鞠金峰,許家林,朱衛(wèi)兵

(1.中國礦業(yè)大學物聯(lián)網(wǎng)(感知礦山)研究中心,江蘇徐州 221008;2.礦山互聯(lián)網(wǎng)應用技術國家地方聯(lián)合工程實驗室,江蘇徐州 221008;3.中國礦業(yè)大學煤炭資源與安全開采國家重點實驗室,江蘇徐州 221116)

淺埋特大采高綜采工作面關鍵層“懸臂梁”結構運動對端面漏冒的影響

鞠金峰1,2,許家林3,朱衛(wèi)兵3

(1.中國礦業(yè)大學物聯(lián)網(wǎng)(感知礦山)研究中心,江蘇徐州 221008;2.礦山互聯(lián)網(wǎng)應用技術國家地方聯(lián)合工程實驗室,江蘇徐州 221008;3.中國礦業(yè)大學煤炭資源與安全開采國家重點實驗室,江蘇徐州 221116)

通過對神東礦區(qū)大柳塔煤礦52304綜采工作面7.0 m支架開采時端面漏冒的現(xiàn)場實測、模擬實驗與理論分析,從特大采高綜采工作面覆巖關鍵層“懸臂梁”結構運動對直接頂作用的角度,闡述了端面漏冒的發(fā)生機理,并提出了相應的控制對策。結果表明:綜采工作面的端面漏冒不僅與頂板巖性、構造和裂隙發(fā)育以及支護工況有關,還與關鍵層破斷塊體的回轉運動密切相關。特大采高綜采工作面覆巖第1層關鍵層易破斷進入垮落帶而形成“懸臂梁”結構,不同于低采高綜采工作面關鍵層穩(wěn)定鉸接的“砌體梁”結構,由于其破斷塊體后方無水平的側向約束力,它將無法形成自穩(wěn)的承載結構;當支架初撐力不足以平衡該“懸臂梁”破斷塊體及其上覆垮落帶巖層的載荷時,易造成該塊體發(fā)生失穩(wěn)錯動而切割直接頂,從而導致貫穿式的端面漏冒的發(fā)生。這是造成52304特大采高綜采工作面在頂板完整、煤壁片幫并不突出的條件下,仍發(fā)生嚴重端面漏冒的主要原因。由此提出了以提高支架初撐力來防止關鍵層“懸臂梁”破斷塊體發(fā)生失穩(wěn)錯動為思路的端面漏冒控制對策,并依此確定了52304綜采工作面7.0 m支架的合理初撐力為12 405 kN,現(xiàn)有支架的初撐力仍顯不足。

淺埋煤層;特大采高;端面漏冒;懸臂梁;關鍵層

綜采工作面的端面漏冒是煤礦生產(chǎn)中較為常見的事故,它不僅直接影響到工作面的產(chǎn)量和安全生產(chǎn),而且會增加煤炭的含矸率,對生產(chǎn)的危害較大;尤其是在采高較大的開采條件下,這一問題更為突出。神東礦區(qū)大柳塔煤礦52304綜采工作面采用7.0 m支架進行回采,煤層埋深184～222 m,屬典型的淺埋煤層特大采高綜采工作面。工作面開采過程中發(fā)生了多次嚴重的端面漏冒現(xiàn)象,嚴重影響著工作面的安全高效生產(chǎn)。因此,如何揭示此類端面漏冒的機理并確保端面頂板的可控性,是亟待解決的技術難題。

近年來,許多學者對綜采工作面端面漏冒的機理[1-6]、影響因素及其控制對策等方面進行了研究,并取得了一定的成果[7-10]。尤其值得一提的是,錢鳴高、劉雙躍、何富連等從直接頂穩(wěn)定性對端面漏冒影響的角度開展了大量的研究[1-5],研究指出端面頂板的漏冒除了與直接頂?shù)牧W特性、工作面推進速度、支架架型及其運行特性有關外,還與覆巖第1層關鍵層(基本頂)的破斷運動密切相關,它將促使直接頂在關鍵層斷裂處及工作面煤壁附近分別產(chǎn)生一定區(qū)域的拉斷區(qū)和壓縮變形區(qū)(以下簡稱“兩區(qū)”),端面的漏冒即是由煤壁附近的壓縮變形區(qū)導致;且“兩區(qū)”將隨工作面的推進及關鍵層破斷塊體的進一步回轉而逐漸加大,當“兩區(qū)”出現(xiàn)貫通時,則可能出現(xiàn)最危險的一種狀態(tài):貫穿式端面冒頂。然而,此類研究成果僅是針對3.0 m以下的小采高綜采工作面進行,對于目前廣泛采用的大采高或特大采高綜采工作面卻未有涉及。

