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煤矿安全

浅埋深综采工作面回撤阶段压架冒顶机理与防治

伊永杰

(国能神东煤炭集团保德煤矿,山西省忻州市,036600)

摘 要 针对神东矿区辅巷多通道快速回撤技术在下部煤层应用中多次出现压架冒顶事故,采用理论分析、数值模拟等方法研究回撤阶段工作面压架冒顶机理。对比分析神东矿区多个工作面回撤情况后确定调节巷为事故灾害的诱因,调节巷使得工作面部分区域顶板悬空面积加大,随着埋深的增加,调节巷围岩的变形量和煤体应力极值显著增加,容易导致煤体大面积破坏而引发顶板事故。基于煤体稳定性确定了神东矿区工作面调节巷适用的埋深为200 m。据此提出了当埋深超过200 m时对调节巷进行充填或重新开掘新的主回撤通道、根据矿压规律科学地选择挂网位置等防治措施,并在大柳塔矿52303工作面进行了应用。

关键词 回撤阶段;压架冒顶;理论分析;数值模拟;调节巷;回撤通道;神东矿区

神府东胜煤田煤层埋藏浅、倾角小、厚度大、地质条件简单,煤质优良。国家能源集团神东煤炭集团在该煤田目前已建成多个年产量超过千万吨的综采工作面。在这种高产高效综采工作面搬家时,神东煤炭集团通过采用预先掘出回撤通道,使工作面搬家时间缩短至10 d以内,大大加快了工作面的搬家速度。

工作面回撤阶段的巷道布置如图1所示。在停采线附近预先掘出2条垂直于回采巷道的回撤通道,靠近工作面的为主回撤通道,另一条为辅回撤通道,其间采用联络巷连接。在现场实际运用中,当工作面与主回撤通道贯通时,经常会遇到工作面底板和主回撤通道底板不一致的情况,为此神东煤炭集团率先采用沿垂直于主回撤通道方向预先掘出若干调节巷,使采煤机沿调节巷顶底板调节工作面底板和顶板的位置,准确而又方便地控制底板标高。为了保证搬家时工作人员的安全,还会在距离停采线15~20 m处悬挂隔离网,避免破碎矸石冒落到回撤空间。

图1 工作面回撤阶段的巷道布置

近年来随着浅部煤炭资源的日益枯竭,各大矿井的开采煤层逐渐向较深部转移。多个工作面在临近回撤通道处出现了片帮、漏矸甚至冒顶现象,当漏冒严重时还会导致支架活柱大幅下缩甚至被压死、采煤机无法通过等事故,严重影响了矿井的正常生产和回撤工作,因此找出此类条件下压架冒顶问题的机理成为亟待解决的关键问题。

基于预掘回撤通道的一系列优势,目前这项技术已经得到了广泛的推广使用[1-2],并形成了较为成熟的评估和发展体系[3-4]。在预掘回撤通道顶板管理问题上,众多研究人员针对预掘回撤通道的支护设计[5-6]、顶板结构稳定[7-9]、回撤阶段防灭火[10]和支架拆除工艺 [11]等领域进行了深入研究,这些研究结果对预掘回撤通道技术在现场中的应用起到了重要的指导作用。但由于神东矿区工作面在回撤通道均采用高性能垛式支架管理顶板,回撤空间的顶板问题较少,反而由于采用了调节巷,使得工作面在接近回撤通道时容易发生冒顶甚至压架事故,目前这方面的研究较少。因此,本文以大柳塔矿回撤通道处发生的压架冒顶事故为研究背景,对工作面发生压架冒顶事故的原因、机理以及防治对策开展研究。

1 临近回撤通道冒顶事故案例

1.1 大柳塔煤矿52304工作面压架冒顶事故

52304工作面是神东矿区大柳塔矿5-2煤层三盘区首个采用7 m采高支架的工作面。煤层倾角1°~3°,工作面走向推进长度4 547.6 m,倾斜长度301.0 m,在回撤阶段其埋深为+275 m,调节巷长度20.0 m,宽为4.0 m,主回撤通道为6.8 m,辅回撤通道宽度为6.0 m,回撤通道间隔20.0 m,在52304工作面推进至距回撤通道20.0 m时采取停采等压;在距回撤通道17.5 m时出现周期来压,此时工作面正在悬挂柔性网,期间39~108号支架活柱下缩严重,86~88号支架活柱行程不足1 m,采煤机无法通过,端面漏矸严重,在调节巷与工作面交叉点端面顶板漏冒最大高度达5.0 m、沿工作面倾向连续漏冒范围达33.0 m,如图2所示,现场顶板漏冒情况如图3所示,处理了14 d才最终解决,严重影响了该工作面的安全高效生产。

