煤层片帮

煤层片帮（共4篇）

煤层片帮 篇1

0 引言

山东能源新矿集团金黄庄煤矿设计生产能力为45万t/a,立井开拓,现开采-800 m水平,主采二叠系山西组B2、C1煤。

目前首采工作面为B2煤B102工作面。工作面长131 m,煤厚0.2~6.0 m,平均煤厚2.4 m;煤层倾角0°~21°,埋深800 m。煤层直接顶厚2.08 m,以石英为主,参差状断口的粉砂岩,灰黑色,裂隙不发育,层理不明显,含植物根部化石;基本顶为厚17.1m的细砂岩,灰色,层理发育,质坚硬,有较厚泥岩夹层。直接底为厚1.1 m的粉砂岩,灰黑色,裂隙不发育,层理不明显,含植物根部化石;半坚硬过度接触基本底为厚12 m的中砂岩,灰色,裂隙不发育,坚硬。

金黄庄煤矿B102工作面回采过程中,煤壁控制比较困难,尤其是受重力和煤体自身构造的影响,煤壁片帮发生率也逐渐增大,从工作面开采至开采100 m范围之内,出现了85 m片帮。大范围片帮后,煤壁侧需要打单体柱进行支护;采煤机割煤时,需要先移支柱,再割煤,增加一道工序,煤壁片帮的加剧直接影响到了工作面正常生产。据矿井初步统计,由于片帮原因每月少生产原煤约1.5万t,减少效益600万元。

目前,已有不少文献对煤壁的片帮、漏顶开展了研究。产生片帮漏顶的原因很多,包括采高、煤层强度、顶底板岩性、开采方式[1,2,3,4,5,6]等多方面因素。解决片帮漏顶首先要加强现场管理,其次还可采用改变支护形式、改进开采方式等方法。王家臣、周大为、蔡培森等分别研究了在峰峰矿区、淮南矿区和平顶山矿区采用注水法对片帮的治理方法[7,8,9,10,11,12]。

本文将对金黄庄煤矿B102工作面片帮、漏顶的原因进行分析,并研究相应的防治方法。

1 片帮、漏顶原因及对策

B2煤层顶底板岩性柱状如图1所示。

1.1 片帮、漏顶原因

针对B102工作面发生的片帮、漏顶现象,金黄庄煤矿组织有关技术人员及专家进行分析研究,认为导致片帮、漏顶问题原因主要有以下方面。

(1)矿井埋藏深,地应力大。该工作面埋深800m,实测地应力数据见表1。

(2)构造复杂。工作面地质条件复杂,断层较多,在工作面掘进揭露了41条小断层,大量断层存在导致煤层厚度不稳定,煤层破碎,构造应力增强。

(3)煤岩层工程稳定性差。B2煤直接顶岩层中夹有多层石英,分层厚0.2~0.8 m,容易破碎冒落,顶板不易控制,煤层上部有厚0.3~1.0 m软分层,坚固性系数一般小于0.5。这是导致煤壁控制困难的主要地质因素。

(4)支护方法存在一定问题。片帮后支架的伸缩梁不能及时有效控制顶板,致使片帮程度扩大,甚至出现冒顶事故。片帮漏顶后,顶板刹背不实,支架初撑力达不到要求,易造成支架倾倒。

1.2 以注水改良为主的防片帮方法

B102工作面片帮原因中,地应力高和构造条件复杂是无法解决的,支护方法可以根据现场条件进行调整,如加长护帮板、超前补打锚杆等加固防治措施,但这些方法效果有限。因此,重点应考虑改善煤层工程力学性质。

据文献[13]试验,煤体的力学试验与含水率有关,其抗压强度和弹性模量与水分的关系如图2和图3所示。从图2和图3可知,含水率在2.59%时,单轴抗压强度为2.292 MPa,为最大值;弹性模量为0.667 GPa,为较大值。结合型煤单轴抗压强度、弹性模量随含水率的变化趋势可以看出,型煤在含水率为2.5%左右时,其强度为最大值,弹性模量为较大值。因此,含水率为2.5%时,煤岩体的力学特征是最优的。

根据以上原理,认为金黄庄煤矿B102工作面可以通过注水改良煤岩体工程力学性质。

(1)由于煤层直接顶底板岩层不含水,煤层干燥,据取样测试,煤层含水率仅为1.5%。

(2)该煤层夹有泥岩夹矸,煤的灰分为17.9%,灰分成分为砂质泥岩,煤体中泥岩遇水能增强煤层的黏结性,有助于煤层稳定。

根据以上原因,金黄庄矿组织技术人员对采面存在问题进行不断观察和分析,经过反复研究实践,结合现场实际,制订了以注水为主要手段的防片帮综合治理技术。①执行煤层循环注水,眼距10 m,眼深8 m,允许推采6 m,预留2 m超前距,采用高压清水泵、专用封孔器注水,单孔注水量不少于1 m3。增强防尘效果、煤体黏结性,减少煤壁片帮。②加长护帮板长度,在原有护帮板的基础上使用工字钢加长0.8 m,固定在护帮板前端(可拆卸式),有效的加长空顶支护距离,防止片帮、漏顶,可在片帮之前有效托住顶帮。③局部出现片帮时,煤壁上部选用35 mm×1 800 mm木锚杆加固护帮,来压期间为了超前防范,打超前锚杆加固煤体,控制片帮深度。④对采高过大、煤壁片帮深度达到3 m,且支架不能进行及时支护,实施二次支护处理,采用煤壁掏窝架梁、顶板铺网补打锚杆,防止片帮、漏顶。

