徐 杰 楊明明 孟 強(qiáng) 王 偉

(同煤大唐塔山煤礦有限公司，山西省大同市，037001)

我國煤炭資源豐富，尤其是厚煤層儲量更加可觀，約占煤炭總儲量的40%～46%，大采高綜放技術(shù)因其煤炭采出率高、支護(hù)成本低、巷道掘進(jìn)量少等諸多優(yōu)點(diǎn)，現(xiàn)已經(jīng)成為我國3.5～8 m厚煤層開采的主要發(fā)展方向。在此基礎(chǔ)上，綜放開采技術(shù)也在飛速發(fā)展，不斷刷新并保持著煤炭行業(yè)高產(chǎn)高效的全國紀(jì)錄。與此同時(shí)，采煤設(shè)備也越發(fā)先進(jìn)，液壓支架工作阻力的提高，采煤機(jī)截割功率的增加，以及刮板輸送機(jī)運(yùn)載能力的增大，使得設(shè)備之間更加相互協(xié)調(diào)，配套適應(yīng)性增強(qiáng)。因此，大采高與綜放技術(shù)相互結(jié)合，兩者之間的優(yōu)點(diǎn)得以凸顯。塔山礦對該技術(shù)成功應(yīng)用實(shí)踐，取得了很好的經(jīng)濟(jì)效益與安全保障。但是，在工作面停采時(shí)，其位置與上一工作面停采線平行、滯后或者超前3種情況下礦壓顯現(xiàn)不同；此時(shí)工作面一側(cè)臨空，應(yīng)力集中嚴(yán)重，且擴(kuò)切眼后斷面大、支護(hù)時(shí)間長，使得其支護(hù)強(qiáng)度必須加大，造成支護(hù)成本增加。

綜上所述，筆者以塔山礦8110工作面為研究對象，采用理論分析與現(xiàn)場驗(yàn)證相結(jié)合的方法，研究大采高綜放工作面末采時(shí)停采位置與上一工作面停采位置間的關(guān)系及礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，得出周期來壓步距與停采位置間的關(guān)系，以及停采擴(kuò)切眼時(shí)支護(hù)強(qiáng)度的現(xiàn)場校核，并進(jìn)一步對提高末采回采率提供指導(dǎo)依據(jù)，最終用現(xiàn)場實(shí)踐進(jìn)行了驗(yàn)證。

1 工程地質(zhì)條件概述

塔山礦8110工作面東鄰8109工作面采空區(qū)，南與1070回風(fēng)巷為界，連接1070皮帶巷、輔運(yùn)巷。西側(cè)為未開拓的8111工作面，北至口泉鐵路保護(hù)煤柱。工作面平均走向長度1945 m，設(shè)計(jì)可采走向長度1715 m，傾斜長度207 m，煤層厚度7.14～19.34 m，平均14.70 m。主要煤質(zhì)為黑色、半亮型煤，碎塊狀、塊狀、條帶狀結(jié)構(gòu)，弱玻璃光澤、瀝青光澤，水平層理，煤層中含夾矸7～13層，夾矸總厚度在0.10～4.12 m之間，平均1.67 m，工作面間煤柱寬度38 m。工作面綜合柱狀圖如圖1所示。

圖1 綜合柱狀圖

2 采場頂板結(jié)構(gòu)回轉(zhuǎn)形態(tài)

采場頂板中關(guān)鍵層的不同運(yùn)動形式會對采場礦壓產(chǎn)生不同程度的影響，上覆巖層的破斷導(dǎo)致關(guān)鍵層巖塊發(fā)生回轉(zhuǎn)運(yùn)動，且回轉(zhuǎn)形態(tài)不同，并通過直接頂作用于支架，使得采場礦壓顯現(xiàn)受到影響。

2.1 關(guān)鍵層中砌體梁與懸臂梁結(jié)構(gòu)

工作面不斷推進(jìn)的過程中，隨著工作面后方采空區(qū)的不斷增大，頂板覆巖也不斷垮落，頂板中的主、亞關(guān)鍵層也隨之?dāng)嗔?，處于斷裂帶中的巖體逐漸形成一個(gè)相對穩(wěn)定的砌體梁結(jié)構(gòu)，由于不同條件下的來壓步距不同，所形成的關(guān)鍵塊穩(wěn)定形態(tài)不同，繼而會出現(xiàn)懸臂梁結(jié)構(gòu)和穩(wěn)定的鉸接結(jié)構(gòu)，如圖2所示。

圖2 砌體梁結(jié)構(gòu)形態(tài)

8110工作面末采時(shí)，8109工作面為其相鄰的采空區(qū)，其停采位置相對于8109工作面停采位置會出現(xiàn)平行、滯后和超前3種情況，如圖3所示，下面主要對這3種情況下工作面上覆巖層穩(wěn)定條件及超前支承壓力的影響展開研究。

