大采長傾斜煤層工作面礦壓分析及煤壁片幫控制技術研究

楊黨委

(1.平煤股份十礦,河南 平頂山 467000; 2.煉焦煤資源開發及綜合利用國家重點實驗室,河南 平頂山 467000; 3.平頂山學院 機械與電氣工程學院,河南 平頂山 467000)

近年來,平頂山礦區所屬礦井開采煤層逐漸由二水平向埋深更大的三水平延伸,其中東部礦區三水平埋深普遍超過800 m,隨之為采煤工作面帶來地質條件惡化、圍巖裂隙發育、地應力增加等一系列問題,特別是部分煤層賦存傾角達到30°以上,同時為了達到高產高效的目的,采煤工作面布置長度普遍達到200 m以上,導致在回采工程中支承應力復雜,礦壓顯現劇烈,導致煤壁片幫嚴重,頂板極易發生冒落,嚴重影響礦井的安全高效生[1-3]。

針對采煤工作面防片幫問題,專家學者也做了大量的研究和現場實踐,王國慶等[4]基于軟煤注水銹結機理,針對松軟、松散,易造成回采工作面片幫、冒頂的特點,通過煤層深孔高壓注水與淺孔靜壓注水相結合、巖巷穿層鉆孔與煤巷順層鉆孔注水相補充等措施的實施,成功解決了松軟煤層煤壁片幫問題。周大為[5]研究了松軟煤層煤壁淺孔注水防片幫技術的機理,通過實驗得出對松散煤體不同含水率條件下的力學性質的變化規律,并進行了現場工業性試驗,驗證了煤壁淺孔注水防止松軟煤層煤壁片幫較好的技術效果。郝洪海等[6-7]以鄭煤集團米村煤礦、告成煤礦“三軟”不穩定厚煤層綜放頂煤開采為工程背景,通過實施淺孔動態注水工藝,既有效地防治了采面片幫、冒頂事故,又降低了煤塵,同時也起到了釋放瓦斯作用,改善了工作面的安全狀況。

本文以平煤股份十礦己15-16-24070大采長傾斜煤層工作面為工程背景,從傾斜煤層開采過程中基本頂巖層來壓步距、工作面采場應力集中分布規律及片幫特征進行分析,提出采用智能供液系統提高液壓支架初撐力管理水平、對煤壁注水提高煤體塑性的采煤工作面煤壁防片幫方案,并在現場工業性試驗中取得了較好的效果,對于類似條件下采煤工作面煤壁片幫治理具有較好的指導和借鑒意義。

1 工作面概況

平煤十礦位于河南省平頂山市區東部,核定生產能力為330萬t/a。井田東西走向長約5 km,南北傾向寬約6.5 km,面積32.5 km2,井田內主要開采煤層自上而下分別為戊、己組2個煤組,井田劃分為東西兩翼、3個生產水平。礦井主要開采煤層逐漸由二水平下部向三水平過渡,埋深達到800 m以深,屬于大埋深開采煤層。己15-16-24070工作面位于二水平己四采區東翼中段,主采己15-16合層煤層,煤層平均厚度3.5～3.7 m,工作面可采走向長870 m,傾向長331 m,平均傾角33°。

己15-16-24070工作面頂、底板巖層賦存情況如圖1所示。直接頂為厚5～9 m的深灰色砂質泥巖,含薄層細砂巖,平均厚度為5 m;基本頂為厚8～13 m的厚層狀細至中粒砂巖,平均厚度10 m;直接底為厚1～2.8 m的砂質泥巖及薄層細砂巖;基本底為厚5～6 m的灰色條帶細砂巖。

圖1 煤層綜合地質柱狀Fig.2 Comprehensive geological histogram of coal seam

2 傾斜采煤工作面頂板來壓分析

2.1 傾斜煤層開采頂板來壓機理分析

相比于近水平煤層,傾斜煤層開采后圍巖將向采空區上部運移,因此,采煤工作面采場上覆巖層的破壞范圍主要在采空區中上部。采場頂板巖層在垂直應力及沿巖層傾向的剪切力作用下向采空區方向滑移[8-9]。隨著采煤工作面的推進,采場頂板巖層懸露面積逐漸增加,達到巖層極限承載能力后直接頂和基本頂巖層依次破斷垮落,形成采場周期來壓。根據己15-16-24070工作面的煤層賦存地質條件,采場頂板巖層可按照均布載荷計算,直接頂周期來壓距離L1為[10-11]:

(1)

式中,M1為直接頂板巖層厚度;σ1為直接頂板巖層抗拉強度;γ1為直接頂板巖層容重;α為直接頂板巖層傾角。

式(1)中各參數取值為:M1= 5 m,σ1=0.85 MPa,γ1=25 kN/m3,α=33°。將參數代入式(1)計算得,己15-16-24070工作面直接頂周期來壓步距為8.26 m。