目前已有的觀點[6]認為,采高增大易造成煤壁片幫加劇而引起端面空頂空間的增大,是導致大采高綜采工作面端面漏冒嚴重的原因。但此觀點卻無法解釋上述52304綜采工作面在煤層埋深較淺、煤壁片幫較小的情況下,仍出現(xiàn)的強烈端面漏冒現(xiàn)象。另一方面,采高增大后,覆巖第1層關鍵層的破斷結構易由低采高時穩(wěn)定鉸接的“砌體梁”結構轉變?yōu)橹苯涌迓渲敛煽諈^(qū)的“懸臂梁”結構[11-13],從而由其回轉運動引起的直接頂“兩區(qū)”的分布狀態(tài)也將隨之改變,最終影響到端面漏冒的發(fā)生。因此,從覆巖關鍵層“懸臂梁”結構運動的角度進行上述端面漏冒機理的解釋,是解決52304綜采工作面端面頂板控制問題的關鍵。文獻[13]針對大采高開采覆巖關鍵層“懸臂梁”結構運動對工作面礦壓顯現(xiàn)(周期來壓步距、來壓持續(xù)長度)的影響進行了分析,但對直接頂?shù)姆€(wěn)定性及端面漏冒的影響分析卻未有涉及。因此,本文將通過神東礦區(qū)大柳塔煤礦52304綜采工作面7.0 m支架回采過程中端面漏冒的現(xiàn)場實測,以已有的研究成果為基礎,開展特大采高綜采工作面端面漏冒機理及其控制對策的研究。

1 工作面基本條件及端面漏冒實測

1.1 工作面開采條件

神東礦區(qū)大柳塔煤礦52304工作面位于5-2煤三盤區(qū),是該礦區(qū)5-2煤首個采用7.0 m支架的特大采高綜采工作面。工作面走向推進長度4 547.6 m,傾向長301 m,設計采高6.5 m,采用鄭煤ZY16800/ 32/70型雙柱掩護式液壓支架,額定工作阻力16 800 kN,共計152個支架,支架支護范圍為4 200～6 800 mm;支架中心距為2 050 mm;支護強度為1.39～1.44 MPa;頂梁長度為5 000 mm;梁端距為686～753 mm;移架步距為865 mm。工作面煤層厚度6.6～7.3 m,平均6.94 m,煤層傾角1°～3°,可采儲量1 205×104t。工作面煤層埋深184～222 m,上覆基巖厚110～210 m,煤層頂板賦存穩(wěn)定且完整,直接頂以細砂巖、泥巖為主,底板以粉砂巖為主,工作面開切眼附近269鉆孔柱狀及關鍵層位置[14-15]如圖1所示。

圖1 52304工作面269鉆孔柱狀圖Fig.1 Columnar of 269 borehole in 52304 working face

1.2 工作面端面漏冒實測

52304工作面回采過程中,為了便于端面頂板的控制,割煤時留設頂煤700～800 mm,同時在來壓期間采取及時支護的移架方式;然而,工作面仍出現(xiàn)了較嚴重的端面漏冒現(xiàn)象,且漏冒嚴重的區(qū)域煤壁片幫現(xiàn)象并不突出。如:2011-12-19夜班,當工作面推進529.1 m時,頂板大面積來壓,直接導致43～54號、61～72號以及83～92號支架位置端面漏冒嚴重,但煤壁平整,無明顯片幫現(xiàn)象,如圖2所示。漏冒矸石的塊度普遍達1.2 m×1.5m×0.3 m,漏冒矸石在刮板機上堆積高度達2.2～2.7 m,造成工作面被迫停產(chǎn)清理。顯然,此類端面漏冒現(xiàn)象已給工作面的正常回采帶來了嚴重的影響,研究揭示此類端面漏冒的機理并據(jù)此提出相應的端面頂板控制方法,將是本文研究的重點。