2 实施效果及效益分析

2.1 实施效果

自2015年11月,B102工作面开始实施新防片帮措施。在实施过程中,对煤壁侧向移动量、顶底板移动量、片帮情况进行了观测,并与实施新措施前进行了对比(表2)。

从表2可以看出,经过注水等综合方法处理后,虽然顶底板移动量没有明显减小,但侧向移动量减小,片帮情况明显好转。这说明注水前后,虽然采动应力没有改变,但由于注水作用主要是增加煤体黏结性,使煤体在同样变形条件不会破坏,从而起到防片帮作用。注水作用的另一个好处是煤尘量减少,减小了煤尘爆炸的可能性。总之,通过采取煤层注水等综合措施,有效提高了煤体整体强度,减少煤壁片帮和漏顶的发生,取得了良好效果。

(1)增强防尘效果、煤体黏结性,有效提高其整体强度,减少煤壁片帮和漏顶的发生。

(2)借助于及时支护工艺来缩短空顶时间,减少煤壁片帮,确保顶板完整。

(3)通过辅助工作量,提高了工作面煤壁的稳定性,同时还改善了工作面作业环境,确保了工作面的正常回采,加快了推进速度,提高煤炭产量。

(4)采用煤壁浅孔注水防片帮技术和超前加固煤壁技术、预防工作面煤壁片帮、漏顶。形成了一套较为完善的软煤层综合治理技术,为软煤层综采工作面安全生产的实现提供了可靠的技术保障。

2.2 效益分析

(1)可以有效提高煤层整体强度,减少煤壁片帮和冒顶的发生,保证顶板完整,具有安全效益。

(2)采取综合治理技术后,确保了工作面正常回采,效率由353 t/(人·月)提高至556 t/(人·月),提高开采效率,加快推进速度,提高煤炭产量,同时净增1 430万元,具有可观的经济效益。

3 结论

(1)金黄庄煤矿B102工作面开采过程中出现大量片帮漏顶等现象的原因是多方面的,包括地应力高、构造复杂、煤岩体稳定性差等多方面因素。

(2)在影响B102工作面片帮的诸多因素中,煤岩体的稳定性可以通过注水等方式进行改良,论文提出的以注水为主的综合措施对防片帮漏顶是可行有效的。

(3)课题的研究成果对地质条件复杂松软煤层、厚度变化较大,多数都呈不稳定状态条件下煤层的回采提供了借鉴,具有较高的经济效益和社会效益。

煤层片帮 篇2

1 工作面概况

山西某矿现在主采煤层为9号和10号煤层,9201和10201两个工作面属于近距离煤层同采工作面。9201工作面开采9号煤层,煤厚0.90~1.65 m,平均厚1.10 m;顶板为石灰岩;底板为砂质泥岩和细粒砂岩,底板厚度4.30~5.92 m,平均厚5.23 m。10201工作面开采10号煤层,煤厚3.52~4.60 m,平均厚4.35 m,其顶板为9号煤层的底板,底板为砂质泥岩。两层煤均为稳定可采煤层,其中9号煤层的平均埋深300 m。两工作面的位置关系如图1所示。

L1—9201工作面长度;L2—10201工作面长度。

图1 9201和10201两工作面位置关系示意图

2 下位厚煤层片帮原因分析

大采高综采必然会发生片帮,并且采高越大,片帮现象越严重[7]。由于近距离两层煤的开采相互影响,近距离煤层同采的下位厚煤层发生片帮的原因相对于单一厚煤层综采要复杂,下面主要分析上层煤的开采对下位厚煤层片帮的影响。

2.1 上层煤顶板压力影响

9201和10201两个工作面同采,由于上层煤平均厚度1.10 m,顶板为石灰岩,随着9201工作面向前推进,顶板会缓慢下沉,并且不会出现明显断裂,在错距为20 m的情况下,随着10201工作面的开采,9201工作面顶板会接着下沉,呈现周期性的断裂,出现如图2所示情况。

图2 上下工作面回采关系示意图

由图2可以看出,9201工作面顶板的C点由10201工作面的顶板支撑,并且随着两个工作面的推进,这种压力呈周期性的出现,使10201工作面煤壁处于高压下,片帮冒顶严重。以近距离同采煤层最小错距的经验公式验算:

式中:H0为两工作面间的平均间距,取5.23 m;b为上煤层最大控顶距,取4.5 m;β为岩石移动角,取50°;L为上下层工作面推进速度不均衡及上层顶板垮落的安全距离,一般取20~25 m。

从验算结果可知,两个煤层错距小于计算所得的最小错距,从而造成了10201工作面煤壁压力大,片帮冒顶的发生。

2.2 上层煤底板破坏范围影响

9201工作面向前推进时,对底板产生扰动,其向下破坏范围的大小直接影响着10201工作面的开采。根据滑移线场理论[8,9],计算上层煤开采对底板的破坏范围,建立如图3所示的模型。

Ⅰ—主动极限区;Ⅱ—过渡区;Ⅲ—被动极限区;x0—煤壁塑性区域宽度;r0—破坏半径。

图3 支承压力引起底板破坏深度计算模型

上工作面开采支承压力对底板破坏最大深度hmax为:

由可得:

即

由以上各式得:

根据极限平衡理论得出煤壁塑性区域宽度x0为:

式中:C为煤层内聚力;ξ为三轴应力系数;pi为支架对顶板的支护阻力,取0.8 MPa。

由式(1)、式(2)确定上层煤开采过程中底板岩层最大屈服破坏深度hmax,即采场底板损伤深度:

9201工作面底板破坏最大深度至工作面煤壁的水平距离L3为:

