最大冒顶高度达到3 m。

图2 11215工作面煤壁失稳现场

Fig.2 Rib instability in No.11215 working face

2 工作面煤壁失稳破坏机制

以11215工作面为研究对象,煤体破坏主要分为2个阶段。

1)未邻近11213采空区的11215工作面(图3)。11215工作面未邻近11213采空区时,工作面前方煤体由原始的三向应力状态转变为两向应力状态,两端头附近甚至转变为单向应力状态,两向应力状态和单向应力状态的稳定性远低于三向应力状态,同时工作面采动引起上覆岩层垮落下沉带来的来压作用,使得基本顶垮落过程中的回转运动对直接顶产生的各种拉伸剪切破坏,将很大一部分支承压力由采空区上覆岩层转移至煤壁,即11215工作面在回采过程中的煤壁超前支承压力,对于工作面两侧也会形成相应的侧向支承压力。在工作面上下两端头,煤壁超前支承压力和侧向支承压力相互叠加,形成尖峰支承压力如图3中矩形框选部分,但此时支承压力并未达到11215工作面煤体的破坏极限,煤壁失稳现象几乎不发生。

图3 未邻近11213采空区的11215工作面应力分布

Fig.3 Stress distribution around No.11215 working face when it is away from No.11213 gob

2)邻近11213采空区的11215工作面(图4)。在11215工作面开采至邻近11213工作面的采空区时,受邻近采空区残余支承压力与本工作面采动支承压力的叠加影响,11213工作面和11215工作面采空区上覆岩层均有一部分重力转移至工作面前方煤壁,致使11215工作面下端头形成了更高的尖峰支承压力如图4矩形框选部分所示,加之11215工作面煤层为主含水层,在开采之前进行煤层疏水排水工作,导致煤层裂隙发育,同时煤层本身存在大量的层理节理,二次采动影响下也会促使煤层裂隙发育,而且由于采空区侧煤柱支承压力转移导致工作面上方支承压力叠加后增大,煤体中的弹性区逐渐向塑性区转变,塑性变形量增大,从而发生拉裂破坏或者剪切破坏。其次,在高地应力环境中,煤体自身存在蠕变、松弛等流变效应,使得煤壁沿竖直方向产生弯曲变形,从而引起煤壁的侧向位移,在如此复杂应力状态与本身裂隙发育状态下,工作面煤壁极易发生片帮失稳。

图4 邻近11213采空区的11215工作面应力分布

Fig.4 Stress distribution around No.11215 working face when it is beside No.11213 gob

3 采空区悬顶及支架工作阻力实测分析

为研究11215工作面矿压显现规律及原因,对11215工作面邻空侧顶板悬顶形态和支架工作阻力进行实测。

3.1 采空区悬顶形态

为了探测相邻采空区顶板的悬空状态,采用钻孔探测法,由11215回风巷向11213采空区侧打钻探孔。在11215工作面推进至11213采空区影响范围内,在11215回风巷打1组上述扇形钻孔,钻场位置如图5所示,钻场距11213开切眼518 m,超前11215工作面89 m。

图5 11215工作面位置

Fig.5 Position of No.11215 working face

3个探测孔具体施工位置:11215工作面回风巷煤柱侧巷帮,分别距顶板0.72、0.10、0.10 m,现场施工参数见表1,采场覆岩断裂如图6所示。

表1 11215回风巷煤柱侧采空区探测钻孔参数

Table 1 Parameters of detection drilling in coal pillar side gob of No.11215 tailentry

钻孔编号仰角/(°)水平角/(°)孔深/m孔径/mm间距/m至顶板距离/m129045.093235040.593340050.0931110.720.100.10

图6 采场覆岩断裂

Fig.6 Fracture of overlying strata

目前11215工作面与11213采空区之间留设煤柱宽度为20 m,根据覆岩揭露可知,煤层上方顶板为整体性好而分层性差的厚层砂岩顶板,易块状破断。随着11213工作面和11215工作面的回采,煤柱上方特厚砂岩顶板的侧向采动破坏如图6所示,其破断运动过程如下:

1)11213工作面开采过程中,多层厚砂岩顶板沿倾向在煤柱附近整体性破断,形成特厚的块状破断岩柱,煤柱在厚层岩柱的压力下塑性区发育深度增加,稳定性降低。

2)11213工作面采动稳定后,覆岩在煤柱上方形成了长14 m左右的侧向悬顶,并向11213采空区产生一定的旋转下沉,下沉过程中,特厚岩柱在11215回风巷回采帮上方可能发育形成大角度贯穿裂隙,使煤柱承担大部分应力,对工作面煤壁影响较小。

3)随着11215工作面推进,受采动影响,煤柱稳定性降低。完全进入塑性状态的煤柱支撑能力大幅度下降,使采场侧向应力峰值移向实体煤内。工作面煤体应力升高,引起下端头煤壁大面积片帮以及下部支架的异常矿压。