圖2 52304工作面90號支架位置端面漏冒Fig.2 The end-face fall in No.90 support position of 52304 working face

2 淺埋特大采高綜采工作面端面漏冒機理

相關研究成果均表明,綜采工作面之所以會發(fā)生端面漏冒,一方面是由于直接頂較破碎,導致支架無法對其形成較好的支護作用;另一方面則由于端面空頂空間較大造成。對于端面空頂空間主要受工作面煤壁片幫、端面距、支架位態(tài)等因素的影響,但在淺埋煤層開采條件下,由于煤壁支承壓力相對較小,煤壁片幫并不突出;且對于端面距、支架位態(tài)等因素均可通過人為的調節(jié)而加以改善。而對于直接頂?shù)钠扑?除了與其自身的自然賦存狀態(tài)(原生裂隙、構造裂隙的發(fā)育)有關外,還與采動過程中覆巖關鍵層周期破斷的結構運動對直接頂?shù)淖饔眯Ч芮邢嚓P。即,覆巖關鍵層結構運動狀態(tài)的不同,將造成直接頂破碎程度及其穩(wěn)定性的不同,從而與之相應的端面頂板控制對策也將不同。因此,本節(jié)將從特大采高綜采工作面特殊的覆巖關鍵層結構形態(tài),研究其對直接頂穩(wěn)定性及端面漏冒的影響。

2.1 特大采高綜采工作面覆巖關鍵層結構形態(tài)

特大采高綜采工作面由于覆巖垮落帶高度較大,在一般采高中能形成鉸接平衡結構的關鍵層,在特大采高情況下將會因較大的回轉量而無法形成穩(wěn)定的“砌體梁”結構,取而代之的是以“懸臂梁”結構形態(tài)的直接垮落運動,而處于更高層位的關鍵層才能鉸接形成穩(wěn)定的“砌體梁”結構。如圖3所示的物理模擬實驗結果[11],當煤層采高3.0 m時,亞關鍵層1形成了穩(wěn)定的“砌體梁”結構,而當煤層采高7.0 m時,亞關鍵層1形成了“懸臂梁”結構,而處于較高層位的亞關鍵層2則形成了穩(wěn)定的“砌體梁”結構。

圖3 不同采高覆巖關鍵層結構形態(tài)的實驗結果[11]Fig.3 Experimental results of key strata structuralmorphology with differentmining height[11]

因此,工作面采高越大、關鍵層所處的層位越低,越易形成關鍵層的“懸臂梁”結構。對于特大采高綜采工作面,當滿足式(1)所示的條件時[11],覆巖第1層亞關鍵層將以“懸臂梁”結構形態(tài)出現(xiàn),否則將為“砌體梁”結構形態(tài):式中,M為煤層采高;Kp為直接頂垮落巖塊碎脹系數(shù);Σhi為關鍵層下部直接頂厚度;h為關鍵層厚度;l為關鍵層斷裂步距;q為關鍵層及其上覆載荷;σc為關鍵層破斷巖塊的抗壓強度。

由此可根據(jù)式(1)對52304綜采工作面269鉆孔柱狀中亞關鍵層1的結構形態(tài)進行判別。取直接頂碎脹系數(shù)Kp為1.3,各巖層容重均取值25 kN/m3。亞關鍵層1細砂巖的抗壓強度σc根據(jù)巖性強度測試結果取30.57 MPa,關鍵層的破斷步距根據(jù)工作面周期來壓步距的實測結果取13.4 m[16]。代入式(1)得到左側的計算值為5.89 m,而右側的計算值為4.64 m,左側大于右側,滿足關鍵層“懸臂梁”結構的形成條件,因此,52304綜采工作面覆巖亞關鍵層1破斷運動時將直接進入垮落帶而形成“懸臂梁”結構。

2.2 關鍵層“懸臂梁”結構運動對端面漏冒的作用機理

由前節(jié)的分析可知,在特大采高開采條件下,覆巖第1層關鍵層常易直接進入垮落帶而破斷形成“懸臂梁”結構,該結構的運動狀態(tài)顯然將與一般低采高情況下關鍵層“砌體梁”結構的運動狀態(tài)有所不同,從而對下部直接頂?shù)淖饔眯Ч矊⒉煌Ｒ虼?下面針對特大采高綜采工作面覆巖關鍵層特有的“懸臂梁”結構形態(tài),分析其破斷運動對端面漏冒的作用機理。