图2 52304综采面顶板冒顶位置示意

图3 工作面漏冒现场照片

1.2 回撤阶段压架冒顶主控因素确定

结合文献[10]统计的神东矿区调节巷交叉点冒顶事故统计表发现,大柳塔矿52304工作面端面漏冒也发生在与主回撤通道沟通的调节巷附近,因此,判断该冒顶事故应该与调节巷有关。根据统计结果表明神东矿区回撤阶段冒顶事故主要发生在布置调节巷且处于较大埋深的工作面,埋深浅的工作面都没有发生过冒顶事故,据此认为调节巷的存在与否以及特定的埋深是诱发大柳塔矿52304工作面回撤阶段冒顶事故的主因。

2 回撤阶段工作面压架冒顶机理

2.1 理论分析

当调节巷成巷以后,其上方应力便转移至巷帮两侧煤体,形成应力集中区。支承压力峰值位置与煤壁之间区域为塑性区,其中靠近煤壁处应力低于原岩应力的煤体为破裂区,如图4所示。若塑性区宽度为x0,并近似认为塑性区内应力分布为线性分布,则破裂区宽度x可用公式(1)表示。

图4 调节巷开挖后应力转移情况

(1)

式中:K——为应力集中系数;

γH——覆岩载荷;

p——支架的支撑阻力;

m——煤体高度;

C——煤体黏聚力;

φ——煤体内摩擦角;

f——煤层与顶底板接触面的摩擦系数;

ξ——三轴应力系数。

当工作面接近调节巷,工作面超前支承压力也将前移至调节巷附近煤体上方,持续增大的应力会造成破裂区煤体彻底失去承载能力,并且在调节巷与工作面交叉处由于支护力不足,造成严重的片帮事故,使得顶板悬露面积加大,进而导致顶板冒落。压架冒顶的演化过程如图5所示,当顶板破碎冒落后,支架的支撑阻力难以有效传递到覆岩结构,而导致其失稳并造成支架活柱大幅下缩甚至压死事故。

图5 压架冒顶的演化过程

根据式(1),破裂区宽度与埋深呈正相关,因此冒落的可能性和程度会随着埋深的增加而加大。为进一步分析调节巷对工作面冒顶和压架影响的机理,需要进一步分析调节巷对煤体垂直应力以及巷道围岩变形量的影响。

2.2 调节巷对煤体应力和围岩变形影响的数值模拟

2.2.1 模型方案的建立和参数的选取

采用FLAC3D有限元数值计算软件,针对调节巷对压架冒顶的影响这一问题进行模拟研究。模拟中岩层赋存特征参照了大柳塔矿52304工作面覆岩实际分布情况。模拟共设定2组方案:方案一中模型的长×宽×高为300 m×200 m×120 m,其中,煤层厚度为5 m,底板厚度20 m,煤层埋深为100 m,调节巷支护形式与现场保持一致。此次模拟制定了100、150、200、250、300、350、400 m 7组埋深条件,以确定存在调节巷的前提下,埋深对工作面前方围岩稳定的影响。当模拟埋深超过100 m时,上覆岩层重量以均布载荷的形式施加到模型顶界面上,根据神东矿区岩层平均容重,确定埋深每增大50 m,均布载荷增加1.25 MPa。方案二重点模拟在埋深为250 m的工作面中,调节巷的存在与否对煤体垂直应力和变形的影响。

2.2.2 模拟结果分析

方案一中不同埋深对巷道围岩变形的影响曲线如图6(a)所示,可知当埋深从100 m增加至400 m时,顶底板移近量从77.5 mm增大至1 011.6 mm,两帮移近量从40.0 mm增大至1 340.0 mm,表明埋深增大时,巷道顶底板及两帮变形呈现线性增加的趋势。图6(b)为方案二中有、无调节巷时的围岩应力峰值变化曲线,围岩应力云图如图6(c)和图6(d)所示,可知,调节巷的存在对工作面前方煤体支承应力分布影响较大,当有调节巷时煤体边角处易出现应力集中现象,最大支承应力峰值达到21.6 MPa,应力集中系数为3.4;而当没有调节巷时煤体最大支承应力峰值为15.6 MPa,应力集中系数仅为2.4;由此可见,在一定的埋深条件下,回撤阶段调节巷的存在会造成煤体应力显著增加,工作面前方支承应力会在调节巷交叉点周边围岩中叠加形成更大的集中应力现象,加剧回撤阶段调节巷交叉点周边煤体的失稳破坏,最终导致工作面端面出现顶板冒顶。