2.2 關(guān)鍵塊運(yùn)動模型

根據(jù)上述對砌體梁結(jié)構(gòu)的分析，在關(guān)鍵層中關(guān)鍵塊的穩(wěn)定決定了整個(gè)砌體梁結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定，現(xiàn)依據(jù)薄板理論對工作面頂板關(guān)鍵層的穩(wěn)定性進(jìn)行分析，放頂煤工作面上覆穩(wěn)定巖層的力學(xué)結(jié)構(gòu)示意圖如圖4所示。

由圖4可以看出，相鄰工作面之間因?yàn)榇嬖谧o(hù)巷煤柱的反作用力，決定了相鄰工作面中部的固支作用，因而相鄰工作面的上覆關(guān)鍵層各自為一獨(dú)立的四邊形固支板，其穩(wěn)定條件取決于該工作面的長度和推進(jìn)長度。

圖3 3種不同停采位置示意圖

圖4 厚煤層整層煤回采關(guān)鍵層力學(xué)模型

由于采場垮落帶上方關(guān)鍵層四邊由下方的實(shí)體巖層支撐，故將采場關(guān)鍵層力學(xué)模型按照四邊固支板簡化后進(jìn)行計(jì)算：

式中：q——載荷集度；

a、b——上覆巖層的長度與寬度；

D——板的抗彎剛度。

將板視為分條梁，沿x方向和y方向相應(yīng)的彎矩為：

事實(shí)上，在薄板斷裂過程中，按撓度相等的原則可以得到：

Mx=My(4)

由上述計(jì)算可知，只有x=y時(shí)才能滿足公式Mx=My的要求，表現(xiàn)為見方垮落。

結(jié)合8110工作面實(shí)際數(shù)據(jù)，取q=43.4 kPa，a=207 m，b=1715 m，D=5.8 kN/m，其中b=λa，代入公式得：

巖層發(fā)生斷裂時(shí)，按照固支梁進(jìn)行計(jì)算，巖層受到的正應(yīng)力高于該處巖層的抗拉極限強(qiáng)度時(shí)，巖層將在此處斷裂。通過計(jì)算巖層斷裂的極限跨距，得到8110工作面上覆關(guān)鍵層垮落帶的穩(wěn)定條件，為工作面停采位置的確定提供依據(jù)。

3 工作面末采超前支承壓力的確定

8110工作面與8109工作面相鄰，8110工作面回采期間，受斷層以及超前應(yīng)力影響，5110巷壓力顯現(xiàn)強(qiáng)烈?，F(xiàn)場數(shù)據(jù)觀測，采位1172～1272 m時(shí)，5110巷超前80 m范圍內(nèi)底鼓嚴(yán)重，頂板下沉嚴(yán)重，兩幫移近量大；采位1272～1441 m時(shí)，5110巷超前60 m范圍內(nèi)發(fā)生1.0～1.5m的嚴(yán)重底鼓；采位1441～1620 m時(shí)，5110巷超前50 m范圍內(nèi)底鼓0.5 m；采位1620～1737 m時(shí)，5110巷超前20 m有底鼓0.3 m?；夭芍敛晌?700 m后，壓力顯現(xiàn)有所降低，隨著工作面回采，工作面逐漸接近8109工作面實(shí)煤區(qū)，5110巷壓力顯現(xiàn)逐漸減小。

根據(jù)塔山礦微地震研究表明，臨空超前應(yīng)力峰值范圍為50～100 m，工作面走向超前支承壓力分布情況如圖5所示。

末采位置相對滯后和平行時(shí)，工作面煤柱側(cè)與其后方的兩側(cè)均為采空區(qū)，且煤柱應(yīng)力集中嚴(yán)重，在采空區(qū)殘余支承壓力與側(cè)向支承壓力的雙重作用下，頂板的懸板結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性差，很難形成穩(wěn)定的鉸接結(jié)構(gòu)；此時(shí)，老頂巖層處于兩邊固支、兩邊簡支的狀態(tài)，如圖6(a)所示。其長邊b先出現(xiàn)裂隙，隨著工作面的推進(jìn)另一長邊開始出現(xiàn)裂隙，原裂隙逐漸閉合，短邊a相繼出現(xiàn)裂隙，最后裂隙貫通，在板的中央出現(xiàn)X型破斷，逐漸形成老頂?shù)腛-X型破斷形態(tài)。隨著工作面的繼續(xù)推進(jìn)，老頂?shù)倪@種破斷形式呈現(xiàn)周期性變化，其周期來壓步距在末采時(shí)與前期沒有太大變化。對于工作面末采而言，這種狀態(tài)不利于工作面的停采作業(yè)，工作面擴(kuò)切來壓明顯，嚴(yán)重影響擴(kuò)切的支護(hù)工作，帶來極大的安全隱患。

