浅埋特大采高综采工作面关键层“悬臂梁”结构运动对端面漏冒的影响
2014-06-07鞠金峰许家林朱卫兵
鞠金峰,许家林,朱卫兵
(1.中国矿业大学物联网(感知矿山)研究中心,江苏徐州 221008;2.矿山互联网应用技术国家地方联合工程实验室,江苏徐州 221008;3.中国矿业大学煤炭资源与安全开采国家重点实验室,江苏徐州 221116)
浅埋特大采高综采工作面关键层“悬臂梁”结构运动对端面漏冒的影响
鞠金峰1,2,许家林3,朱卫兵3
(1.中国矿业大学物联网(感知矿山)研究中心,江苏徐州 221008;2.矿山互联网应用技术国家地方联合工程实验室,江苏徐州 221008;3.中国矿业大学煤炭资源与安全开采国家重点实验室,江苏徐州 221116)
通过对神东矿区大柳塔煤矿52304综采工作面7.0 m支架开采时端面漏冒的现场实测、模拟实验与理论分析,从特大采高综采工作面覆岩关键层“悬臂梁”结构运动对直接顶作用的角度,阐述了端面漏冒的发生机理,并提出了相应的控制对策。结果表明:综采工作面的端面漏冒不仅与顶板岩性、构造和裂隙发育以及支护工况有关,还与关键层破断块体的回转运动密切相关。特大采高综采工作面覆岩第1层关键层易破断进入垮落带而形成“悬臂梁”结构,不同于低采高综采工作面关键层稳定铰接的“砌体梁”结构,由于其破断块体后方无水平的侧向约束力,它将无法形成自稳的承载结构;当支架初撑力不足以平衡该“悬臂梁”破断块体及其上覆垮落带岩层的载荷时,易造成该块体发生失稳错动而切割直接顶,从而导致贯穿式的端面漏冒的发生。这是造成52304特大采高综采工作面在顶板完整、煤壁片帮并不突出的条件下,仍发生严重端面漏冒的主要原因。由此提出了以提高支架初撑力来防止关键层“悬臂梁”破断块体发生失稳错动为思路的端面漏冒控制对策,并依此确定了52304综采工作面7.0 m支架的合理初撑力为12 405 kN,现有支架的初撑力仍显不足。
浅埋煤层;特大采高;端面漏冒;悬臂梁;关键层
综采工作面的端面漏冒是煤矿生产中较为常见的事故,它不仅直接影响到工作面的产量和安全生产,而且会增加煤炭的含矸率,对生产的危害较大;尤其是在采高较大的开采条件下,这一问题更为突出。神东矿区大柳塔煤矿52304综采工作面采用7.0 m支架进行回采,煤层埋深184~222 m,属典型的浅埋煤层特大采高综采工作面。工作面开采过程中发生了多次严重的端面漏冒现象,严重影响着工作面的安全高效生产。因此,如何揭示此类端面漏冒的机理并确保端面顶板的可控性,是亟待解决的技术难题。
近年来,许多学者对综采工作面端面漏冒的机理[1-6]、影响因素及其控制对策等方面进行了研究,并取得了一定的成果[7-10]。尤其值得一提的是,钱鸣高、刘双跃、何富连等从直接顶稳定性对端面漏冒影响的角度开展了大量的研究[1-5],研究指出端面顶板的漏冒除了与直接顶的力学特性、工作面推进速度、支架架型及其运行特性有关外,还与覆岩第1层关键层(基本顶)的破断运动密切相关,它将促使直接顶在关键层断裂处及工作面煤壁附近分别产生一定区域的拉断区和压缩变形区(以下简称“两区”),端面的漏冒即是由煤壁附近的压缩变形区导致;且“两区”将随工作面的推进及关键层破断块体的进一步回转而逐渐加大,当“两区”出现贯通时,则可能出现最危险的一种状态:贯穿式端面冒顶。然而,此类研究成果仅是针对3.0 m以下的小采高综采工作面进行,对于目前广泛采用的大采高或特大采高综采工作面却未有涉及。
目前已有的观点[6]认为,采高增大易造成煤壁片帮加剧而引起端面空顶空间的增大,是导致大采高综采工作面端面漏冒严重的原因。但此观点却无法解释上述52304综采工作面在煤层埋深较浅、煤壁片帮较小的情况下,仍出现的强烈端面漏冒现象。另一方面,采高增大后,覆岩第1层关键层的破断结构易由低采高时稳定铰接的“砌体梁”结构转变为直接垮落至采空区的“悬臂梁”结构[11-13],从而由其回转运动引起的直接顶“两区”的分布状态也将随之改变,最终影响到端面漏冒的发生。因此,从覆岩关键层“悬臂梁”结构运动的角度进行上述端面漏冒机理的解释,是解决52304综采工作面端面顶板控制问题的关键。文献[13]针对大采高开采覆岩关键层“悬臂梁”结构运动对工作面矿压显现(周期来压步距、来压持续长度)的影响进行了分析,但对直接顶的稳定性及端面漏冒的影响分析却未有涉及。因此,本文将通过神东矿区大柳塔煤矿52304综采工作面7.0 m支架回采过程中端面漏冒的现场实测,以已有的研究成果为基础,开展特大采高综采工作面端面漏冒机理及其控制对策的研究。