采空区沿水平方向底板破坏的最大距离L4为:

式中:H为煤层开采深度,取300 m;γ为岩石重力密度,取2 500 N/m3;M为采高,取1.10 m;φ为煤层内摩擦角,取30°;φf岩层内摩擦角,取40°;当煤层强度低于顶底板的强度时,x0可以用来表示,,其中

由上述公式计算可以得出煤壁塑性区宽度x0为3.85 m;底板最大破坏深度hmax为9.01 m;9201工作面底板最大破坏深度至工作面煤壁的水平距离L3为7.56 m;采空区沿水平方向底板破坏的最大距离L4为26.07 m。从计算结果可知9201工作面开采对底板的破坏,已经超过底板进入10号煤层,也就是10号煤层在未开采时,顶板和煤层已经遭到破坏。由滑移线场理论,3个区应力相互传递,煤壁受到水平推力作用,10号煤层工作面布置在这个区域,更容易发生片帮冒顶。

2.3 层间应力作用

两近距离煤层同采时,工作面周围应力重新分布,上下工作面煤体开采超前支承应力和采空区应力分布形式及范围如图4[10]所示,由图4可以看出,主要应力影响区为D和E区,为尽量减少上煤层开采对下煤层的应力影响,应将下煤层工作面布置在与上煤层工作面一定的错距范围Lh内,进而避免两工作面之间的应力叠加引起的应力集中。当两个工作面的错距布置小于Lh,下煤层工作面超前支承应力会出现在层间应力影响范围之内,出现应力集中现象,导致下煤层工作面推进过程中长距离处于高应力影响下,如图5所示。

图4 采动影响下煤层支承应力分布

图5 下煤层连续受高应力状态

由于层间应力分布规律一般以水平压应力为主,剪应力次之,在竖直方向分布的应力值和分布范围最小[11],现在主要考虑层间水平应力σx,修正后的近似层间水平应力计算公式如下:

根据实际情况,9201工作面超前支撑应力出现在煤壁前4.0 m处,应力集中系数K取2.4,绘制底板5.0 m处以煤壁为中心前后各30 m水平应力集中系数与煤壁距离的关系,见图6。

图6 水平应力集中系数与煤壁距离关系

由图6可以看出,距9201工作面煤壁30 m的采空区,底板受到的水平应力极小,即破坏程度极小。随着采空区一侧到煤壁距离的逐渐减小,底板水平应力逐渐增大,在10 m左右时,水平应力变化率急剧增大,在距离煤壁3.0 m左右时达到原岩应力值;在煤壁前方2.0 m左右应力增大到峰值,随着到煤壁距离的逐渐加大,水平应力值不断下降,在煤壁前方30 m处,水平应力值降到原岩应力值。显然在错距20 m时受到水平应力的作用,10201工作面易片帮冒顶。

根据现场实测,10201工作面前超前支承应力影响范围为25~30 m,结合水平应力分布情况,将10201工作面布置在与上煤层工作面错距为35~40 m内,不会出现长距离高应力叠加作用,确保10号煤层开采过程中不受上下煤层应力叠加而出现片帮冒顶。

3 防治措施

根据9201工作面开采对10201工作面的影响,调整2个工作面的错距为40 m,使10201工作面开采不受上煤层采动影响。调整后,虽然解决了层间应力和顶板压力影响,但9201工作面开采时,对底板的破坏延伸到了10201工作面。此时,下位煤层顶板较为破碎,开采还受到超前支承压力作用,显然调整错距不能完全解决片帮冒顶问题,因此,要采取综合防治措施。

1)增加煤壁强度。在工作面煤壁破碎或者停采时间比较长时,可以打入木锚杆,提高煤壁的强度;在煤壁破碎严重时,采取向煤壁注入聚亚氨酯固化剂并结合打入木锚杆的支护方式,改善煤体完整性,增加煤壁强度,有效控制煤壁片帮。

2)合理提高工作面支架工作阻力和初撑力。由于支架和煤壁一起承载工作面顶板来压,在支架对顶板支撑力不够时,会发生顶板压力向工作面煤壁转移,发生煤壁片帮。适当提高支架的工作阻力,支架能够承担更多的顶板压力,使煤壁压力减小。在现场实际升架的时间应足够使支架初撑力达到要求;还要求支架与顶板平面完全接触,达到支撑效果,保证接顶质量,有效防治煤壁片帮冒顶。

3)10201工作面采用及时支护顶板方式。在割煤后,先移架后推溜,及时支护顶板,在现场操作时,当采煤机割煤速度比移架速度快时,应该停机等支架支护好顶板后,再开机割煤。支架护帮板在采煤机割煤到达前1~2个支架时,再收起。当采煤机割煤后,及时打开支架护帮板并支护,尽量减少煤壁裸露的时间,有效减少片帮的发生。

4)加快工作面推进速度。由于10201工作面煤壁受支承压力及上煤层开采影响,煤体会产生塑性变形。随着时间的推移,塑性变形量和变形范围会不断增加。提高工作面开采速度,尽量在塑性变形不大时完成割煤,并采取及时支护措施,能有效防止片帮发生。在工作面设备检修时,尽量在比较完整的顶板和煤壁处进行,煤壁和顶板破碎时,采用注入聚亚氨酯固化剂并结合木锚杆的支护方式进行加强。

通过将上、下煤层2个工作面的错距调整为40 m,采用上述综合防治措施,10201工作面来压缓和,如图7所示,片帮冒顶现象明显减少,保证了工作面正常回采,同时缩短了回采时间。