圖5 工作面走向超前支承壓力分布

圖6 薄板結(jié)構(gòu)彎矩分布圖

末采位置相對超前時(shí)，工作面只有后方為采空區(qū)，即相當(dāng)于板一邊簡支的情況。當(dāng)工作面位置未越過上一工作面停采位置或者平行時(shí)，頂板周期來壓步距與圖6(a)所示的情況一樣，但當(dāng)停采位置超前與上一工作面停采位置時(shí)，該位置已進(jìn)入實(shí)煤體區(qū)域，工作面老頂相當(dāng)于三邊固支、一邊簡支板，如圖6(b)所示。此時(shí)，由其彎矩分布圖可以看出，其來壓步距增大，對應(yīng)的O-X型破斷面積增大，來壓強(qiáng)度降低，礦壓顯現(xiàn)規(guī)律與首采工作面類似。

根據(jù)8110工作面現(xiàn)場實(shí)際條件與上述對采場頂板結(jié)構(gòu)回轉(zhuǎn)形態(tài)以及工作面末采超前支承應(yīng)力的分布情況，在保證停采保安煤柱滿足要求和預(yù)估工作面來壓區(qū)域并保證停采機(jī)道不在工作面周期來壓區(qū)域的情況下，確定8110工作面停采線位置進(jìn)入8109工作面實(shí)煤區(qū)50 m。這有利于工作面的停采作業(yè)，便于停采支護(hù)，節(jié)約支護(hù)成本，提高煤炭的回采率，減少停采支護(hù)與設(shè)備的撤退時(shí)間，經(jīng)濟(jì)安全效益顯著。

4 現(xiàn)場驗(yàn)證

4.1 工作面基本頂來壓步距實(shí)測

通過塔山礦建立的礦壓綜合監(jiān)測系統(tǒng)提供的數(shù)據(jù)與現(xiàn)場實(shí)際測量記錄數(shù)據(jù)綜合進(jìn)行分析，在8110工作面共設(shè)6個(gè)測站，分別是10#、30#、50#、70#、90#、110#支架，6個(gè)監(jiān)測支架處頂板的初次來壓步距范圍是35～40 m；工作面正常推進(jìn)過程中基本頂周期來壓步距實(shí)測統(tǒng)計(jì)周期來壓步距分布范圍在20～30 m，平均值為25 m。工作面進(jìn)入實(shí)煤區(qū)后，基本頂周期來壓步距實(shí)測統(tǒng)計(jì)周期來壓步距分布范圍在26～38 m，平均值為32 m。

4.2 末采切眼支護(hù)優(yōu)化

8110工作面停采支護(hù)優(yōu)化為錨桿+錨索+組合梁支護(hù)，共計(jì)十一排，具體支護(hù)分布情況如圖7所示。同時(shí)，在距停采線30 m時(shí)，在后部刮板輸送機(jī)頭部、尾靠采空區(qū)側(cè)位置，使用木垛間距5 m對頂板進(jìn)行維護(hù)。

8110工作面正常推進(jìn)時(shí)，平均來壓步距為31 m；工作面周期來壓強(qiáng)度小，且工作面停采位置已進(jìn)入相鄰8109工作面實(shí)煤區(qū)，根據(jù)停采經(jīng)驗(yàn)與上述理論分析，進(jìn)入實(shí)煤區(qū)后，周期來壓步距增大、強(qiáng)度減小，因此確定工作面距離停采線25 m時(shí)，開始減少放煤量，20～25 m范圍內(nèi)2/3的支架放煤，15～20 m范圍內(nèi)1/2的支架放煤，整體不放煤距離為15 m，根據(jù)上述情況確定工作面停采整體不放煤的距離為15 m。

使用聚酯纖維柔性網(wǎng)代替以往金屬網(wǎng)，通過比較發(fā)現(xiàn)：支護(hù)時(shí)間節(jié)省4～5 d，工作面作業(yè)人數(shù)減少，縮短了頂板裸露時(shí)間對停采期間頂板的維護(hù)，減少工作面鋪底、用車、用料等輔助工作等，進(jìn)一步提高了工作人員的安全保障。

5 結(jié)論

(1)當(dāng)工作面停采位置超前于上一工作面時(shí)，有利于停采擴(kuò)切眼和支護(hù)，且礦壓顯現(xiàn)程度相對于正常推進(jìn)時(shí)緩和。

(2)確定8110工作面停采線位置進(jìn)入8109工作面實(shí)煤區(qū)50 m，周期來壓步距增大，強(qiáng)度減小。

圖7 8110工作面停采支護(hù)剖面圖

(3)老頂連續(xù)的O-X型破斷中，停采工作面切眼上覆巖層運(yùn)動規(guī)律與首采工作面相類似，其頂板是一側(cè)采空的懸板，相對穩(wěn)定，有利于停采。

(4)停采時(shí)間大幅縮減，支護(hù)成本降低，提高煤炭的回采率，經(jīng)濟(jì)效果顯著。