長治礦區大采高工作面超前支承壓力顯現規律研究

柴 瑞，張召千，鄭金平

（1.太原理工大學 礦業工程學院，山西 太原 030024；2.長治三元中能煤業有限公司，山西 長治 046000）

大采高開采技術正在我國煤炭生產中普及，但在長治礦區深埋深、厚基巖條件下，大采高開采技術是否能夠很好的應用呢？這個問題迫切需要解決。三元王莊煤業通過大采高開采技術的工業實踐，對其工作面超前支承壓力的觀測、分析，對于長治礦區推廣大采高開采技術具有重要意義。

1 工作面的概況

1）地質條件。3043工作面是王莊煤業大采高工作面，采用走向長壁、一次采全高、全部跨落后退式綜合機械化采煤方法。工作面走向長度1 710 m，傾斜長度260 m，埋深149～153 m，基本為一個向西南傾斜的單斜式構造，開采3號煤層，煤厚4.65～5.2 m，平均5.17 m，傾角2°～7°。

2）順槽巷道頂板管理。工作面運輸順槽和回風順槽采用錨桿+金屬網+錨索聯合支護（錨桿間距900 mm，排距1 000 mm，錨索每排一根，排距2 000 mm）；超前支護采用π 型梁加大板配合單體液壓支柱（DW38－150／110、DW42－150／110L型單體液壓支柱）加柱帽（規格為300 mm×200 mm×60 mm）進行支護，超前支護范圍30m。

2 超前支承壓力的理論計算

1）支承壓力產生機理。目前研究表明，支承壓力的集中應力系數、峰值距煤壁距離、支承壓力影響范圍主要由于采場覆巖的變形破壞，使其引起支承壓力是根本原因即“力源”；煤的力學性質[1]。

2）塑性區內支承壓力計算。根據彈塑性理論，工作面前方極限平衡區內支承壓力算式，塑性區內支承壓力σy[2]為：

式中：τ0cotφ 為煤體的自撐力；φ 為煤的內摩擦角；f 為層間摩擦系數；x 為塑性區內任意一點到煤壁的距離；m 為煤層厚度。令σy=KγH，支承壓力的峰值距煤壁的距離為x0：

式中：K 為應力集中系數；γ 為上覆巖層的容重；H 為煤層埋深。

3）彈性區內支承壓力計算。彈性區內的支承壓力為σy：

設彈性區內的范圍為x1，則x=x0+x1、支承壓力為σy、原巖應力γH，代入式（3）得：

由式⑵和⑷式構成了工作面前的支承壓力分布形式；工作面前的支承壓力分布范圍隨開采深度的增加而增大[3]；由支承壓力疊加作用，應力集中系數K 增大，造成工作面采空區側的支承壓力大于實體煤側支承壓力。根據工作面的開采條件，將相關數據代入上式得：工作面超前支承壓力的峰值為42～45 MPa，峰值距工作面的距離7～9m，超前支承壓力的影響范圍40～45m。

3 超前支承壓力的分布規律實測

1）觀測站的位置及觀測方法。根據工作面的開采情況和實際情況的需要，采用鉆孔應力計，每隔兩小時記錄一次并保存，利用數據采集儀每隔3 d收集一次、并測量測點距工作面的距離、做好記錄。3043工作面運輸順槽和回風順槽各布置2個測區，每個測區布置4個測點，共16個測點，測點1～12布置在實體煤，測點13～16布置在采空區側。

2）實體煤側分析。由于安裝、地質條件、人為因素等造成鉆孔應力計沒有讀數或損壞，只能按部分鉆孔應力計的數據分析。見圖1，工作面超前支承壓力分布規律，大致分為。a.原巖應力區：距工作面30～55 m，應力開始緩慢上升、且其應力增加速率較緩慢。圖1中1號、2號、3號、9號鉆孔應力計，得到距工作面30～55m范圍應力分別上升了2.93MPa、2.3 MPa、1.93 MPa、1.97MPa。說明此時煤壁前方的支承壓力分布，主要受到連續彎曲下沉帶的影響。b.彈性區應力增高部分：距工作面7～35 m，應力顯著上升、其增加速率較快。圖1中1號、2號、3號、9號鉆孔應力計，得到距工作面7～35 m范圍應力分別上升了27.97 MPa、26.19 MPa、21.97 MPa、26.27 MPa。說明此時采場處于內力場中，直接頂及下位巖層斷裂，破壞斷裂線出現在工作面煤壁前方，由于地質條件的差異，造成覆巖變形運動規律有所不同，引起煤層層面的支承壓力的分布不同，各測點的應力集中系數約為2.29～2.87。當各測點距工作面7m左右時，各測點曲線出現峰值，說明此時煤體已經進入塑性區。c.塑性區。距工作面煤壁3～7m，應力迅速降低、且降低速率較快。圖1中1號、2號、3號、9號鉆孔應力計，得到距工作面3～7m范圍應力分別下降了18.55MPa、14.06MPa、15.05 MPa、17.33MPa。說明此時煤體受到垮落帶的影響，煤體已發生了塑性破壞，進而導致煤體的承載能力迅速下降。d.破碎區。距工作面煤壁0～3 m，煤體低于原巖應力，基本失去承載能力。