图7 10#煤层液压支架载荷曲线

4 结论

1)10201工作面片帮冒顶直接原因是9201工作面开采过程中,老顶压力、底板破坏和层间应力对下煤层的影响,根本原因是上、下两煤层工作面错距布置不合理和9201工作面开采对底板的破坏延伸到了10号煤层所致。

2)通过将上、下两煤层工作面错距调整为40 m,采用增加煤壁强度、提高支架初撑力和工作阻力、及时支护等综合防治措施,10201工作面来压缓和,片帮冒顶现象明显减少,取得了良好的效果。

摘要：为了解决山西某矿近距离煤层同采工作面10201工作面压力大、片帮冒顶的问题,通过分析上、下煤层同采过程中,上煤层开采产生的老顶压力、底板破坏和层间应力作用对下位厚煤层片帮的影响,得出10201工作面片帮冒顶的根本原因是上煤层工作面开采对底板破坏延伸到了10号煤层和2个工作面间的错距不合理。通过将两工作面错距调整为40 m,采用增加煤壁强度,提高支架初撑力,及时支护等综合防治措施,10201工作面来压缓和,片帮冒顶现象明显减少,取得了良好的效果。

关键词：近距离煤层,同采工作面,片帮,下位厚煤层,综合防治

参考文献

[1]国家煤矿安全监察局.煤矿安全规程[S].北京:煤炭工业出版社,2010.

[2]张百胜,杨双锁,康立勋,等.极近距离煤层回采巷道合理位置确定方法探讨[J].岩石力学与工程学报,2008,27(1):97-101.

[3]魏平,张建兵,王成武,等.木城涧煤矿2、3槽煤层联合开采设计及其影响研究[J].矿业安全与环保,2013,40(5):12-15.

[4]王家臣.极软厚煤层煤壁片帮与防治机理[J].煤炭学报,2007,32(8):785-788.

[5]侯建国,白云虎,刘一搏.软煤大采高综采煤壁片帮机理与控制[J].矿业安全与环保,2011,38(6):22-24.

[6]尹希文,阎少宏,安宇.大采高综采面煤壁片帮特征分析与应用[J].采矿与安全工程学报,2008,25(2):222-225.

[7]宁宇.大采高综采煤壁片帮冒顶机理与控制技术[J].煤炭学报,2009,34(1):50-52.

[8]张金才,张玉卓,刘天泉.岩体渗流与煤层底板突水[M].北京:地质出版社,1997.

[9]王作字,刘鸿泉.承压水上采煤[M].北京:煤炭工业出版社,1993.

[10]钱鸣高,刘听成.矿山压力及其控制[M].北京:煤炭工业出版社,1999.

煤层片帮 篇3

关键词：三软煤层,机采工作面,片帮防治技术

国投煤炭郑州能源开发有限公司国投登封教学三矿位于登封市徐庄镇, 矿井生产能力84万t/a, 开采石炭系二叠纪山西组二1煤层, 井田内煤层厚0~17.43 m, 在长期掘进和回采过程中, 揭露出的煤层赋存形态变化较大, 增厚、变薄、分叉、尖灭现象频繁, 甚至造成局部区间煤层变薄或无煤。长期以来, 采煤工艺局限于爆破采煤工艺, 这一工艺存在不安全因素多、工人劳动强度大、工效低等缺点。为提高矿井机械化开采水平和安全生产的保障能力, 考虑到矿井地质条件复杂、工作面形状不规则、井筒直径小等因素, 决定在15031采煤工作面开展悬移支架机采放顶煤工艺的研究与应用工作。开采初期, 支柱钻底严重、煤壁片帮频繁, 严重制约了矿井的安全高效开采, 故分析研究煤壁片帮控制技术尤为重要。

1 采面概况

1.1 地质条件

登封教学三矿15031采煤工作面位于15采区南部, 走向长1 000 m, 倾向长62~185 m, 工作面形状不规则, 煤层厚1.3~9.5 m, 倾角0°~22°, 局部有夹矸及薄煤, 可采储量128.0万t。工作面埋深近600 m, 垂直应力15.9 MPa, 工作面内有几条老巷, 老巷附近煤岩破碎、顶板压力显现强烈。直接顶为细粒、中粒砂岩, 局部以泥岩为主, 平均厚度9.86m, 顶板岩层硅质胶结含量多、裂隙发育、强度低, 承载能力低;煤体松软, 坚固性系数f=0.47~0.52;直接底以泥岩、炭质泥岩为主, 平均厚度1.07 m, 属极软—松软类型, 强度低, 吸湿泥化, 易发生蠕变, 属典型的豫西三软不稳定煤层。

1.2 主要设备

(1) 支架。采用ZH2000/16/24Z整体顶梁组合悬移液压支架支护工作空间, 普通支架最小、最大控顶距分别为3.5, 4.3 m (机头、机尾支架最小、最大控顶距分别为5.2, 6.0 m) , 宽0.96 m, 额定工作阻力2 000 k N, 采高1.6~2.4 m。

(2) 采煤机。MG160/375-W液压牵引采煤机, 机器总质量27 000 kg, 装机总功率375 k W, 采高范围1.4~3.0 m, 截深0.63 m, 适应倾角≤35°, 牵引力350 k N, 牵引速度6.0 m/min。

(3) 刮板输送机。前部使用SGZ-630/180型中双链刮板输送机, 运输能力420 t/h;后部使用型号为SGZ-630/150C的边双链刮板输送机, 运输能力250 t/h。

