大采高煤层开采煤壁片帮内在影响因素分析_张强.pdf

Vol.50No.12 Dec. 2019 第 50 卷第 12 期 2019 年 12 月 Safety in Coal Mines 随着中东部煤炭资源渐近枯竭，我国煤炭开采 重心逐渐向陕西、 内蒙、 新疆等西北地区转移， 西北 部煤田赋存具有埋藏浅、 煤层厚度大、 硬度大、 自然 发火期短等显著特点[1]。随煤层开采高度的增加， 工 作面应力特征发生了变化，因而影响到煤壁的稳定 性。煤壁失稳又可能导致工作面液压支架前梁与顶 煤不接触，支护效果差；煤壁片帮剥落的煤块体积 较大，造成刮板输送机不能正常运转，严重制约煤 炭资源的高产、 高效开采[2－3]。针对煤壁片帮的机理 和控制技术，国内外学者已进行了深入研究。黄庆 享、 王家臣等在 2015 年首次通过建立煤壁片帮的柱 条模型，分析得出了大采高煤壁最容易发生片帮的 位置在 0.6 倍采高处[4-5]； Mohamed Khaled 认为软煤 层开采时， 单独的锚杆支护不能维持煤壁稳定， 需要 采取锚网等加强支护措施[6]； 方新秋、 韩红强等研究 了软煤综放开采的片帮机理，通过建立煤壁片帮力 学模型， 得出煤壁稳定的临界高度为 1.8 m[7-8]； 李 恒、牛艳奇等对影响煤壁稳定性的因素进行敏感性 分析， 认为采高、 埋深、 煤体强度、 支护强度等对煤 壁稳定性的影响较大，并研究了防治煤壁片帮的最 佳注浆孔径[9-10]； 杨敬轩、 尹希文等通过建立煤壁压 杆模型，得到了煤壁容易片帮的位置并分析了煤层 硬加矸对大采高工作面煤壁稳定性的影响，认为硬 加矸能够提高煤壁稳定性[11-12]。岩体的破坏是能量 集聚后释放的结果， 煤壁片帮也不例外， 以往对煤壁 片帮的研究都是针对煤壁而言，而没有把煤体和顶 板结合起来。影响煤壁片帮的因素有很多，将诸如 DOI10.13347/ki.mkaq.2019.12.046 大采高煤层开采煤壁片帮内在影响因素分析 张强 （陕煤彬长大佛寺矿业有限公司， 陕西 咸阳 713500） 摘要 为了研究煤壁片帮的机理， 将影响片帮的因素分为内在影响因素和外在影响因素， 通过 建立顶板-煤体系统的 Bingham 黏弹塑性本构模型，利用能量的非稳定平衡准则得到煤壁片帮 发生的条件， 从能量角度分析了煤壁片帮与煤体黏性系数、 弹性模量、 顶板刚度、 开采煤层厚度 之间的关系。结果表明 煤体黏性系数越大， 煤壁越不容易片帮； 煤体弹性模量越大， 煤壁越容易 片帮； 顶板刚度越大， 煤壁越容易片帮； 煤层开采厚度越大， 煤壁越容易片帮。最后通过对赵固二 矿 11050 工作面采取 “注浆棕绳” 柔性加固技术来防治煤壁片帮， 验证了结论的正确性。 关键词 煤壁片帮； 大采高本构模型； 能量非稳定平衡准则； 内在影响因素； 柔性加固 中图分类号 TD322文献标志码 A文章编号 1003-496X （2019 ） 12-0207-05 Analysis of Internal Influencing Factors of Coal Rib Spalling in Large Mining Height Coal Seam ZHANG Qiang （Shaanxi Coal Group Binchang Dafoshi Mining Co., Ltd., Xianyang 713500, China） Abstract To study the mechanism of coal rib spalling, the factors affecting the rib spalling are divided into internal factors and external factors, based on Bingham viscoelastic-plastic constitutive model of roof - coal body system, the non-stable equilibrium criterion of energy is used to obtain the conditions for the occurrence of coal rib spalling, and the relationship between coal rib spalling and coal body viscosity coefficient, elastic