李龍清,巨江鵬,張星武,肖江,王定永,張杰
(1.西安科技大學能源學院,陜西西安710054;2.教育部西部礦井開采及災害防治重點實驗室,陜西西安710054; 3.陜西小保當礦業有限公司,陜西榆林719000)
小保當礦2-2煤大采高綜采面支架工作阻力確定*
李龍清1,2,巨江鵬1,張星武3,肖江1,2,王定永1,張杰1,2
(1.西安科技大學能源學院,陜西西安710054;2.教育部西部礦井開采及災害防治重點實驗室,陜西西安710054; 3.陜西小保當礦業有限公司,陜西榆林719000)
∶小保當礦2-2煤層部分區域擬采用7.5 m大采高綜采面,在我國尚屬首例。通過相似材料模擬實驗,對工作面開采進行了研究,結果表明∶覆巖中堅硬巖層形成的“懸臂梁”與“砌體梁”動態結構交替出現,造成頂板大小周期來壓現象,工作面來壓頻繁劇烈,平均周期來壓步距為17.72 m,支承壓力峰值出現在距煤壁12~24 m位置處,煤壁壓剪破壞區范圍增大、破壞程度加劇,易片幫,覆巖運動最終波及至地表。綜合計算分析和實驗結論得出,支架選用5.15 m×2.05 m,工作阻力22 000 kN(壓強為2.08 MPa)的兩柱掩護式支架進行支護,可以滿足安全生產要求。研究結果對小保當煤礦開采具有指導作用,對相似礦井具有借鑒意義。
∶7.5 m大采高;礦壓規律;支承壓力;支架工作阻力
大采高綜采工作面支架工作阻力研究對于特厚煤層的安全開采、高產高效至關重要[1]。近年來大采高綜采技術已日趨成熟,工程實踐表明,對于7.0m以下厚煤層煤炭采出率,大采高綜采工藝優于綜放開采。但是大采高綜采面來壓劇烈,煤壁易片幫,采場易冒頂等安全問題,亦成為煤礦生產中的棘手難題。眾多學者對大采高綜采面的覆巖結構、礦壓規律以及支架工作阻力進行了大量研究[2-5],例如通過理論分析和現場實測相結合的手段,提出了支架控頂設計的原則和計算公式[6],確定了晉華宮礦5.6 m大采高工作面堅硬頂板條件下的支架工作阻力,采用物理相似模擬和多種監測儀器分析了6.0 m大采高工作面覆巖運移規律及來壓特征[7],通過現場實測研究了張家峁煤礦6.2 m大采高工作面支架阻力分布型式[8]。但相關研究只是圍繞7.0m以下采高的綜采面進行,對采高為7.5 m綜采支架的工作阻力的確定沒有直接引用或參考的案例和文獻。文中首次以7.5 m大采高工作面為研究對象,所得結果具有一定的理論意義和應用價值。
陜北小保當煤礦地處榆神礦區,首采區2-2煤層傾角一般為3°~5°,屬近水平煤層。平均埋深302.74 m,煤厚3.30~9.86 m,平均煤厚5.55 m,以厚煤層為主。工作面基本頂厚度約為22 m,巖性主要為中粒、細粒砂巖,直接頂約為14 m,其中中粒、粗粒砂巖及砂質泥巖含量較大,直接底和老底巖性主要為粉砂巖、次為細粒砂巖、砂質泥巖,局部為中粒砂巖、砂質泥巖。設計采用大采高一次采全厚的綜合機械化采煤法開采2-2煤層。煤厚3.30~5.00 m設計為一種支架,5.0~7.5 m設計為另一種支架。文中通過小保當煤礦7.5 m大采高綜采面相似模擬實驗,認識采場上覆巖層的運動規律、分析工作面支承壓力分布規律以及確定綜采工作面支架工作阻力,為開采2-2煤層支架選型提供科學合理的依據。
1.1 模型的設計
原型按陜北榆神礦區小保當礦煤巖柱狀圖,模型作了合理簡化,實驗模擬煤層為近水平煤層。根據相似理論[9],相似材料模擬采用平面模擬方式,模型尺寸∶長×寬×高=3 000 mm×200 mm× 1 500 mm,模型的幾何比為1∶200,容重相似常數Cγ=1.6,應力相似常數Cσ=320,載荷相似常數CF=12.8×106.模型采用的測試系統主要有∶CL -YB-114型壓力傳感器、108路壓力計算機數據采集系統及模擬支架如圖1所示。不同巖性的巖層選取不同的相似材料配比。