工作面采用MG160/375-W液压牵引双滚筒采煤机落煤和装煤;通过煤壁侧SGZ-630/180中双链刮板输送机和采空区侧SGZ-630/150C边双链刮板输送机运煤;使用ZH2000/16/24Z整体顶梁组合悬移液压支架支护工作空间;采煤工艺为机采放顶煤, 循环进尺0.6 m, 全部垮落法控制顶板。

1.3 工作面片帮情况

回采初期, 由于现场管理及技术措施不到位, 煤壁片帮、架前与架间漏冒时有发生, 影响推进速度和正常循环作业, 平均日产仅580 t, 严重制约了生产效率的提高。

2 煤壁片帮影响因素及机理分析

2.1 影响因素

(1) 煤体性质。室内实验测得所采二1煤的坚固性系数f=0.47~0.52, 属软煤类别。煤炭采出后, 工作面后方顶板出现周期性垮落, 在超前支承压力的作用下, 工作面前方煤体的裂隙进一步发育。煤体结构变得相对松散, 由于煤壁前方存在自由面, 则会在垂直应力的作用下挤出煤体, 形成煤壁片帮。现场观察发现, 煤体松散破碎、自身承载能力差。

(2) 底板强度。二1煤层底板为泥岩、炭质泥岩, 强度较低, 易造成支柱钻底、支架高度低, 同时降低了支架整体支护刚度, 顶板作用在煤壁上的压力增大, 易导致片帮。

(3) 顶板压力。该工作面所采煤层直接顶为细粒、中粒砂岩, 局部以泥岩为主, 平均厚度9.86 m, 顶板岩层硅质胶结含量多、裂隙发育、强度低, 承载能力低。

(4) 支架因素。悬移支架具有护顶面积大、稳定性好、移架工序简单、移架速度快等优点, 但在使用过程中也存在一些问题: (1) 支架咬架现象; (2) 液压系统造成的支架相互影响。上述2点易造成该工作面支架工作状态不合理, 移架滞后、空顶时间过长。

(5) 工作面推进速度。随着顶板的周期性垮落, 顶板的下沉量增加, 并且与回采时间成正比, 回采时间越长, 顶板的下沉量越大, 对煤壁及端面区直接顶的压缩破坏越严重;同时, 由于节理面不可能是绝对平整的, 在两面相对位移量较小时, 凹凸不平处的相互咬合作用使两节理面之间存在较大的摩擦力, 回采时间较长时, 两面位移量较大, 这个作用就会失去, 表现为沿节理面的大位移量, 使工作面出现台阶下沉或严重片帮。可见, 工作面停止推进或推进速度慢, 也是导致煤壁片帮的一个主要原因。应加快工作面推进速度, 以减轻对煤壁片帮的影响。

2.2 煤壁片帮机理

(1) 工作面前方煤体变形区域划分。随着工作面的推进, 工作面后方上覆岩层垮落、离层、弯曲变形, 断裂和下沉运动由下向上传递, 直至在覆岩内部一定高度内形成平衡结构, 工作面围岩应力重新分布, 导致工作面前方煤体出现应力集中, 产生支承压力[1]。在该压力作用下, 工作面前方煤体内出现塑性变形和破坏, 形成破碎区和塑性区, 易导致煤壁片帮。而向煤体的纵深方向, 煤体逐渐转为三向应力状态, 支承能力显著提高, 从而形成弹性区[2]。破碎区和塑性区的大小主要取决于围岩对煤体所施加的力, 以及煤体本身的力学特性。

(2) 煤壁片帮破坏形式分析。煤壁在自重和顶板压力作用下, 主要表现出2种破坏形式:拉裂破坏与剪切破坏。 (1) 煤壁拉裂破坏。煤壁拉裂破坏常发生在脆性硬煤中, 该类煤壁的容许变形量小, 其片帮破坏的主要原因是顶板压力作用下煤壁内产生了横向拉应力, 而横向拉应力不能通过煤体的变形释放或者缓解, 因此当其大于煤体的抗拉强度时, 煤壁拉裂破坏, 并常伴有破裂声响。由弹性力学可知[3], 其破坏准则为Rt≤2Kp/ (πH) , 其中, Rt为煤体抗拉强度;K为应力修正系数;p为煤壁所受压力;H为煤壁高度。 (2) 剪切破坏。对于软煤层而言, 煤壁的破坏通常是剪切破坏。在煤体所受重力及顶板压力作用下, 煤壁内也会产生横向的拉应力, 但是软煤层的横向及蠕动变形会释放或缓解由于压缩而产生的横向拉应力, 最终由于煤壁内的剪应力大于抗剪强度而发生剪切滑动破坏[4]。

3 煤壁片帮控制技术

3.1 常规措施

(1) 加强矿压观测与顶板控制。 (1) 把矿压监测工作纳入正常生产技术管理中, 切实掌握支护质量和顶板动态。 (2) 装备工作面和初放期间, 支柱必须根根监控;正常回采期间, 第1排支柱的监控率不低于30%, 第2排不低于10%;有重点有选择地监控, 发现达不到要求应及时补液, 使支柱初撑力始终满足要求。 (3) 工作面每隔10架安装1组压力表, 压力观测以此支柱为准。 (4) 跟班人员代表进面, 认真填写当班发现的问题及处理方法, 遗留问题要附处理意见, 并反馈到区队值班室;技术员必须对支柱进行精心测量, 认真填写, 上井后及时将数据交区队值班室;值班人员对当天反馈的信息, 在班前会上向职工及时贯彻, 分析原因, 并提出处理意见。 (5) 对工作面上、下端头破碎带及构造异常地段的支柱根根三班监控, 以加强对事故多发点和薄弱区域的管理。 (6) 顶板初次来压、周期来压前, 保证工作面顶部基本平直 (高低差不得大于50 mm, 若满足不了, 采用填垫木料等措施) , 关键时期安排工程技术人员现场跟班, 加大监管力度, 在安全的前提下, 加快推进速度。

