翁海龍，周 峰

(神東煤炭集團保德煤礦，山西 忻州 036600)

0 引言

我國是一個厚煤層儲量大國，厚煤層資源廣泛分布于全國各大礦區(qū)。隨著采煤技術的發(fā)展，綜放開采已成為厚煤層開采的主要方法。液壓支架作為綜放設備的核心，其能夠有效保證必要的作業(yè)空間和工作面綜放設備的機械化移動[1-3]。統(tǒng)計結果表明，在綜放面，尤其是煤層厚度達到10 m以上時，工作面支架收縮、壓壞事故頻繁發(fā)生，影響工作面正常推進[4-5]。究其原因，主要是液壓支架的工作阻力不能有效控制煤層頂板。

近年來，國內(nèi)學者進行了大量的研究，取得了顯著的成果[6-8]。張頂立等[9]依據(jù)現(xiàn)場實測、相似模擬實驗和有限元分析結果，初步建立了綜放采場上覆巖層結構模型。于雷等[10]采用理論分析方法對頂板巖層進行研究，給出了直接頂、基本頂?shù)男赂拍罴芭袚?jù)?？琢詈11]采用相似材料模擬實驗和現(xiàn)場宏觀觀測，將支架的工作狀態(tài)分為3類。但對于特定的厚煤層綜放工作面而言，這些研究成果實際應用較少。因此，有必要結合現(xiàn)場的實際情況建立模型，分析工作面的合理工作阻力。

1 頂板結構模型構建

1.1 直接頂運動參數(shù)

直接頂厚度計算:假設頂板冒落性較好，放頂煤開采時采空區(qū)遺煤厚度、老頂巖梁沉降值和冒落直接頂將會充填已采空間，得出

(1)

式中，h為煤層厚度,m；MZ為綜放采場直接頂厚度,m；η為回采率,%；SA為老頂巖層沉降值，取0.2 h；KA為直接頂冒落后的膨脹系數(shù),取1.25～1.3。

直接頂斷裂步距:按照簡支梁計算公式，直接頂初次斷裂步距LOZ，見式(2)

(2)

按照懸臂梁公式計算LOZ，見式(3)

(3)

式中，LOZ為直接頂單巖層初次斷裂步距，m；σ為巖層抗拉強度，MPa；γ為巖層容重，N/m3。

1.2 老頂厚度計算

老頂也叫基本頂，其周期性運動是回采工作面礦壓呈現(xiàn)周期性變化的根源。由式(4)計算工作面老頂厚度。

(4)

式中，P為周期來壓時頂板壓力,MPa；ME為老頂厚度,m；γE為老頂容重,N/m3；A為直接頂對支架作用力,MPa；c為老頂周期來壓步距,m；LK為工作面最小控頂距,m。

1.3 直接頂頂板巖層組成

在工作面正常推進過程中，支架所承受的頂板壓力是上覆巖層的重量，如果懸頂距Ls為0，則重量全部作用于支架上，如果Ls>0，支架切頂線后方巖重將會以力矩形式作用在控頂區(qū)內(nèi)支架上。此時，頂板的壓力為

PT=MZ·γ·fz

(5)

其中，fZ可以用式(6)計算

(6)

式中,PT為頂板壓力,MPa；fZ為懸頂系數(shù),取0.95～2.50；S0為支架合理作用點距煤壁距離,m；LK為支架控頂距,m；LS為懸頂距,m。

假設煤層上方包含3層巖石，從下至上依次命名為①、②、③。把工作面直接頂巖層的組成分成兩種情況考慮，一種是由單一巖層組成；另一種是由①～②或①～③多個巖層組成。分別計算其頂板巖層的壓力，見表1。

表1 工作面直接頂巖層組成

對工作面的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律進行統(tǒng)計分析，比較上覆巖層產(chǎn)生的頂板壓力和來壓前之間最大支護強度，即可確定直接頂?shù)膸r層組成。

2 新開工作面頂板壓力和支護強度確定

2.1 頂板結構模型法+動載系數(shù)法計算頂板壓力

來壓前的工作面頂板壓力：綜放工作面來壓前頂板壓力為A

(7)

式中，A為直接頂壓力，MPa；MZi為分層直接頂厚度,m；γZi為直接頂分層容重,N/m3；fZi為分層懸頂系數(shù)；n為分層個數(shù)；h′為頂煤厚度,m；γ′為頂煤容重,N/m3；f′為頂煤懸頂系數(shù)。