1 工作面基本条件及端面漏冒实测
1.1 工作面开采条件
神东矿区大柳塔煤矿52304工作面位于5-2煤三盘区,是该矿区5-2煤首个采用7.0 m支架的特大采高综采工作面。工作面走向推进长度4 547.6 m,倾向长301 m,设计采高6.5 m,采用郑煤ZY16800/ 32/70型双柱掩护式液压支架,额定工作阻力16 800 kN,共计152个支架,支架支护范围为4 200~6 800 mm;支架中心距为2 050 mm;支护强度为1.39~1.44 MPa;顶梁长度为5 000 mm;梁端距为686~753 mm;移架步距为865 mm。工作面煤层厚度6.6~7.3 m,平均6.94 m,煤层倾角1°~3°,可采储量1 205×104t。工作面煤层埋深184~222 m,上覆基岩厚110~210 m,煤层顶板赋存稳定且完整,直接顶以细砂岩、泥岩为主,底板以粉砂岩为主,工作面开切眼附近269钻孔柱状及关键层位置[14-15]如图1所示。
图1 52304工作面269钻孔柱状图Fig.1 Columnar of 269 borehole in 52304 working face
1.2 工作面端面漏冒实测
52304工作面回采过程中,为了便于端面顶板的控制,割煤时留设顶煤700~800 mm,同时在来压期间采取及时支护的移架方式;然而,工作面仍出现了较严重的端面漏冒现象,且漏冒严重的区域煤壁片帮现象并不突出。如:2011-12-19夜班,当工作面推进529.1 m时,顶板大面积来压,直接导致43~54号、61~72号以及83~92号支架位置端面漏冒严重,但煤壁平整,无明显片帮现象,如图2所示。漏冒矸石的块度普遍达1.2 m×1.5m×0.3 m,漏冒矸石在刮板机上堆积高度达2.2~2.7 m,造成工作面被迫停产清理。显然,此类端面漏冒现象已给工作面的正常回采带来了严重的影响,研究揭示此类端面漏冒的机理并据此提出相应的端面顶板控制方法,将是本文研究的重点。
图2 52304工作面90号支架位置端面漏冒Fig.2 The end-face fall in No.90 support position of 52304 working face
2 浅埋特大采高综采工作面端面漏冒机理
相关研究成果均表明,综采工作面之所以会发生端面漏冒,一方面是由于直接顶较破碎,导致支架无法对其形成较好的支护作用;另一方面则由于端面空顶空间较大造成。对于端面空顶空间主要受工作面煤壁片帮、端面距、支架位态等因素的影响,但在浅埋煤层开采条件下,由于煤壁支承压力相对较小,煤壁片帮并不突出;且对于端面距、支架位态等因素均可通过人为的调节而加以改善。而对于直接顶的破碎,除了与其自身的自然赋存状态(原生裂隙、构造裂隙的发育)有关外,还与采动过程中覆岩关键层周期破断的结构运动对直接顶的作用效果密切相关。即,覆岩关键层结构运动状态的不同,将造成直接顶破碎程度及其稳定性的不同,从而与之相应的端面顶板控制对策也将不同。因此,本节将从特大采高综采工作面特殊的覆岩关键层结构形态,研究其对直接顶稳定性及端面漏冒的影响。
2.1 特大采高综采工作面覆岩关键层结构形态
特大采高综采工作面由于覆岩垮落带高度较大,在一般采高中能形成铰接平衡结构的关键层,在特大采高情况下将会因较大的回转量而无法形成稳定的“砌体梁”结构,取而代之的是以“悬臂梁”结构形态的直接垮落运动,而处于更高层位的关键层才能铰接形成稳定的“砌体梁”结构。如图3所示的物理模拟实验结果[11],当煤层采高3.0 m时,亚关键层1形成了稳定的“砌体梁”结构,而当煤层采高7.0 m时,亚关键层1形成了“悬臂梁”结构,而处于较高层位的亚关键层2则形成了稳定的“砌体梁”结构。
图3 不同采高覆岩关键层结构形态的实验结果[11]Fig.3 Experimental results of key strata structuralmorphology with differentmining height[11]