基本頂巖層厚而堅硬,其破斷過程對工作面支護系統的支護強度與穩定性影響最大。己15-16-24070工作面基本頂巖層周期來壓步距的準數l0為[12-13]:

(2)

式中,M為基本頂板巖層厚度;σ0為基本頂板巖層抗拉強度;γ0為基本頂板巖層容重;μ為基本頂巖層泊松比。

式(2)各參數取值為:基本頂巖層厚度M=10 m,基本頂板巖層容重γ0=25 kN/m3,基本頂板巖層抗壓強度σ0=1.41 MPa,基本頂巖層泊松比μ=0.17,代入式(2)計算得,基本頂板巖層來壓步距準數l0=38.1 m。己15-16-24070工作面采長l=331 m,l>3l0,因此基本頂板周期來壓步距L0為:

(3)

將參數代入式(3)得到基本頂板巖層的周期來壓步距L0為30.8 m。

2.2 采煤工作面頂板壓力監測與分析

己15-16-24070工作面采場采用ZY10000/23/45液壓支架198架進行支護。為了便于觀測、收集頂板壓力數據,將工作面分為上部5—25號液壓支架、中部89—109號液壓支架和下部173—193號液壓支架3個監部分,每個監測部分中5架液壓支架為1組布置1個壓力計,對采煤工作面推進過程中頂板壓力壓力數據進行持續監測、記錄。其中,推進88 m范圍內監測壓力變換曲線如圖2所示。

圖2 采煤工作面隨推進頂板壓力變化曲線Fig.2 Curves of roof pressure variation with advancing in coal mining face

對現場監測壓力變化曲線分析可知,采煤工作面推進過程中上部、中部、下部的頂板周期來壓步距分別為22.4～25.6、 27.2～32.0、35.2～41.6 m,呈現出自上而下逐漸變小的趨勢。采煤工作面推進過程中,在同一來壓周期由于上部區域采空區垮落矸石向下部滑移減弱對頂板的支撐,因此壓力首先達到峰值,基本頂巖層發生大面積垮落,垮落面積隨即向下部發展;下部區域由于上部區域垮落矸石的堆積對采空區頂板的支撐作用,較大的減弱的來壓的劇烈程度;中部區域采空區頂板懸露面積較大,來壓顯現最為劇烈。采煤工作面液壓支架自上而下動載系數分別為1.26～1.38、1.39～1.60、1.10～1.32,與兩端相比,中部來壓較為劇烈,采煤工作面推進過程中83—126號液壓支架范圍內為煤壁易片幫區域,與頂板壓力分布基本契合。

3 工作面煤壁片幫控制技術

3.1 液壓支架智能供液技術

支架自身穩定性及對圍巖失穩的適應性是支架—圍巖系統穩定性耦合的關鍵[14-15]。在采煤工作面,來自頂板的荷載由支架和工作面煤體共同承擔,工作面支架工作阻力不足,頂板荷載則會向工作面前方的煤體轉移,煤體承受的荷載升高,煤壁極易發生塑性變形、片幫。己15-16-24070工作面開采煤層深度超過800 m,采場處于高應力環境,礦壓顯現和動力響應劇烈,頂板控制困難,因此液壓支架系統對工作面區域圍巖的穩定性控制提出了更高的要求。

己15-16-24070工作面根據液壓支架一級護幫板上安裝的行程傳感器和壓力傳感器反饋信息,實現三級聯動互幫智能控制和平衡千斤頂自動調節、初撐力自動補償等頂板耦合控制,大幅提升系統對地質條件的適應性,完成對頂板和煤壁支撐壓力的智能控制,有效提高了對工作面頂板和煤壁片幫的管理水平。液壓支架電液控系統將支撐壓力參數通過礦井萬兆工業環網及時向智能化泵站反饋,如圖3所示,并對低于設定壓力值的液壓支架自動補壓,有效避免補壓滯后問題。智能化供液系統工作模式如圖4所示,所采用的乳化液泵站為GYZ4型,液壓支架壓力目標值P2=24 MPa,補壓下限分別為P0=12 MPa、P1=25 MPa,前3次補壓延時分別為T0=5 s、T1=60 s、T1=180 s,補壓次數設定為5次,支架在正常支撐的情況下,當頂板松動等原因導致立柱下腔壓力低于設定值時,電控系統自動發送升柱指令將立柱壓力補充至初撐力,保證工作面變流量恒壓供液,自動應對差異地質條件。

圖3 采煤工作面智能泵站系統Fig.3 Intelligent pumping station system of coal mining face

圖4 智能集成自動供液補壓模式Fig.4 Intelligent integrated automatic liquid supply and pressure supplement mode

壓力變化頻率和立柱壓縮量是反映液壓支架與工作面頂板是否具有良好耦合關系的關鍵參數。根據己15-16-24070工作面周期來壓過程中分區來壓的特點,本文選取工作面中間不同區域液壓支架支撐力平均值作為研究對象,液壓支架各阻力范圍所占比例見表1。