關鍵層“懸臂梁”結構的破斷運動及對直接頂?shù)淖饔眠^程如圖4所示。當關鍵層懸露一定長度而發(fā)生斷裂時,其斷裂線一般會超前工作面一定距離[14,17];此時,由于煤壁前方煤巖體的限制作用,關鍵層斷裂塊體僅能發(fā)生較小角度的回轉,并達到暫時穩(wěn)定的狀態(tài);與此同時,直接頂也會在斷裂塊體回轉擠壓的作用下,在關鍵層斷裂線及工作面端面附近分別產(chǎn)生拉斷區(qū)和壓縮變形區(qū)(“兩區(qū)”)[1-5],如圖4(a)所示。隨著工作面的繼續(xù)推進,關鍵層斷裂塊體的回轉角逐漸加大,“兩區(qū)”的范圍也隨之增大,同時伴隨著壓縮變形區(qū)導致的端面漏冒。當工作面推過關鍵層斷裂線時,由于后方已斷塊體A是直接垮落至采空區(qū)的,它無法對前方破斷塊體B形成側向的約束作用,因此塊體B回轉過程中將始終無法形成自穩(wěn)的承載結構;當工作面移架過程中支架初撐力不夠或塊體B上覆的載荷較大時,該塊體將沿斷裂線發(fā)生失穩(wěn)錯動,從而導致直接頂“兩區(qū)”的貫通,形成最危險的貫穿式端面漏冒現(xiàn)象,如圖4(c)所示。而在此過程中支架阻力也會隨頂板巖層的下沉而急速增長,當其阻力足以平衡關鍵層“懸臂梁”破斷塊體B及其上覆垮落帶巖層的載荷時,塊體B將可達到穩(wěn)定。由于此過程持續(xù)的時間較短,因此,雖然塊體B發(fā)生了失穩(wěn)錯動,但其反映到支架活柱上的下縮量將不明顯。

圖4 關鍵層“懸臂梁”結構運動對直接頂?shù)淖饔眠^程Fig.4 Influencing process of the KS cantilever structure motion on the immediate roof

由此可見,正是由于52304綜采工作面覆巖亞關鍵層1破斷運動時形成了“懸臂梁”結構,才造成了嚴重的端面漏冒現(xiàn)象。所以,在特大采高綜采工作面開采過程中,應密切關注頂板巖層的賦存變化情況,在直接頂較薄、關鍵層易形成“懸臂梁”結構的區(qū)域加強端面頂板的控制,減輕端面漏冒的危害程度。

3 淺埋特大采高綜采工作面端面漏冒的控制對策

由以上端面漏冒原因的分析可知,在特大采高綜采工作面實際生產(chǎn)過程中,應從控制端面空頂空間及端面頂板的破碎兩方面進行端面漏冒的防治:一方面在生產(chǎn)管理過程中對端面漏冒多發(fā)的區(qū)域適當減小端面距,并使支架頂梁呈微仰斜的工作狀態(tài),條件允許時加快工作面的推進速度;另一方面,結合頂板巖層的賦存情況,根據(jù)式(1)判斷覆巖第1層亞關鍵層破斷時形成的結構形態(tài),由此有針對性地采取措施防治端面頂板的破碎。

若覆巖亞關鍵層1所處的層位較低,其破斷運動時形成“懸臂梁”結構,則根據(jù)前述的分析,應從阻止該關鍵層破斷塊體發(fā)生失穩(wěn)錯動的角度進行端面漏冒的防治。即應保證支架的初撐力使其能平衡關鍵層“懸臂梁”破斷塊體及其上覆的載荷,此時支架所需的初撐力P0應分成2個部分進行計算:亞關鍵層1下部直接頂在支架控頂距內的載荷Qz,亞關鍵層1及其上部直至垮落帶頂界面巖層的質量Q1,如圖5所示。即

其中,Qz=BlkΣhiγ,Qz=Blh0γ。B,lk分別為支架寬度及控頂距,m;h0為亞關鍵層1及其上方垮落帶內巖層的厚度,m。由此可見,亞關鍵層1的破斷步距越大,支架所需達到的初撐力值也越高。