因此,工作面采高越大、关键层所处的层位越低,越易形成关键层的“悬臂梁”结构。对于特大采高综采工作面,当满足式(1)所示的条件时[11],覆岩第1层亚关键层将以“悬臂梁”结构形态出现,否则将为“砌体梁”结构形态:式中,M为煤层采高;Kp为直接顶垮落岩块碎胀系数;Σhi为关键层下部直接顶厚度;h为关键层厚度;l为关键层断裂步距;q为关键层及其上覆载荷;σc为关键层破断岩块的抗压强度。
由此可根据式(1)对52304综采工作面269钻孔柱状中亚关键层1的结构形态进行判别。取直接顶碎胀系数Kp为1.3,各岩层容重均取值25 kN/m3。亚关键层1细砂岩的抗压强度σc根据岩性强度测试结果取30.57 MPa,关键层的破断步距根据工作面周期来压步距的实测结果取13.4 m[16]。代入式(1)得到左侧的计算值为5.89 m,而右侧的计算值为4.64 m,左侧大于右侧,满足关键层“悬臂梁”结构的形成条件,因此,52304综采工作面覆岩亚关键层1破断运动时将直接进入垮落带而形成“悬臂梁”结构。
2.2 关键层“悬臂梁”结构运动对端面漏冒的作用机理
由前节的分析可知,在特大采高开采条件下,覆岩第1层关键层常易直接进入垮落带而破断形成“悬臂梁”结构,该结构的运动状态显然将与一般低采高情况下关键层“砌体梁”结构的运动状态有所不同,从而对下部直接顶的作用效果也将不同。因此,下面针对特大采高综采工作面覆岩关键层特有的“悬臂梁”结构形态,分析其破断运动对端面漏冒的作用机理。
关键层“悬臂梁”结构的破断运动及对直接顶的作用过程如图4所示。当关键层悬露一定长度而发生断裂时,其断裂线一般会超前工作面一定距离[14,17];此时,由于煤壁前方煤岩体的限制作用,关键层断裂块体仅能发生较小角度的回转,并达到暂时稳定的状态;与此同时,直接顶也会在断裂块体回转挤压的作用下,在关键层断裂线及工作面端面附近分别产生拉断区和压缩变形区(“两区”)[1-5],如图4(a)所示。随着工作面的继续推进,关键层断裂块体的回转角逐渐加大,“两区”的范围也随之增大,同时伴随着压缩变形区导致的端面漏冒。当工作面推过关键层断裂线时,由于后方已断块体A是直接垮落至采空区的,它无法对前方破断块体B形成侧向的约束作用,因此块体B回转过程中将始终无法形成自稳的承载结构;当工作面移架过程中支架初撑力不够或块体B上覆的载荷较大时,该块体将沿断裂线发生失稳错动,从而导致直接顶“两区”的贯通,形成最危险的贯穿式端面漏冒现象,如图4(c)所示。而在此过程中支架阻力也会随顶板岩层的下沉而急速增长,当其阻力足以平衡关键层“悬臂梁”破断块体B及其上覆垮落带岩层的载荷时,块体B将可达到稳定。由于此过程持续的时间较短,因此,虽然块体B发生了失稳错动,但其反映到支架活柱上的下缩量将不明显。
图4 关键层“悬臂梁”结构运动对直接顶的作用过程Fig.4 Influencing process of the KS cantilever structure motion on the immediate roof
由此可见,正是由于52304综采工作面覆岩亚关键层1破断运动时形成了“悬臂梁”结构,才造成了严重的端面漏冒现象。所以,在特大采高综采工作面开采过程中,应密切关注顶板岩层的赋存变化情况,在直接顶较薄、关键层易形成“悬臂梁”结构的区域加强端面顶板的控制,减轻端面漏冒的危害程度。
3 浅埋特大采高综采工作面端面漏冒的控制对策
由以上端面漏冒原因的分析可知,在特大采高综采工作面实际生产过程中,应从控制端面空顶空间及端面顶板的破碎两方面进行端面漏冒的防治:一方面在生产管理过程中对端面漏冒多发的区域适当减小端面距,并使支架顶梁呈微仰斜的工作状态,条件允许时加快工作面的推进速度;另一方面,结合顶板岩层的赋存情况,根据式(1)判断覆岩第1层亚关键层破断时形成的结构形态,由此有针对性地采取措施防治端面顶板的破碎。
若覆岩亚关键层1所处的层位较低,其破断运动时形成“悬臂梁”结构,则根据前述的分析,应从阻止该关键层破断块体发生失稳错动的角度进行端面漏冒的防治。即应保证支架的初撑力使其能平衡关键层“悬臂梁”破断块体及其上覆的载荷,此时支架所需的初撑力P0应分成2个部分进行计算:亚关键层1下部直接顶在支架控顶距内的载荷Qz,亚关键层1及其上部直至垮落带顶界面岩层的质量Q1,如图5所示。即