表1 液壓支架各阻力范圍占比Tab.1 Proportion of each resistance range of hydraulic support %

己15-16-24070工作面通過智能泵站對液壓支架自動補壓,補壓下限為24 MPa,超過液壓支架41.5 MPa的安全閥值,安全閥自動打開卸壓。由表1分析可知,壓力處于30～36 MPa所占比例達到60%以上,比平煤十礦原有類似條件下工作面所占比例提高了30%～40%,液壓支架處于額定工作狀態比例得到明顯提高,對頂板起到有效的支撐作用。智能化補壓技術應用到己15-16-24070工作面后各支架受力分布和受力比原有工作面液壓支架更為合理,液壓支架與頂板具有較好的耦合關系,降低頂板下沉量與下沉速度,對工作面回采期間的頂板和煤壁片幫起到了良好的控制作用。

3.2 煤層注水技術

煤層注水是突出煤層工作面增加煤體含水率和塑性,預防煤層片幫、突出危險,提高設備開機率和推進速度的重要技術之一[16-17]。己15-16-24070工作面煤壁施工深度投影長度8 m,φ42 mm的注水孔,保證超前單日2 m推進量,如圖5所示,注水在采面5—97架,每部液壓支架(93個孔)布置注水鉆孔,按一平一下扎布置,仰孔與下扎孔角度參照6°和-12°執行,注水孔采用采用φ38 mm的礦用注漿封孔器進行封孔。

圖5 注水孔布置Fig.5 Layout of water injection holes

注水量隨注水壓力變化曲線如圖6所示。隨著注水由2.5～3.0 MPa的凈水壓力增加至5.0～5.5 MPa,單孔注水量明顯增加,但濕潤半徑較小;當注水壓力增加至7 MPa以上,鄰孔出水量明顯增加,濕潤半徑并未得到增加,且鉆孔內壁因泥化增加封堵部分裂隙,煤壁浸潤效果較差。因此,最佳注水壓力為7 MPa。

表2 注水孔布置參數Tab.2 Layout parameters of water injection holes

圖6 注水量隨注水壓力變化曲線 Fig.6 Curves of water injection volume changing with water injection pressure

注水前后現場煤壁效果對比如圖7所示。由于己15-16-24070工作面一次采高為3.9 m,受到高應力集中、煤層傾斜及斷層影響煤壁容易發生片幫,嚴重影響現場管理和工作面的割煤效率。通過對工作面液壓支架支撐力的管理,不僅提高了液壓支架對頂板的支撐作用,減少頂板下沉量,而且煤壁注水顯著提高了煤壁的塑性,受到應力集中影響時可有效保證割煤期間煤壁的平整,消除了煤壁片幫問題,回采速度由原來的圓班推進2～3刀提高到6刀以上。

圖7 注水前現場后煤壁效果對比Fig.7 Comparison of the effect of rear coal wall on site before water injection

4 結論

(1)針對平煤股份十礦深部傾斜煤層工作面因支承應力復雜,礦壓顯現劇烈導致的煤壁片幫嚴重,頂板極易發生冒落的難題,根據己15-16-24070工作面的煤層地質賦存條件分析傾斜煤層工作面在回采過程中上覆巖層破壞范圍和應力分布特點,并結合傾斜煤層頂板周期來壓機理計算得到直接頂板、基本頂板周期來壓步距分別為8.26、30.8 m。同時,對采煤工作面推進過程中頂板壓力數據進行持續監測分析可知:采煤工作面推進過程中上部、中部、下部的頂板周期來壓步距分別為22.4～25.6、 27.2～32.0、35.2～41.6 m,呈現出自上而下逐漸變小的趨勢;液壓支架自上而下動載系數分別為1.26～1.38、1.39～1.60、1.10～1.32,與兩端相比,中部來壓較為劇烈。

(2)始終保持合理的支架支護強度是降低頂板下沉量與下沉速度是消除煤壁片幫的有效途徑,己15-16-24070工作面液壓支架供液系統采用智能化泵站技術,各支架受力分布和受力比原有工作面液壓支架更為合理,液壓支架與頂板具有較好的耦合關系,降低了頂板下沉量與下沉速度。采用智能化泵站系統后,相比原有類似條件,工作面液壓支架處于額定工作狀態比例提高了30%～40%,對工作面回采期間的頂板和煤壁片幫起到了良好的控制作用。

(3)己15-16-24070工作面煤壁施工深度投影長度8 m的注水孔,并通過現場試驗得到最佳的注水壓力為7 MPa。煤壁實施注水后,顯著提高了煤壁的塑性,割煤厚煤壁平整,消除了煤壁片幫問題,回采速度由原來的圓班推進2～3刀提高到6刀以上。