modulus, roof stiffness and seam thickness is analyzed from the perspective of energy. The results show that the greater the coal viscosity coefficient, the more difficult the coal wall is to spall； the greater the elastic modulus of coal, the easier the coal wall is to spall； the greater the stiffness of the roof, the easier the coal wall is； the thicker the coal seam is, the easier the coal wall is. Finally, the conclusion is verified by adopting the technology of “grouting palm rope”to prevent and control the 11050 working face of Zhaogu No.2 mine. Key words coal rib spalling； large mining height； constitutive model； energy instability equilibrium criterion； internal influencing factors； flexible reinforcement 基金项目 国家自然科学基金资助项目 （51604151） 207 ChaoXing 第 50 卷第 12 期 2019 年 12 月 Safety in Coal Mines Vol.50No.12 Dec. 2019 图 3顶板-煤体系统模型 图 2Bingham 本构模型 图 1工作面前方煤体区域划分及其支承压力分布 “综采支架挡板阻力” 、“工作面推进速度” 等可人为 控制的因素作为影响煤壁片帮的外在因素，将煤体 自身性质造成煤壁片帮的因素作为内在因素，通过 建立顶板-煤体整体系统的 Bingham 黏弹塑性本构 模型，利用能量非稳定平衡准则，从能量角度来分 析内在因素对煤壁片帮的影响。 1顶板－煤体本构模型的选择 长壁工作面开采以后，工作面前方煤体在支承 压力的作用下产生破裂区、塑性区、弹性区和原岩 应力区， 煤壁片帮主要发生在破裂区和塑性区[13]， 工 作面前方煤体区域划分及其支承压力分布如图 1。 破裂区和塑性区煤体具有黏弹塑性，在岩石力 学中，所有的本构模型均可用弹性元件、黏性元件 和塑性元件组合而成，其中只有 Bingham 体和西原 体适用于黏弹塑性岩石[14－15]， 但是西原体涉及参数 较多， 求解过程复杂， 因此选用 Bingham 体来描述煤 壁特性。Bingham 体由 1 个弹性元件和 1 个理想黏 塑性体串联而成， 其力学模型如图 2。 根据文献[16]， 其本构方程为 σEε（σ≤σs） σ η E σ ˙ηε˙-λεε （σ＞σs ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ） （1） 式中 E 为弹性模量， MPa； λ 为软化系数， MPa； η 为黏性系数， MPa h； ε 为与煤体有关的 1 个常数， 单位为 1； σs为煤体屈服应力， MPa； σ 为模型两端拉 应力， MPa； σ ˙为应力变化速率， MPa/s； ε˙为应变变化 速率。 求非齐次线性偏微分方程的解为 σe -E η t （E （Eλ） η t 0 ∫ε （t） e E η t dtλε （t） e E η t D1（t） ） （2 ） 式中 D1（t）为与时间有关的常数， 单位为 1； ε （t） 、 t 为不同时间的应变和时间。 2基于能量非稳定平衡准则的煤壁稳定性分析 以破裂区和塑性区煤体为研究对象，二者宽度 之和为 R。在顶板压力作用下， 煤体压缩变形， 积聚 能量； 一般情况下， 顶板强度相对于煤体较高， 研究 区煤体上方顶板仅参与能量释放而不发生破坏， 煤 体-顶板相互作用力学模型如图 3。 