3）采空區側分析。由圖2分析得：13號、14號鉆孔應力計處于采空區側，工作面超前壓力影響范圍在53 m左右，相對于實體煤側影響范圍增加了10～13 m。顯著影響范圍在35m左右，相對于實體煤側顯著影響范圍增加了10m左右。支承壓力峰值距工作面煤壁9～13 m，相對于實體煤側支承壓力峰值距工作面增加了1～6 m。由于采空區側上覆巖層“三帶”運動形成的破壞范圍比實體煤側大，因此采空區側工作面超前支承壓力的峰值及分布范圍有所增大。

圖1 實體煤側支承壓力分布曲線

圖2 采空區側支承壓力分布曲線

4）觀測結論。a.實體煤側工作面超前支承壓力影響范圍在40 m左右；顯著影響范圍在25 m左右；支承壓力峰值為40～46 MPa，其距工作面煤壁為7～10 m。b.采空區側工作面超前壓力影響范圍在53m左右；顯著影響范圍在35 m左右；支承壓力峰值為50～53 MPa，其距工作面煤壁為9～13 m。說明工作面前方采空區側支承壓力影響范圍大于實體煤側支承壓力影響范圍。

4 巷道表面位移的變化規律觀測

為進一步分析工作面超前支承壓力的影響范圍，也為巷道現有超前支護范圍和支護強度評價提供實測依據，故對巷道表面位移進行觀測。

1）觀測站位置及觀測方法。3043工作面運輸順槽和回風順槽的布置表面位移測區，觀測方法采用十字布點法。

2）實體煤側實測分析。距工作面30～40m范圍時，頂板和兩幫均觀測到有變形量，說明受到了支承壓力的影響。距工作面23～28m范圍時，頂板和兩幫變形量明顯增大，受到上覆巖層中垮落帶運動的影響。距工作面6～7 m處，頂板和兩幫變形量最大，頂板最大下沉速度27 mm/d左右，最大下沉量162 mm；兩幫移近速度29 mm/d，最大移近量142mm。

3）采空區側實測分析。距工作面60m左右時，頂板和兩幫均觀測到有變形量；距工作面50 m左右時，頂板和兩幫變形量明顯增大，相對實體煤側的采動影響范圍增加了20～30m左右。距工作面煤壁12.1m處，頂板和兩幫變形量最大，相對實體煤側的增加了5 m左右；頂板最大下沉速度109mm/d，相對實體煤側的增加了80 mm/d左右，最大下沉量550 mm；兩幫最大移近速度113 mm/d，相對實體煤側的增加了89 mm/d左右，最大移近量為621mm。

4）觀測結論。a.實體煤側工作面采動影響范圍一般在40 m左右，顯著影響范圍在26 m左右，影響峰值位置為6～7 m。b.采空區側工作面采動影響范圍一般在50～60 m左右，顯著影響范圍在33 m左右，影響峰值位置為10～13m。

5 結論

1）根據理論計算，工作面超前支承壓力的峰值42～45 MPa，峰值距工作面的距離7～9 m，超前支承壓力的影響范圍40～45m。

2）實體煤側由超前支承壓力分布實測和巷道表面位移變化觀測得到：工作面超前支承壓力的影響范圍40 m左右，其顯著影響25 m左右；支承壓力峰值42～45 MPa，應力集中系數2.3～2.8，其峰值距工作面的距離7～10m。

3）采空區側由超前支承壓力分布實測和巷道表面位移變化觀測得到：工作面超前支承壓力的影響范圍53 m左右，其顯著影響35 m左右；支承壓力峰值50～53 MPa，應力集中系數3.1左右，其峰值距工作面的距離9～13m；其支承壓力的影響范圍及峰值比實體煤側的大。

4）根據理論計算與實測二者數據分析，得到工作面的超前支承壓力規律基本一致。3043工作面運輸順槽和回風順槽在兩側均為實體煤區域現有的超前支護距離定為30 m能夠滿足安全生產要求。當回風順槽一側為采空區時應加大巷道超前支護強度，超前支護距離不宜小于45 m。特別是當工作面推進到地質構造區域應進一步加強支護。

[1]弓培林.大采高采場圍巖控制理論及應用研究[M].北京：煤炭工業出版社，2006.

[2]靳鐘銘，魏晉平，靳文學.放頂煤采場前支承壓力分布特征[J].太原理工大學學報，2001，32（3）：216-218.

[3]馬念杰，侯朝炯.采準巷道礦壓理論及應用[M].北京：煤炭工業出版社，1995.