(2) 加强对悬移支架的管理。 (1) 制订了《悬移支架采煤工作面工程质量标准》, 简述为“四直、两平、两间隙”, 由生产技术部门严格按照标准检查、验收、管理; (2) 提前在架与架间隙中夹垫板, 使支架在推进过程中自行改变方向, 调整间隙, 处理咬架; (3) 调整支架的支柱用力方向, 用液压力推动支架入移架轨道, 处理咬架现象; (4) 支架在使用过程中, 注重液压系统的管理, 对个别损坏的部件及时处理。在实际生产过程中, 这些措施有效杜绝了支架咬架现象的发生, 确保支架处于正常工作状态。

(3) 局部加强支护。在构造带、老巷附近、煤体松软段等重点部位加强支护, 初次来压、周期来压期间重点监管。

3.2 支柱加穿尼龙柱鞋

工作面前排支柱下方垫设长960 mm、宽450mm、厚100 mm的尼龙柱鞋 (图1) , 并根据软底厚度, 在保证设备正常运行的情况下, 采面尽量沿底回采, 防止支柱钻底, 确保工作面支架高度在2.0~2.4 m。

3.3 煤壁打木锚杆

由于煤壁酥软, 采煤机割煤后煤壁易片帮, 进而导致顶板矸石垮落, 影响采面生产, 为了控制片帮顶板垮落现象, 最初采取在前探梁前端用单体柱配合半圆木打设倾向抬棚控顶、椽杆荆笆闭帮的措施, 这一措施虽能减轻煤壁片帮程度, 却制约了采煤机进刀割煤, 存在工人反复支柱、搬柱等弊端。而后采用打木锚杆支护措施控制煤壁, 木锚杆直径为45 mm、长度为1.8 m, 呈“三花”眼布置 (图2) , 避免了人工搭设、拆除单体支柱的重复作业。

3.4 煤壁浅孔注水

(1) 注水系统及设备。注水系统由矿井防尘管路系统、液压泵站处注水泵和封孔器及相关连接高压管路等附件组成。相关设备主要包括风动钻机 (钻头直径42 mm) 、注水泵 (BRW80/20) 、封孔器 (直径42 mm、长1.0~1.6 m的水力膨胀式封孔器) 、高压管、截止阀等。

(2) 注水压力。注水压力不得超过地层压力, 要高于煤层的瓦斯压力, 一般注水压力为2.5~5.0MPa。

(3) 注水量。注水量是影响煤体湿润程度和降尘效果的主要因素, 以保证煤体充分湿润为原则。

(4) 注水钻孔布置。回采工作面注水钻孔间距依据煤质及注水时间确定, 间距过小则增加工作量, 间距过大则可能存在注水空白带, 影响注水效果。现场试验表明, 当注水孔间距为4 m时, 既不影响正规循环, 又能保证注水效果。采煤工作面注水钻孔按以下原则布置 (图3) : (1) 煤厚h≥6 m时, 注水孔呈“三花”眼布置, 上孔布置于煤壁顶梁处, 孔深不小于6 m, 仰角不小于30°;下孔布置于煤壁距顶梁0.3 m处, 孔深不小于5 m, 仰角15°~20°;孔间距均为4 m。 (2) 煤厚3 m≤h<6 m时, 注水孔布置于煤壁距顶梁0.2 m处, 孔间距4 m, 单孔孔深不小于5m, 仰角15°~20°。 (3) 煤厚2 m≤h<3 m时, 注水孔布置于煤壁距顶梁0.5 m处, 孔间距4 m, 单孔孔深不小于5 m, 钻孔轴线垂直于工作面煤壁。

3.5 长钻孔注水

长钻孔煤层注水超前于长壁式采面30~100 m进行, 沿倾斜或走向方向在煤层中布置钻孔进行注水, 孔长一般30~100 m, 间距一般10~20 m。

(1) 钻孔布置。 (1) 单向钻孔。目前, 工作面布置有上、中、下3条巷道, 若封孔深度能够保证, 可选择在中巷向下面、上巷向上面布置单向钻孔, 根据工作面长度、煤层透水性及钻孔方向确定钻孔长度L, L=L1-M。其中, L1为工作面长度;M为随煤层透水性与钻孔方向而变的参数。对于透水性强的煤层, 上向钻孔M≥20 m;下向钻孔M= (1/2~1/3) L1。对于透水性弱的煤层, 上下向钻孔M=20 m。L上巷=67 m, L中巷=80 m, 倾角与煤层倾角大体一致。 (2) 双向钻孔。当工作面长度和巷道条件具备时, 布置双向钻孔, 钻孔长度L=L1/2- (15~20) 。上面布置的双向钻孔L上面=27.5 m, 下面布置的双向钻孔L下面=35 m, 倾角与煤层倾角大体一致。

(2) 注水压力。采用BRW80/20型乳化液泵, 额定压力为20 MPa, 额定流量为80 L/min, 出水高压胶管内径为25 mm。脉冲式高压注水强度以不压裂煤层为前提, 煤层被压裂的压力PZ与上覆岩层-的3厚度有关, (1.2~1.5) PG≤PZ≤PR, PR=9.8×10Hγcp=12.3 MPa。其中, PG为煤层中的瓦斯压力;PR为上覆岩层压力;H为上覆岩层的平均厚度, 取465 m (该参数与采面位置有关) ;γcp为上覆岩层平均重度, 27 k N/m3。在注水过程中控制注水出口压力不大于12 MPa。