顶板-煤壁系统应变能由顶板应变能 U1和煤体 应变能 U2组成， 其中顶板应变能 U1为 U1 1 2 Kd（a-u） 2 （3 ） 式中 Kd为顶板刚度， MN/m； a 为顶板压缩量， m； u 为煤壁压缩量， m。 煤体应变能为煤体弹性应变能和耗散能之和， 煤体应变能密度 ρ 为[17-18] ρ t 0 ∫σε （t） dte -E η t （E （Eλ） η t 0 ∫e E η t ε2（t） dt 1 2 λe E η t ε2（t） D1（t） ε （t） D2（t） ）（4 ） 式中 D2（t） 为与时间有关的常数， 单位为 1。 作为粗略估算， 取 εu/H， 耗散能 U3为 U3 S H e -E η t （E （Eλ） η t 0 ∫e E η t u2（t） dt 1 2 λe E η t u2（t） HD1（t） u （t） H2D2（t） ）（5 ） 式中 S 为煤体横截面积， m2； H 为煤体厚度， m。 所以顶板-煤壁系统总的势能 Π 为 ΠU1U2U3W 1 2 Kd（a-u） 2U2 S H e -E η t （E （Eλ） η t 0 ∫e E η t u2（t） dt 1 2 λe E η t u2（t） 208 ChaoXing Vol.50No.12 Dec. 2019 第 50 卷第 12 期 2019 年 12 月 Safety in Coal Mines 图 6系统稳定最小时间 tmin与顶板刚度 Kd之间关系 图 4系统稳定最小时间 t 与黏性系数 η 之间关系 HD1（t） u （t） H2D2（t） ） W（6） 式中 W 为外力势能， MJ。 系统的平衡状态取决于系统势能泛函驻值的性 质。当驻值为非极小值时， 其平衡状态是非稳定的， 其物理意义是系统势能在平衡状态位置的邻域内， 其势能不是极小，即可能自行释放能量，偏离初始 位置， 故为非稳定的[19]。 根据能量非稳定平衡准则选 取煤体变形量 u （t） 为状态变量， 由于 U2与 u （t）无 关， 且 W∝u （t） [16]， 对 Π 进行二阶变分并进行无量 纲化得到系统稳定的条件为 δ2Π0（u） δ2Π （u） λS/H （1-K） （δu） 2 （E λ 1） e -E η tt 0 ∫e E η t d （δu） 2 dt dt≤0（7） 式中 K＝Kd/ （λS/H） 。 由于煤体总是压缩的， 故而 （δu） 2≥0， 当不考虑 系统流变时， 即 η→0 时， 由式 （7） 可得 K≥1。 同时， 由式 （7） 可得 （1-Kd） （δu） 2 （E λ 1） e -E η t （δu） 2≤ （1-Kd） （δu）2 （E λ 1） e -E η tt 0 ∫e E η t d （δu） 2 dt dt≤0（8） 式 （8） 两边同时减去 （δu） 2 得到 -K （δu） 2 （E λ 1） e -E η t （δu） 2≤-K （δu）2 （E λ 1） e -E η tt 0 ∫e E η t d （δu） 2 dt dt≤- （δu） 2 （9） 由式 （9） 可得 t≥ η E ln Eλ （K-1 ） λ （10） 从而得到顶板-煤体系统保持稳定的最短时间 tmin为 tmin η E ln Eλ （K-1） λ （11 ） 由于 K＝Kd/ （λS/H） ， 故而式 （11 ） 可写成 tmin η E ln Eλ （KdH λS -1） λ （12 ） 根据最小势能原理可知，系统保持稳定的最小 时间 tmin越大， 顶板-煤体系统集聚的能量越位于最 低点， 系统稳定性越好， 煤壁越不容易片帮。 3煤壁片帮内在影响因素的分析 由式 （12 ） 可知， 影响煤壁片帮难易程度的内在 因素主要有煤体黏性系数 η、 煤体弹性模量 E、 顶板 刚度 Kd、 开采高度 H 等。 根据文献[20-21]， 煤体-顶板系统中上述参数 可近似取为 E3 500 MPa、 η85 000 MPa h、 Kd6 106MN/m、 λ1 500 MPa、 H4 m、 S8 000 m2。以上 各因素对煤壁片帮的影响分别如图 4图 7。 