其中,Qz=BlkΣhiγ,Qz=Blh0γ。B,lk分别为支架宽度及控顶距,m;h0为亚关键层1及其上方垮落带内岩层的厚度,m。由此可见,亚关键层1的破断步距越大,支架所需达到的初撑力值也越高。
图5 关键层“悬臂梁”结构时支架初撑力计算模型Fig.5 Calculation model of the support setting load in the condition of KS“cantilever”structure
根据式(2)可对大柳塔煤矿52304综采工作面支架所需的合理初撑力值进行计算。支架宽度、控顶距分别取2.05和6.62 m,垮落带高度按2.5倍采高估算[18],由此可根据图2所示的柱状计算出该区域支架所需的初撑力应达到12 405 kN。而该工作面在前述12月19日夜班开采时,端面漏冒严重的开采区域的支架初撑力却未能达到该值(图6的90号支架),由此才未能控制住该区域的端面漏冒。
若覆岩亚关键层1所处的层位较高而能破断形成“砌体梁”结构时,此时的端面漏冒将和一般低采高综采工作面的端面漏冒类似,其控制方法前人已有相关研究,在此不再赘述。
4 浅埋特大采高综采工作面端面漏冒机理的模拟实验验证
为了验证上述有关特大采高综采工作面关键层“悬臂梁”结构对端面漏冒影响的理论分析,同时也对提高支架初撑力控制端面漏冒的效果进行验证,采用UDEC数值模拟软件进行了实验。模型采用摩尔-库仑本构关系,并根据52304工作面的开采条件将各岩层进行简化;模型走向长300 m,高度50 m,煤层厚度7 m;模型两端采用位移约束固定边界,上部未铺设的岩层质量以均布载荷的方式施加在模型顶界面,如图7所示。模拟实验各煤岩层的力学参数见表1。模型计算时,根据支架初撑力的不同分别对P0=800,1 200和1 600 kPa三种方案进行了模拟。
图6 52304工作面12月19日夜班90号支架初撑力Fig.6 Setting load of No.90 support in 52304 working face on night shift of19thDec
图7 数值模拟模型Fig.7 Model of the numerical simulation experiment
表1 模拟实验各煤岩层力学参数Table 1 M echanics parameters of each stratum in the numerical simulation experiment
3个方案运算后的模拟结果如图8所示,从图中可以看出,3个方案亚关键层1均破断形成了“悬臂梁”结构,且随着支架初撑力P0的增加,端面顶板的漏冒程度明显减弱。在P0小于1 600 kPa的2个方案中,由于支架支撑力未能平衡亚关键层1“悬臂梁”破断块体及其上覆垮落带岩层的载荷,直接导致其破断块体均发生了一定的失稳错动,造成端面顶板产生了较大的漏冒现象(图8中的红色块体);而当P0达到1 600 kPa时,亚关键层1“悬臂梁”破断结构达到了稳定状态,端面顶板仅受其破断块体的回转挤压作用而产生了轻微的漏冒现象,端面漏冒程度明显降低。由此可见,模拟实验的结果不仅验证了特大采高综采工作面覆岩关键层“悬臂梁”结构失稳错动导致严重端面漏冒的理论分析,也证明了依靠提高支架初撑力来防治特大采高综采工作面端面顶板的漏冒是有效的。
图8 各方案模拟结果Fig.8 Simulation experiment results of each project
5 结 论
(1)综采工作面的端面漏冒除了与顶板岩性、构造和裂隙发育以及支架工况等因素有关外,还与覆岩关键层破断块体的回转运动密切相关。神东矿区大柳塔煤矿52304综采工作面7.0 m支架回采时,在煤层埋深浅、煤壁片帮并不突出且顶板赋存稳定、岩层完整的开采条件下,仍出现了严重的端面漏冒现象。结合特大采高综采工作面覆岩关键层特殊的结构形态及其运动规律,对52304特大采高综采工作面的端面漏冒现象进行了合理解释。特大采高综采工作面覆岩第1层亚关键层易进入垮落带而形成“悬臂梁”结构,由于后方缺失侧向约束力,其破断块体易发生失稳错动,从而切割直接顶引发贯穿式的端面漏冒现象,这是导致52304综采工作面严重端面漏冒的主要原因。