(3) 钻孔设备。采用ZDY-550S型坑道液压钻机, 钻机跑道长度1.8 m, 每次送入钻杆长度1.6 m (每根0.8 m) , 钻杆直径50 mm, 钻头直径65 mm。除屑方式为风力除屑, 采用SQ-60型水浸式扑尘器。

(4) 封孔方法及封孔深度。采用FKSY-20/42水力膨胀式封孔器封孔, 封孔器长度8 m, 连接杆长度1.6~2.0 m, 封孔深度8~10 m。

(5) 注水系统。注水系统由矿井防尘管路系统、液压泵站处注水泵、封孔器及相关连接高压管路等附件组成 (图4) , 用高压水管将煤层注水封孔器与高压供水管连接起来, 管路中装有卸压阀, 并安装压力表, 测量注水时的压力, 保证注水压力为8~12MPa。采用GGS-E型高压流量计和现场煤体渗透观测法控制注水量。

浅孔注水和长钻孔注水相结合, 超前润湿了煤体, 降低了煤壁的压力, 并且松散煤体形成了黏结层, 为移架赢得了时间, 从而起到了预防片帮的作用, 保证了工作面煤壁的稳定。

3.6 改变梁端结构

由于煤壁片帮常发生在梁端下部附近, 而原有悬移支架前端的伸缩梁不能实现对其有效支护, 将伸缩梁改造为伸缩翻转梁 (图5) , 实现了对梁端下部煤壁的支护。

4 结论

(1) 通过对采面煤壁片帮的影响因素及机理进行分析指出, 松软煤壁多为剪切破坏, 减小煤壁压力、改变煤体性质是预防煤壁片帮的主要途径。

(2) 通过研究分析总结出了一系列片帮防治技术:加强日常管理, 保证支架对顶板的支撑力;支柱加穿尼龙柱鞋提高支架支撑力, 降低煤壁所受压力;通过煤壁浅孔注水、长钻孔注水、煤壁打木锚杆改变煤体性质;改进支架结构, 前端伸缩梁改造为伸缩翻转梁, 及时支护梁端易片帮部位等。

(3) 片帮防治技术的应用有效减轻了片帮强度、减少了片帮频率, 日产提高了300 t左右, 提高了工效, 实现了采面的安全高效开采。

参考文献

[1]钱鸣高, 刘听成.矿山压力及其控制[M].北京:煤炭工业出版社, 1991.

[2]袁前进.综放面煤壁片帮的理论分析与防治[J].煤炭科技, 2009 (2) :44-47.

[3]程昌钧, 王颖坚, 马文华, 等.弹性力学[M].北京:高等教育出版社, 1999.

煤层片帮 篇4

1 软煤层大采高工作面煤壁片帮形式

工作面的开采使不同位置的煤体由原始应力状态转变为处于不同应力状态。当工作面煤壁煤体较完整时, 在超前支承压力作用下, 煤壁煤体往往会发生压剪切滑, 称为压剪式片帮 (见图1-a) ;当煤壁煤体较破碎时, 其自承能力基本消失, 在煤体煤块自重作用下即发生滑落, 称为重力滑落式片帮 (见图1-b) ;煤体随采煤机割煤逐层揭露后, 往往在横向膨胀力的作用下发生臌出, 在支承压力作用下, 臌出部位煤体滑落产生横拱式片帮 (见图1-c) [2]。软煤层大采高开采实践表明片帮以重力滑落式最为常见, 片帮深度较小;压剪式片帮主要发生在顶板来压期间, 片帮深度大, 易引起冒顶;横拱形片帮较少, 偶尔在非来压期间见到。当工作面通过断层时, 片帮较严重, 三种形式均有出现。

2 软煤层大采高工作面煤壁片帮影响因素

影响软煤层大采高工作面煤壁片帮的因素主要可归纳为采高、节理、推进速度、基本顶来压、支架初撑力、软弱夹层等。

(1) 工作面采高:工作面自开切眼推进后, 在煤壁前方产生了支承压力, 在此超前支承压力作用下, 煤壁内一定范围的煤体首先遭到破坏, 并呈现出格里菲斯强度破坏特征[3]。随着开采高度的增加, 工作面顶板压力也相应增加, 直接导致了超前支承压力集中程度和煤壁塑性区域范围的增大, 这样就大大的增大了煤壁片帮率的发生。由于软煤层工作面采高大, 煤壁承载能力弱, 因此表现尤为明显。软煤层大采高工作面煤壁片帮平均深度与采高之间关系如图2所示。

(2) 工作面推进速度:开采实践发现, 软煤层大采高工作面推进速度慢或因故停产期间, 工作面煤壁片帮程度较大。究其原因, 工作间在推进过程中, 煤壁经历着一个平衡—失稳—平衡的一个循环过程。在工作面推进速度较慢时, 失稳过程经历的时间也相应增大, 煤壁的塑性变形在超前支承压力残余应力作用下也随时间延长而增大, 同时顶板下沉量也随着时间的增大而增加。其最终结果便是导致煤壁片帮的发生或加剧。由软煤层大采高矿山压力观测数据可知, 推进速度越慢、停采时间越长, 顶板下沉量越大, 煤壁片帮深度和长度越大, 与常规理论分析较符合。