來壓時工作面頂板壓力:新開工作面的頂板壓力見式(8)

PT=KD·A

(8)

其中

KD=KD′+2σn

(9)

式中，PT為新開工作面頂板直接頂結構參數(shù)計算的來壓時頂板壓力,MPa；A為新開工作面直接頂作用力,MPa；KD為新開工作面動載系數(shù)，按已采工作面動載系數(shù)均值加上2倍均方差得到。

2.2 類比法估算新開工作面頂板壓力

按照相鄰已采工作面頂板合理支護強度乘以1倍系數(shù)得到的支護強度PT′作為一個新的預測指標來類比新開工作面的合理支護強度。

3 工程實踐

3.1 81305工作面概況

81305工作面位于三盤區(qū)，采用綜放工藝，煤層結構復雜，煤層厚度5.5～10.0 m，平均7.3 m，含夾矸4～5層。工作面長度240 m，推進長度2 394 m。一側采空，工作面頂板較為破碎?，F(xiàn)采用平煤機ZFY12500/25/39D兩柱掩護式放頂煤支架，支撐高度2 500～3 900 mm，工作阻力12 500 kN，支架中心距1 750 mm，工作面共布置支架141臺，其中基本支架129臺。割煤高度為3.8 m，放頂煤高度3.0 m。81305工作面基礎參數(shù)見表2。

表2 81305工作面基礎參數(shù)

3.2 81305工作面實測礦壓顯現(xiàn)規(guī)律

為簡化分析，選取工作面上部、中部和下部25#、50#、70#、90#和120#支架作為重點支架，對工作阻力進行統(tǒng)計分析。在工作面441.6～564.0 m正常推進約122.4 m的過程中，工作面經(jīng)歷了8～9次周期來壓。

3.3 工作面頂板結構模型

頂板巖層產(chǎn)生壓力計算值：依照工作面綜合柱狀圖，煤層上方3層巖石，從下至上依次為①含礫粗粒砂巖；②粗粒砂巖；③泥巖，單層厚度分別為2.83 m、6.80 m、7.79 m。對其進行組合，頂板巖層產(chǎn)生的壓力見表3。分析可知，工作面直接頂最可能由單一巖層①、②、③組成，它們共同產(chǎn)生的頂板巖重為1.10 MPa，和工作面實測的來壓前最大平均支護強度A2(0.95 MPa)最接近。

表3 81305工作面頂板巖層產(chǎn)生壓力計算值

正常開采階段頂板結構模型：結合工作面頂板巖層力學參數(shù)，通過計算得出81305工作面直接頂厚度MZ為14.7～17.7 m，直接頂初次斷裂步距為6.9～11.2 m，直接頂周期斷裂步距為9.6 m。工作面老頂基準厚度為6.7 m，初次斷裂步距為37.9 m，周期斷裂步距為15.5 m。構建81305綜放工作面正常開采階段頂板結構模型，如圖1所示。

圖1 81305工作面正常開采階段頂板結構模型

3.4 新開81504工作面支護強度確定

3.4.1 頂板結構模型法

參照上述頂板壓力計算的方法，運用頂板結構模型法對新開81504工作面支護強度進行分析。得出新開81504工作面直接頂作用力A1為0.79 MPa，來壓時頂板壓力PT1為1.06 MPa，利用相鄰81305實測來壓前頂板壓力A2計算新開工作面來壓時頂板壓力PT2為1.27 MPa。考慮到支架結構尺寸和立柱傾斜角的影響，取支架的支護強度PT′為1.05PT。即PT′為1.11～1.33 MPa。

3.4.2 數(shù)值模擬法

結合81504綜放工作面煤層賦存條件，采用FLAC3D軟件進行數(shù)值模擬。搭建數(shù)值模型，在工作面中部位置距煤壁0 m、1 m、2 m、3 m處，支護強度分別為0.7 MPa、0.8 MPa、0.9 MPa、1.0 MPa、1.1 MPa、1.2 MPa、1.3 MPa、1.4 MPa、1.5 MPa、1.6 MPa、1.7 MPa、1.8 MPa時，統(tǒng)計不同支護強度下的頂煤平均下沉量，如圖2所示。可知，隨著支架支護強度的增加，頂板平均下沉量逐漸減少，當支架的支護強度達到一定值后，工作阻力再增加，對頂板的平均下沉量影響較小。分析可知，支架的合理支護強度應為1.3 MPa。