图 5系统稳定最小时间 tmin与煤体弹性模量 E 之间关系 209 ChaoXing 第 50 卷第 12 期 2019 年 12 月 Safety in Coal Mines Vol.50No.12 Dec. 2019 表 1注浆加固方案及参数 图 8注浆加固示意图 图 7系统稳定最小时间 tmin与开采高度 H 之间关系 煤体-顶板系统维持稳定的最小时间越大， 煤 壁越不容易片帮； 由图 4图 7 分析可知 ①煤壁片 帮难度与煤体黏性系数正相关，煤体黏性系数越 大，煤壁越不容易片帮；②煤壁片帮难度与煤体弹 性模量负相关，煤体弹性模量越大，煤壁越容易片 帮；③煤壁片帮难度与顶板刚度负相关，顶板刚度 越大，煤壁越容易片帮；④煤壁片帮难度与开采高 度负相关， 煤层开采高度越大， 煤壁越容易片帮。 4实例验证 赵固二矿主采二1煤层平均倾角 6，平均厚度 6.3 m。煤层赋存具有埋藏深度大 （大于 680 m） 、 基 岩薄 （最薄处 36.8 m） 、 底板高承压水 （大于 7 MPa） 、 煤体横向层理发育等特点[22]。11050 工作面为该矿 首个大采高工作面， 倾斜长 180 m， 采高 6.3 m。 由于 采高增大， 11050 工作面自开切眼推进以来， 煤壁片 帮和冒顶严重， 片帮长度累计达工作面长度的 30 以上， 严重威胁人员和设备安全， 工作面推进缓慢。 由于煤体黏性系数越大， 弹性模量越小， 煤壁越 不容易片帮， 为了治理 11050 工作面煤壁片帮事故， 提高围岩稳定性， 对 11050 工作面煤壁进行 “棕绳 注浆” 柔性加固技术。注浆可以增大煤体黏性系数； 棕绳柔性加固一方面限制了煤体能量的释放，另一 方面增加了煤体的允许变形量，相当于减小了煤体 的弹性模量。 “棕绳注浆” 柔性加固技术可以采用 钻机打孔，将柔性加固材料棕绳和注浆管捆绑后伸 入钻孔；采用波雷因浆液材料（A、 B 料按照 1∶1 混 合） 进行注浆加固； 应用 ZBQ－5/12 型注浆泵进行注 浆， 注浆压力为 3～5 MPa； 为保证浆液充分扩散并防 止漏浆，注浆孔外用纱布等将孔口堵严；注浆完成 后注浆管不取出；注浆后形成全长锚固的柔性加固 方式， 注浆加固示意图如图 8。 经过优化钻孔直径、 棕绳直径及注浆量， 确定了 正常段、过构造段及受断层和层理影响复杂段煤壁 柔性方案与参数， 见表 1。 11050 工作面经过 “注浆棕绳” 柔性加固技术 后， 煤壁片帮时间大大减小， 开机率明显提高， 工作 面产量日产超过万吨。 5结论 1） 影响煤壁片帮的因素分为内在因素和外在因 素，其中由于煤体自身性质对煤壁片帮造成影响的 为内在因素， 可人为控制的因素为外在因素。 2） 将顶板、 煤体作为整体来研究影响煤壁片帮 的内在因素， 建立了顶板-煤体系统的 Bingham 黏弹 塑性本构模型，利用能量的非稳定平衡准则得到了 系统稳定的条件。 3） 通过分析煤体-顶板系统的稳定条件得出， 煤体黏性系数越大，煤壁越不容易片帮；煤体弹性 模量越大， 煤体越容易片帮； 顶板刚度越大， 煤壁越 容易片帮； 煤层开采厚度越大， 煤壁越容易片帮， 并 结合现场实例验证了结论的正确性。 参考文献 ［1］ 王国法， 庞义辉， 刘俊峰．特厚煤层大采高综放开采机 采高度的确定与影响 ［J］ ．煤炭学报， 2012， 37 （11） 1777－1782． ［2］ 李振华， 王伸．特厚煤层大采高综放工作面煤壁片帮 机理及控制 ［J］ ．煤炭科学技术， 2016， 44 （6） 45－51． ［3］ 殷帅峰， 何富连， 程根银．大采高综放面煤壁片帮判定 准则及安全评价系统研究 ［J］ ．中国矿业大学学报， 不同 地段 孔径/mm孔深/m角度/ （ ） 间距/m 距底板 高度/m 棕绳直 径/mm 正常段 构造段 复杂段 42 28 76 8 6 30 13 502 34 4 2 4 4.5 2.0 3.0 25 15 30 210 ChaoXing Vol.50No.12 Dec. 2019 第 50 卷第 12 期 2019 年 12 月 Safety in Coal Mines 研究 ［J］ ．煤炭学报， 1996 （3） 225－230． ［13］ 闫少宏．综放开采矿压显现规律与支架－围岩关系新 认识 ［J］ ．煤炭科学技术， 2013， 41 （9） 96－99． ［14］ 万峰， 张洪清， 韩振国．液压支架初撑力与工作面矿 压显现关系研究 ［J］ ．煤炭科学技术， 2011， 39 （6） 18－20. ［15］ 王祥麟， 赵宏珠．液压支架与单体支柱工作面矿压显 现异同的浅析 ［J］ ．煤炭科学技术， 1981 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