图6 数值模拟结果

3 防治对策

调节巷将工作面前方煤体分割为几段煤柱,这将会增大煤体局部应力,削弱煤体的承载力,并使得工作面部分顶板悬漏面积增大,随着埋深的加大,极易引起煤体大面积破坏片帮和端面漏冒等问题,给工作面顶板的控制带来巨大的困难。同时工作面在回撤阶段要进行挂网作业,这将会减缓工作面的推进速度,客观上又增加了顶板管理的难度。因此,为保证工作面的安全回撤,提出以下预防措施。

3.1 回撤巷道布置的优化

目前神东矿区综采面回撤巷道系统主要包括主回撤通道、辅回撤通道和调节巷,而当埋深逐渐加大时,调节巷是引起工作面发生压架冒顶事故的主要原因。因此应重点在调节巷的布置方面对回撤巷道进行合理选择。数值模拟结果表明,改变调节巷的间隔和宽度对巷道的变形量影响很小,但是调节巷围岩变形量对埋深特别敏感,因此应以埋深为条件,确定调节巷适用范围。

工作面接近调节巷时,其前方煤体被分割为独立的煤柱。由于调节巷的长度一般为15~20 m,间隔一般大于40 m,且随着工作面的推进,煤柱的走向尺寸逐渐减少,因此其承载能力也逐渐降低。根据奥伯特·德瓦尔(Obert-Dwvall)公式,煤柱的强度可表示为:

(2)

式中:R——煤柱的强度;

Rc——煤的立方体单轴抗压强度;

B——煤柱宽度;

h——煤柱高度。

根据神东矿区调节巷普遍布置情况,h取5 m、调节巷长度取20 m,则煤柱宽度B在工作面推进至调节巷时为20 m,经过实验室对神东多个工作面煤样的测定,Rc取13.5 MPa。将煤体的极限承载力随工作面推进的变化情况与不同埋深条件下工作面进入调节巷过程中煤体应力值变化相比较,如图7所示。

由图7可知,工作面刚进入调节巷时应力值最大,随着工作面不断推进,应力呈下降趋势,这是由于超前支承压力不断转移所致。据此可知超前支承压力峰值位置由埋深100 m时的13 m增大至埋深300 m时的20 m,因此工作面发生压架冒顶危险区域为进入调节巷的初始期。图7还揭示了当埋深达到250 m时,工作面在进入调节巷3~7 m间应力值超出煤柱的极限载荷,当埋深不超过200 m时,煤体处于较为安全状态,因此可确定调节巷试用的临界埋深应在200~250 m之间,并且在进入调节巷初期为最危险状态。

图7 不同埋深下煤体应力变化曲线

综合考虑在埋深超过200 m的工作面应取消调节巷。若调节巷未掘出,可采用从回撤通道向工作面方向打水平钻孔并充填石灰进行标记,同时可结合高程测量等方法控制工作面底板标高;若调节巷已预先掘出,则应考虑对调节巷进行回填,或在调节巷尽头掘出新的主回撤通道。

3.2 回撤期间挂网工序位置的合理选取

工作面通常会在距离回撤通道10~20 m处挂网,挂网初期顶板会处于大面积悬漏状态,对顶板质量要求很高。但是现场工人在选取位置时往往根据经验,缺乏科学合理方法,有时造成挂网初期处于来压位置而诱发冒顶事故。如在大柳塔煤矿52304工作面案例中,挂网恰逢最后一次周期来压位置,使冒顶事故雪上加霜。

对多个工作面挂网案例进行研究,确定了挂网位置X可表示为:

(3)

式中:Xmin——允许最小挂网长度,m;

Xo——最大挂网长度,即柔性网实际长度,m;

Lz——最后一次周期来压起始位置距主回撤通道的距离,m;