圖2 支護強度與頂煤平均下沉位移擬合曲線

3.4.3 類比法

對已采81305工作面5臺重點支架實測礦壓規(guī)律進行分析，老頂周期來壓時，工作面最大工作阻力12 472 kN，支架平均工作阻力11 399 kN，約占支架額定工作阻力12 500 kN的91.2%。其中工作面中部50#～90#支架來壓時壓力較大，周期來壓明顯。在工作面回采過程中未發(fā)生支架收縮和壓架事故，可以認為支架的額定工作阻力12 500 kN，即為工作面合理工作阻力。支架支護強度PT′計算公式為

(10)

式中，p為支架工作阻力，MPa；S為支架的支護面積,m2；D為支架中心距，m；LKmin為最小控頂距，m。將支架的額定工作阻力代入公式，得到支架支護強度PT′為1.38 MPa，對應的頂板壓力PT為1.31 MPa。

通過分析可知，利用頂板結構模型法計算出的支架支護強度略小于已采工作面類比法。由于五盤區(qū)已采工作面礦壓顯現(xiàn)不明顯，片幫200～300 mm，支架安全閥很少開啟。同時考慮新開五盤區(qū)81504工作面煤層埋深變深，工作面巖性有較大變化，遇特殊地質條件可能無法滿足頂板支護要求，因此選取類比法來確定新開81504工作面的支付強度。即新開工作面支架合理工作阻力R為12 500 kN，支護強度1.38 MPa，頂板壓力1.31 MPa。

3.5 回采期間礦壓觀測

為了更好地研究工作面周期來壓步距及來壓期間的壓力分布和來壓強度，在工作面141臺支架中選擇A=5×(1，2，…，28)作為研究對象，進行觀測，每割一刀煤(循環(huán)步距0.865 m)記錄一次支架PM32顯示數(shù)據(jù)，利用Excel軟件制成圖表，周期來壓曲面圖，如圖3所示，從而看出頂板巖層的活動和周期來壓步距，為研究工作面周期來壓步距提供方便。同時要觀測來壓期間的煤壁片幫程度、頂板漏矸、支架立柱下沉、安全閥開啟程度等情況，與頂板壓力曲面圖相結合來總結綜放工作面周期來壓規(guī)律。

根據(jù)工作面周期來壓曲面如圖3所示，工作面向回撤通道方向距離切眼706 m、725 m、750 m處分別出現(xiàn)周期來壓，來壓不明顯且不同步。來壓段工作面頂板下沉量較大，支架安全閥部分開啟，煤壁片幫嚴重，割煤時煤塊飛濺，頂板破碎等。該段工作面回采位置對應地表：工作面整體處于山坡處，基巖厚度220～225 m，松散層厚度105.5～120.5 m，煤層平均厚度7.4 m，煤層底板標高650～675 m，工作面整體為正坡推進。觀測分析期間周期來壓步距與預測的22 m的步距基本吻合。根據(jù)目前工作面推進速度，若工作面前方頂板上覆基巖巖性、厚度等未發(fā)生較大變化時，預測下一次周期來壓步距為22 m左右。

圖3 81504綜放面周期來壓曲面圖(700～750 m)

4 結論

(1)以巖石力學的基本理論構建工作面頂板結構模型，通過實測已采81305工作面礦壓規(guī)律和計算，得出工作面直接頂由單一巖層①、②、③組成，總厚度為17.42 m，直接頂初次斷裂步距為6.9～11.2 m，直接頂周期斷裂步距為9.6 m。工作面老頂基準厚度為6.7 m，初次斷裂步距為37.9 m，周期斷裂步距為15.5 m。

(2)綜合頂板結構模型法和類比法，確定新開81504工作面支架合理工作阻力R為12 500 kN，支護強度1.38 MPa，頂板壓力1.31 MPa。

(3)通過控制臺記錄每刀支架載荷數(shù)據(jù)統(tǒng)計并分析，可以得出該工作面周期來壓規(guī)律較明顯，工作面持續(xù)壓力較大，工作面完成4～7個割煤循環(huán)后，壓力明顯減小，周期來壓期間，工作面中部30#～130#支架壓力有明顯增大，煤壁片幫嚴重，架前有漏頂現(xiàn)象，但該區(qū)域支架安全閥開啟不多，未見立柱明顯下沉，沒有發(fā)生過支架縱向和橫向傾斜歪倒等明顯的支架失穩(wěn)現(xiàn)象，移架速度快，支護效果好。