3.2 支架工作阻力

液压支架的工作阻力是采动覆岩应力在平衡后,作用在采场上压力的直接反映。以工作阻力为主要研究对象,选取支架平均工作阻力、支架来压阈值、支架最大工作阻力和工作阻力均方差为特征值,研究单工作面(Ⅰ区)和邻空工作面(Ⅱ区)矿压变化规律。

支架来压判据公式为

(1)

式中:为支架来压阈值;pm为观测期间各支架支护阻力平均值;δmp为支护阻力均方差。

3.2.1 矿压监测方案

工作面自运输巷至回风巷共安装30台支架支护质量动态监测仪,其中上部10台,中部9台,下部11台,各测站位置如图7所示。

图7 11215工作面矿压监测站布置

Fig.7 Sketch of layout of mine pressure monitoring station at No.11215 working face

主要对11215工作面在进入11213采空区前、后的支架矿压特征进行分析,即对比分析11215工作面在单工作面段和单侧邻空段时支架的矿压显现情况,矿压分析如图8所示。

图8 11215工作面支架压力分析选段

Fig.8 No.11215 working face support pressure analysis section

3.2.2 支架工作阻力监测结果

支架工作特征值。Ⅰ区与Ⅱ区在采动下,11215工作面支架平均工作阻力、来压阈值和最大工作阻力的对比如图9所示。

由图9可知,Ⅰ区与Ⅱ区相比,工作阻力相关各项指标分布规律整体一致,均为上凸曲线,即中间大两边小,主要由工作面两端煤柱支承作用引起。以110号支架为界,110号支架以前的平均工作阻力、最大工作阻力和来压阈值等指标均是Ⅰ区大于Ⅱ区,110号支架以后,发生反转,Ⅱ区大于Ⅰ区,同时图9显示在工作面中部和下部,Ⅱ区的3个指标值均比较接近,且远大于上部。这主要由于受11213采空区影响,宽20 m区段煤柱没能有效支承11213工作面和11215工作面上方覆岩,使二者协同运动,造成11215工作面下部支架压力水平明显提高。

同时,由图9可知,11215工作面中部和下部的支架工作阻力均方差Ⅱ区也明显大于Ⅰ区,说明Ⅱ区在采动下,支架压力离散程度更大,工作面来压现象也更为明显。

图9 11215工作面各测力支架工作阻力

Fig.9 Resistance chart of each measuring force bracket of No.11215 working face

3.2.3 煤壁失稳与支架工作阻力关系

通过现场实测各支架前方煤壁失稳片帮次数与深度,结合在对应液压支架的平均工作阻力,得到相关关系如图10所示。

图10 煤壁失稳平均片帮深度与平均工作阻力变化

Fig.10 Variation diagram of maximum resistance and average depth of coal wall instability

由图10可知,支架平均工作阻力沿工作面方向也呈现“中间大、两头小”的特征,煤壁失稳片帮次数和煤壁失稳平均片帮深度基本都是中部大于下部大于上部。分析认为煤壁失稳片帮次数与煤壁失稳平均片帮深度与顶板压力呈正相关,在来压期间顶板破碎支架上部压力提升,支架正前方煤壁失稳片帮次数与平均深度也呈相同的上升趋势,当支架上部顶板压力降低时,煤壁失稳片帮次数与片帮深度也呈回降趋势。

综上所述,11215工作面受11213采空区影响,支架工作阻力基本为中下部大于上部,来压期间顶板破碎下沉比较剧烈,如果此时其工作阻力偏低,原本由液压支架和前方煤壁共同承担的顶板来压,转换为大部分由煤壁承担,在如此高应力状态下,煤壁必然会失稳,而且分析认为煤壁失稳片帮次数与煤壁失稳平均片帮深度与顶板压力变化呈正相关。因此提高液压支架工作阻力可以起到来压期间支承顶板进而降低顶板压力向前方煤壁转移的趋势,减少工作面煤壁失稳现象的频繁发生。

4 结 论

1)由单一工作面开采到邻空开采的过程中,工作面靠近采空区侧顶板失去支撑是引起下端头煤壁失稳的主要原因。

2)对比工作面未邻空开采和邻空开采期间液压支架的工作阻力,发现邻空开采期间,工作面靠近采空区一侧的液压支架工作阻力有增大趋势;液压支架的工作阻力与其前方煤壁片帮次数呈正相关关系。

3)通过对11213采空区悬顶进行探测,揭示了工作面邻空开采时煤壁失稳机理,即工作面采空区一侧煤柱进入塑性状态,从而失去支撑能力,使得侧向支承压力峰值移向工作面煤壁是引起煤壁失稳的内部原因,一方面可以增加工作面液压支架工作阻力或者选择合理的液压支架架型结构参数,另一方面增加煤柱宽度或进行注浆加固能够有效控制煤壁片帮。

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