(2)提出了特大采高综采工作面端面漏冒的控制对策。应提高支架初撑力使其能平衡关键层“悬臂梁”破断块体及其上覆垮落带岩层的质量,从而保证该破断块体不发生失稳错动,以此来控制工作面的端面漏冒。据此指导了52304综采工作面7.0 m支架合理初撑力的确定。
(3)特大采高综采工作面的端面漏冒实际上是一个比较复杂的问题,本文的研究仅是从覆岩第1层亚关键层“悬臂梁”破断结构运动的角度进行解释;至于煤层埋深、松散层厚度以及处于上位的更高层关键层的破断运动等是否会对其产生影响以及产生怎样的影响,仍是需要进一步研究的内容。
[1] 钱鸣高.岩层控制与煤炭科学开采文集[M].徐州:中国矿业大学出版社,2011.
Qian Minggao.Strata control and sustainable coal mining[M].Xuzhou:China University of Mining and Technology Press,2011.
[2] 钱鸣高,殷建生,刘双跃.综采工作面直接顶的端面冒落[J].煤炭学报,1990,15(1):1-9.
Qian Minggao,Yin Jiansheng,Liu Shuangyue.Immediate roof caving in“tip to face”area ofa fullymechanized longwall face[J].Journal of China Coal Society,1990,15(1):1-9.
[3] 钱鸣高,何富连,李全生,等.综采工作面端面顶板控制[J].煤炭科学技术,1992,21(1):41-46.
Qian Minggao,He Fulian,Li Quansheng,et al.Roof control in“tip to face”area of a fully mechanized longwall face[J].Coal Science and Technology,1992,21(1):41-46.
[4] 钱鸣高,刘双跃,殷建生.综采工作面支架与围岩相互作用关系研究[J].矿山压力,1989(2):1-8.
Qian Minggao,Liu Shuangyue,Yin Jiansheng.Research about support and surrounding rock relationship in fully mechanized longwall face[J].Underground Pressure,1989(2):1-8.
[5] Liu Shuangyue,Qian Minggao.Stability and controlof immediate roof of fullymechanized coal face[A].9thInternational Conference on Ground Control in Mining[C].1990:150-158.
[6] 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.
Ning Yu.Mechanism and control technique of the rib spalling in fullymechanized mining face with great mining height[J].Journal of China Coal Society,2009,34(1):50-52.
[7] 徐金海,张顶立.综放工作面端面冒顶事故的防治[J].中国安全科学工程学报,1998,8(5):28-31.
Xu Jinhai,Zhang Dingli.Prevention and control of end-face fall in fully-mechanized sub-level cavingmining face[J].China Safety Science Journal,1998,8(5):28-31.