(3) 工作面基本顶来压:资料显示, 软煤层大采高工作面来压期间片帮程度较非来压期间严重。研究发现, 基本顶随工作面推进发生周期性运动, 该运动导致直接顶变形、下沉、破断。在基本顶来压期间, 基本顶回转对直接顶产生剪切破坏, 将部分超前支承压力转移到工作面煤壁上方, 促使工作面煤壁片帮[4]。基于基本顶回转角不同, 在工作面直接顶上部形成的拉断区和在煤壁及端面处形成的压缩塑变区也不同。而在基本顶相同回转角下产生的拉断区和压缩变形区便组成了基本顶回转对直接顶的剪切破坏带。由于软煤层大采高工作面煤质松散, 节理裂隙发育, 煤体抗剪能力弱, 且煤体节理面之间的摩擦力较小, 煤壁控制的难度增大。因此, 在基本顶来压期间是控制软煤层大采高工作面煤壁片帮的关键时期。

(4) 工作面煤体强度:工作面煤壁片帮除了与围岩关系有关外, 与自身强度也密切相关。工作面煤壁煤体可看做具有不连续性和有条件转化性的结构体, 该结构体存在少量裂隙组时在力学上表现为明显各向异性, 存在较多裂隙组时容易受裂隙组的共同作用转化为近似的各项同性, 此时煤体强度亦随之减弱, 而煤体强度减弱程度由节理裂隙的发育程度决定。由上述可知, 煤体节理裂隙的发育程度直接决定了煤体的强弱, 是决定煤壁片帮程度的重要因素之一。此外, 构造带区域及附近的煤层节理裂隙发育, 煤体松散、强度弱, 也易发生片帮现象。

(5) 液压支架初撑力:初撑力低是造成煤壁片帮的重要因素。当液压支架初撑力过低时, 上覆顶板与支架接触性较差, 顶板压力不能作用在支架上方而是加载到工作面煤壁上方, 使煤壁处于高压力状态, 造成煤体向外卸压片帮。

3 软煤层工作面煤壁片帮控制方案

影响大采高工作面煤壁片帮的因素较多, 地质构造、上覆岩层垮落特征、煤层节理发育等很难依靠人工进行控制, 因此可以从改变支架初撑力、煤层硬度、工作面推进度等方面进行控制。

(1) 适当提高液压支架初撑力:从支架初撑力对煤壁片帮影响分析可知, 随着液压支架初撑力的不断提高, 工作面煤壁破坏深度相应减小, 但是, 煤壁破坏深度并不是随着初撑力的提高均匀减小的, 当初撑力较小时, 随初撑力提高煤壁破坏状态的改善变化较为缓慢, 进一步提高初撑力煤壁破坏状态的改善明显加快, 当液支架初撑力增至一定程度后, 在支架的支撑力能与顶板压力相平衡的情况下继续增加支撑力, 则对煤壁片帮作用将不明显。

(2) 增加工作面煤体强度:增加煤体强度一般采用化学加固法和锚杆加固法。在工作面来压之前, 煤壁片帮块度虽大, 但煤体尚有一定的额自稳能力, 可利用玻璃钢锚杆对煤壁进行加固, 同时也可利用锚杆的抗剪作用, 减少煤体沿裂隙滑移。在工作面来压过程中, 煤体较破碎, 可采用马丽散、聚氨酯等化学试剂对煤层底区进行加固, 以提高底煤抗压强度。也可根据现场情况, 对煤壁整体加固来提高煤壁的整体强度, 能够有效地防止煤壁片帮发生, 但经济上不可取。

(3) 适当提高工作面推进速度:由工作面推进速度对煤壁片帮影响分析可知, 当工作面推进速度较慢时, 软煤层大采高煤壁片帮率会大大提高。因此可以通过适当的提高工作面推进速度, 缩短采煤机每一循环的时间来减少工作面煤壁上方顶板下沉量。在采煤机割过1~2架后, 及时打开液压支架护帮板, 给予煤壁水平推力, 也可以减少煤壁片帮。在工作面设备检修时, 尽可能在顶板条件较好、煤层较薄的地段停机检修。

(4) 加强辅助管理:当软煤层大采高工作面已发生冒顶或片帮严重时, 适当降低采高、减小采煤机截深、提高采煤机割煤速度。当工作面过异常地质构造带时, 改进回采工艺和操作技术。采用只能矿山压力监测仪器, 对工作面矿压进行全程实时监测, 准确掌握工作面顶板来压规律和来压强度。在来压之前提前做好减少片帮的预防措施, 如提高支架初撑力、采用化学或物理方法加固煤壁煤体等。

4 结语

工作面煤壁片帮是影响工作面安全、高效回采的重要因素, 软煤层大采高工作面由于其采高较大、煤质松软, 在工作面回采期间极易发生煤壁片帮。分析软煤层大采高工作面压剪式、重力滑落式和横拱式等三种煤壁片帮形式, 详细阐述了影响软煤层大采高工作面的主要影响因素采高、工作面推进速度、工作面煤体强度、基本顶来压和支架初撑力, 并根据煤壁片帮影响因素提出了相应的控制煤壁片帮措施。

摘要：本文分析了软煤层大采高工作面煤壁片帮的三种形式, 即压剪式、重力滑落式和横拱式, 详细阐述了影响软煤层大采高工作面的主要影响因素, 并提出了相应的控制煤壁片帮措施。

关键词：软煤层大采高,煤壁片帮,分析与控制,研究

参考文献

[1]李建国, 等.河滩沟煤矿综放面煤壁片帮机理及控制[J].煤炭科学技术, 2003, 31 (12) :73-75.

[2]高京泽.大采高片帮机理及影响因素[J].河北煤炭, 1991 (1) :21-24.

[3]白云虎, 等.大采高综采煤壁片帮机理与防治[J].陕西煤炭, 2011 (4) :31-33.