Lc——周期来压持续长度,m;

n——富余系数,取2~4,一般取3即可;

d——采煤机截深,m,神东矿区普遍为0.8 m。

因此现场合理挂网位置的选取需结合矿压规律和挂网相关参数。根据工作面前期多次周期来压规律对最后一次周期来压进行预测,当预测最后一次周期来压位置小于最小挂网长度,则挂网位置可以在最小和最大挂网位置之间任意选择;当周期来压位置大于最小挂网位置但小于最小挂网位置与来压持续长度之和,考虑到实际挂网过程会持续较长时间,则应选择在来压前2~4刀处进行挂网;当来压位置大于最小挂网位置与来压持续长度之和时,则只需在来压结束之后进行挂网作业即可,若后期柔性网长度不足,应采用金属网进行续接。

4 工程实践

52303工作面是52304工作面的接替面,2个工作面地质条件相同。鉴于52303工作面在回撤阶段的埋深已经达到287 m,因此在52303工作面预先掘出的调节巷尽头重新开掘了新主回撤通道。考虑到52304工作面挂网位置不合理性带来的严重影响,特针对52303工作面前期矿压规律确定了合理的挂网位置。

统计出挂网前6次的周期来压平均步距为17.0 m,来压持续长度为4.6 m。挂网前最后一次来压起始位置在33.8 m,故预测挂网期间周期来压位置在16.8 m。工作面的最小挂网长度在12.0 m左右,利用式(3)可得出合理的挂网位置为距回撤通道19.2 m处,因此否定了矿方原定在16.0 m处挂网的经验判断,考虑到柔性网的长度为20.0 m,最终矿方选取在19.0 m处挂网。开采实践表明:挂网期间工作面矿压较为正常,工作面在15.5 m处来压,此时已挂网完毕,来压期间未出现冒顶现象,工作面实现了安全顺利的回撤。

5 结语

(1)数值模拟结果表明,随着埋深的增加,调节巷会大大增大巷道围岩的变形量和煤体的应力极值,容易引发工作面发生片帮冒顶甚至压架等事故。

(2)提出了系统的防治对策,当工作面埋深超过200 m,应取消布置调节巷;若调节巷已经预先掘出,应对调节巷进行充填或者开掘新的主回撤通道;确定了回撤阶段挂网工序合理位置的选取原则,并在大柳塔矿52303工作面得到了成功应用。

参考文献:

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Mechanism and prevention of support compression and roof falling during the equipment removing stage of shallow-buried fully mechanized working face

YI Yongjie

(Baode Coal Mine, China Energy Shendong Coal Group, Xinzhou, Shanxi 036600, China)

Abstract In view of the repeated support compression and roof falling accidents during the application of multi-channel rapid equipment removing technology in auxiliary transportion roadway in the lower coal seam in Shendong mining area, the mechanism of support compression and roof falling in the working face during the equipment removing stage were studied by theoretical analysis and numerical simulation. After comparing and analyzing the equipment removing conditions of multiple working faces in Shendong mining area, it was determined that the adjustment roadway was the inducement of accident and disaster, which increased the suspended area of roof in some areas of the working face. With the increase of buried depth, the deformation of surrounding rock and the extreme value of coal stress of the adjustment roadway increased significantly, which was easy to lead to large-area damage of coal and roof accident. Based on the coal stability, the suitable buried depth of adjustment roadway of the working face in Shendong mining area was determined as 200 m. On the basis, when the buried depth of adjustment roadway exceeded 200 m, some control measures were put forward, such as filling the adjustment roadway, excavating a new main equipment removing roadway, or scientifically selecting the hanging net position according to the law of mine pressure, which had been applied in 52303 working face of Daliuta Coal Mine.

Key words equipment removing stage; support compression and roof falling; theoretical analysis; numerical simulation; adjustment roadway; equipment removing roadway; Shendong mining area

中图分类号 TD323

文献标志码 A

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引用格式:伊永杰.浅埋深综采工作面回撤阶段压架冒顶机理与防治[J].中国煤炭,2021,47(11)∶38-43. doi:10.19880/j.cnki.ccm.2021.11.006

YI Yongjie.Mechanism and prevention of support compression and roof falling during the equipment removing stage of shallow-buried fully mechanized working face[J].China Coal, 2021,47(11)∶38-43. doi:10.19880/j.cnki.ccm.2021.11.006

作者简介:伊永杰(1986-),男,山西朔州人,工程师,工程硕士,主要从事煤矿矿山压力、开采技术方面的研究工作。E-mail:351988741@qq.com

(责任编辑 张艳华)

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