[8] 李文昌,段文军.综采工作面大倾角破碎顶板片帮冒顶防治技术[J].煤炭科学技术,2008,36(2):6-8.
LiWenchang,Duan Wenjun.Prevention and control technology for spalling and failing of high inclined broken roof in fully mechanized mining face[J]Coal Science and Technology,2008,36(2): 6-8.
[9] 王建树,黄炳香,魏民涛.极软突出厚煤层大采高综采片帮冒顶防治技术[J].煤炭科学技术,2007,35(11):64-67.
Wang Jianshu,Huang Bingxiang,WeiMintao.Prevention and control technology for side wall and roof falling in fully mechanized mining face in outburst soft seam with high cutting[J].Coal Science and Technology,2007,35(11):64-67.
[10] 张 文,刘绍康.综采工作面漏顶与推进速度的关系[J].煤炭科学技术,1987,16(7):5-8.
Zhang Wen,Liu Shaokang.Relationship between roof leakage and mining speed[J].Coal Science and Technology,1987,16(7): 5-8.
[11] 许家林,鞠金峰.特大采高综采面关键层结构形态及其对矿压显现的影响[J].岩石力学与工程学报,2011,30(8):1547-1556.
Xu Jialin,Ju Jinfeng.Structuralmorphology of key strata and its influence on strata behavior in fully-mechanized face with super greatmining height[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2011,30(8):1547-1556.
[12] 鞠金峰,许家林,朱卫兵,等.7.0 m支架综采面矿压显现规律研究[J].采矿与安全工程学报,2012,29(3):344-350.
Ju Jinfeng,Xu Jialin,Zhu Weibing,et al.Strata behavior of fully-mechanized face with 7.0 m height support[J].Journal of Mining&Safety Engineering,2012,29(3):344-350.
[13] 鞠金峰,许家林,王庆雄.大采高采场关键层“悬臂梁”结构运动型式及对矿压的影响[J].煤炭学报,2011,36(12):2115-2120.
Ju Jinfeng,Xu Jialin,Wang Qingxiong.Cantilever structure moving type of key strata and its influence on ground pressure in largemining height workface[J].Journal of China Coal Society,2011, 36(12):2115-2120.
[14] 钱鸣高,缪协兴,许家林,等.岩层控制的关键层理论[M].徐州:中国矿业大学出版社,2003.
Qian Minggao,Miao Xiexing,Xu Jialin,et al.Study of key strata theory in ground control[M].Xuzhou:China University of Mining and Technology Press,2003.
[15] 许家林,朱卫兵,王晓振,等.浅埋煤层覆岩关键层结构分类[J].煤炭学报,2009,34(7):865-870.
Xu Jialin,Zhu Weibing,Wang Xiaozhen,et al.Classification of key strata structure of overlying strata in shallow coal seam[J].Journal of China Coal Society,2009,34(7):865-870.
[16] 陈苏社.大柳塔煤矿5-2煤7.0 m支架综采面矿压规律研究[D].徐州:中国矿业大学,2012.
Chen Sushe.Strata behavior regularity in fullymechanized facewith 7.0 m height support in 5-2coal seam of Daliuta Coal Mine[D].Xuzhou:China University of Mining and Technology,2012.
[17] 钱鸣高,石平五,许家林.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社,2010.
Qian Minggao,Shi Pingwu,Xu Jialin.Ground pressure and strata control[M].Xuzhou:China University of Mining and Technology Press,2010.
[18] 郝海金,吴 健,张 勇,等.大采高开采上位岩层平衡结构及其对采场矿压显现的影响[J].煤炭学报,2004,29(2):137-141.
Hao Haijin,Wu Jian,Zhang Yong,et al.The balance structure ofmain roof and its action to immediate roof in large cutting height workface[J].Journal of China Coal Society,2004,29(2):137-141.
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,许家林,朱卫兵.浅埋特大采高综采工作面关键层“悬臂梁”结构运动对端面漏冒的影响[J].煤炭学报,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 责任编辑:王婉洁
国家自然科学基金和神华集团有限公司联合资助项目(51174288);国家重点基础研究发展计划(973)资助项目(2013CB227904);“十二五”国家科技支撑计划资助项目(2012BAK04B06)
鞠金峰(1986—),男,江苏如皋人,讲师,博士。E-mail:jjfcumt@163.com