圖5 關鍵層“懸臂梁”結構時支架初撐力計算模型Fig.5 Calculation model of the support setting load in the condition of KS“cantilever”structure

根據(jù)式(2)可對大柳塔煤礦52304綜采工作面支架所需的合理初撐力值進行計算。支架寬度、控頂距分別取2.05和6.62 m,垮落帶高度按2.5倍采高估算[18],由此可根據(jù)圖2所示的柱狀計算出該區(qū)域支架所需的初撐力應達到12 405 kN。而該工作面在前述12月19日夜班開采時,端面漏冒嚴重的開采區(qū)域的支架初撐力卻未能達到該值(圖6的90號支架),由此才未能控制住該區(qū)域的端面漏冒。

若覆巖亞關鍵層1所處的層位較高而能破斷形成“砌體梁”結構時,此時的端面漏冒將和一般低采高綜采工作面的端面漏冒類似,其控制方法前人已有相關研究,在此不再贅述。

4 淺埋特大采高綜采工作面端面漏冒機理的模擬實驗驗證

為了驗證上述有關特大采高綜采工作面關鍵層“懸臂梁”結構對端面漏冒影響的理論分析,同時也對提高支架初撐力控制端面漏冒的效果進行驗證,采用UDEC數(shù)值模擬軟件進行了實驗。模型采用摩爾-庫侖本構關系,并根據(jù)52304工作面的開采條件將各巖層進行簡化;模型走向長300 m,高度50 m,煤層厚度7 m;模型兩端采用位移約束固定邊界,上部未鋪設的巖層質量以均布載荷的方式施加在模型頂界面,如圖7所示。模擬實驗各煤巖層的力學參數(shù)見表1。模型計算時,根據(jù)支架初撐力的不同分別對P0=800,1 200和1 600 kPa三種方案進行了模擬。

圖6 52304工作面12月19日夜班90號支架初撐力Fig.6 Setting load of No.90 support in 52304 working face on night shift of19thDec

圖7 數(shù)值模擬模型Fig.7 Model of the numerical simulation experiment

表1 模擬實驗各煤巖層力學參數(shù)Table 1 M echanics parameters of each stratum in the numerical simulation experiment

3個方案運算后的模擬結果如圖8所示,從圖中可以看出,3個方案亞關鍵層1均破斷形成了“懸臂梁”結構,且隨著支架初撐力P0的增加,端面頂板的漏冒程度明顯減弱。在P0小于1 600 kPa的2個方案中,由于支架支撐力未能平衡亞關鍵層1“懸臂梁”破斷塊體及其上覆垮落帶巖層的載荷,直接導致其破斷塊體均發(fā)生了一定的失穩(wěn)錯動,造成端面頂板產(chǎn)生了較大的漏冒現(xiàn)象(圖8中的紅色塊體);而當P0達到1 600 kPa時,亞關鍵層1“懸臂梁”破斷結構達到了穩(wěn)定狀態(tài),端面頂板僅受其破斷塊體的回轉擠壓作用而產(chǎn)生了輕微的漏冒現(xiàn)象,端面漏冒程度明顯降低。由此可見,模擬實驗的結果不僅驗證了特大采高綜采工作面覆巖關鍵層“懸臂梁”結構失穩(wěn)錯動導致嚴重端面漏冒的理論分析,也證明了依靠提高支架初撐力來防治特大采高綜采工作面端面頂板的漏冒是有效的。

圖8 各方案模擬結果Fig.8 Simulation experiment results of each project

5 結 論

(1)綜采工作面的端面漏冒除了與頂板巖性、構造和裂隙發(fā)育以及支架工況等因素有關外,還與覆巖關鍵層破斷塊體的回轉運動密切相關。神東礦區(qū)大柳塔煤礦52304綜采工作面7.0 m支架回采時,在煤層埋深淺、煤壁片幫并不突出且頂板賦存穩(wěn)定、巖層完整的開采條件下,仍出現(xiàn)了嚴重的端面漏冒現(xiàn)象。結合特大采高綜采工作面覆巖關鍵層特殊的結構形態(tài)及其運動規(guī)律,對52304特大采高綜采工作面的端面漏冒現(xiàn)象進行了合理解釋。特大采高綜采工作面覆巖第1層亞關鍵層易進入垮落帶而形成“懸臂梁”結構,由于后方缺失側向約束力,其破斷塊體易發(fā)生失穩(wěn)錯動,從而切割直接頂引發(fā)貫穿式的端面漏冒現(xiàn)象,這是導致52304綜采工作面嚴重端面漏冒的主要原因。

(2)提出了特大采高綜采工作面端面漏冒的控制對策。應提高支架初撐力使其能平衡關鍵層“懸臂梁”破斷塊體及其上覆垮落帶巖層的質量,從而保證該破斷塊體不發(fā)生失穩(wěn)錯動,以此來控制工作面的端面漏冒。據(jù)此指導了52304綜采工作面7.0 m支架合理初撐力的確定。

(3)特大采高綜采工作面的端面漏冒實際上是一個比較復雜的問題,本文的研究僅是從覆巖第1層亞關鍵層“懸臂梁”破斷結構運動的角度進行解釋;至于煤層埋深、松散層厚度以及處于上位的更高層關鍵層的破斷運動等是否會對其產(chǎn)生影響以及產(chǎn)生怎樣的影響,仍是需要進一步研究的內容。

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Influence of key strata cantilever structuremotion on end-face fall in fully-mechanized face w ith super greatm ining height

JU Jin-feng1,2,XU Jia-lin3,ZHUWei-bing3
(1.IoT/Perception Mine Research Center,China University ofMining and Technology,Xuzhou 221008,China;2.The National and Local Joint Engineering Laboratory of Internet Application Technology on Mine,Xuzhou 221008,China;3.State Key Laboratory ofCoal Resourcesand SafeMining,China University of Mining and Technology,Xuzhou 221116,China)

By analyses of the field measurement,simulation experiments and theoretical analysis of the end-face fall whilemining with 7.0 meters height supports in No.52304 working face of Daliuta Coal Mine,themechanism of the end-face fall and its controlmeasures in fullymechanized face with super greatmining height were studied from the angle of the influence of key strata(KS)cantilever structure motion on the immediate roof.The results show that the problems of end-face fall in fully-mechanized face not only have relations with roof lithologic character,geological structure distribution and support condition,but also connected with the turningmotion of the KS broken block.In the super greatmining heightworkface,the first KSof overburden is easy to enter the caving zone and periodically break-age as“cantilever”structure,which is clearly differentwith the stable“voussoir beam”structure in the low mining height face.And the breaking block of the KSwill not form a stable bearing structure all along due to the losing lateral binding effectof the broken block in the back goaf.When the setting load of the supports can not balance the loading of the“cantilever”block and its overburden strata in the caving zone,it is easy for the block to lose its stability and cut the immediate roof,and then the pulling-through end-face fall happens.This is themain source for the severe endface fall in the situation that the coalwall caving is not prominentand the immediate roof is intact in No.52304 face.According to these above,the control countermeasure of the end-face fallwas proposed in the thinking of improving the support setting load to avoid the instability of the KS“cantilever”breaking block.Then the reasonable setting load of the 7.0 meters height support in 52304 working face should be 12 405 kN,and the existing setting load duringmining is still insufficient.

shallow seam;super greatmining height;roof leakage and fall;cantilever;key stratum(KS)

TD325

A

0253-9993(2014)07-1197-08

鞠金峰,許家林,朱衛(wèi)兵.淺埋特大采高綜采工作面關鍵層“懸臂梁”結構運動對端面漏冒的影響[J].煤炭學報,2014,39(7): 1197-1204.

10.13225/j.cnki.jccs.2013.1000

Ju Jinfeng,Xu Jialin,Zhu Weibing.Influence of key strata cantilever structuremotion on end-face fall in fully-mechanized face with super greatmining height[J].Journal of China Coal Society,2014,39(7):1197-1204.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2013.1000

2013-07-11 責任編輯:王婉潔

國家自然科學基金和神華集團有限公司聯(lián)合資助項目(51174288);國家重點基礎研究發(fā)展計劃(973)資助項目(2013CB227904);“十二五”國家科技支撐計劃資助項目(2012BAK04B06)

鞠金峰(1986—),男,江蘇如皋人,講師,博士。E-mail:jjfcumt@163.com