圖1 壓力傳感器、模擬支架布置圖Fig.1 Arrangement diagram of pressure transducer and simulated support
1.2 觀測方案
走向應力測試在煤層底板中布置40個長×寬×高=20 cm×5 cm×5 cm,量程為200 kg的壓力傳感器;在煤層開采過程中采用模擬支架來測試支架的受力情況,各巖層力學參數見表1.

表1 巖層力學參數Tab.1 Param ters of rock mechanics
2.1 實驗過程
模擬架長度方向為工作面推進方向,寬度為工作面線長。模型兩側均留設60 cm的邊界煤柱以消除邊界效應,工作面循環進尺4.0 m,則模型循環進尺應為2.0 cm,模擬支架頂梁寬2.0 cm,模型每采2.0 cm,則依照回采工藝,分別回、支1對模擬支架,完成一個循環。
2.2 支架受力分析
根據現場調研及理論分析,初步選取額定工作阻力為15 000 kN,架間距1.75 m,頂梁長度4.75 m的液壓支架,支架初撐力確定為額定工作阻力的80%,由此可計算支架支護強度。初撐時,液壓支架支護強度為1 444 kN/m2,額定工作時液壓支架支護強度為1 805 kN/m2.初撐力時模型支架支護強度為0.451 kN/cm2,額定工作時模型支架支護強度為0.564 kN/cm2.原型支架與試驗模型支架支護強度對比見表2.

表2 原型支架與試驗模型支架支護強度對比表Tab.2 Contrasts of supporting intensity of archetype and experiment
衡量周期來壓強度的指標動載系數計算公式為

式中Pmain為周期來壓時工作阻力平均值;Pav為周期來壓前工作阻力平均值。
2.3 覆巖運動及礦壓規律
當工作面推進至46m時,直接頂初次垮落,高度8m左右,支架阻力由12 905 kN升至14 634 kN.當工作面發生初次、第1次和第2次周期來壓時,支架阻力呈“跳躍式”增長,峰值達到19 623 kN,主因是工作面上位8 m處約為6 m的直接頂和基本頂下位7 m巖層全部垮落,下位“關鍵層”處于冒落帶內未形成結構,屬于“懸臂梁”直接垮落式[10-11]且直接頂沿支架上方切落,如圖2所示,垮落巖柱的大部分重量作用于支架之上。前2次周期來壓之后,支架增阻趨于緩和,主要是由于裂隙帶下位巖層鉸接成“砌體梁”動態平衡結構,承擔大部分深部巖體載荷,支架所分擔載荷減小。這層硬巖的下沉回轉導致其所控制的上覆軟巖隨之協調變形[12],符合“砌體梁”運動規律。工作面推進至218 m時,處于第9,10次周期來壓之間,支架增阻迅速,這是由于工作面從210 m推進至226 m期間,“砌體梁”結構發生回轉失穩,上覆巖層形成新的“懸臂梁”結構,此時支架阻力增至17 254 kN,如圖3所示。隨著工作面繼續推進,上覆“懸臂梁”發生斷裂、破斷巖塊間鉸接形成“砌體梁”結構,此時支架阻力達到18 040 kN.起初,“懸臂梁”和“砌體梁”分別出現在直接頂與基本頂處,在整個開采過程中,2種結構逐步向上發展,“懸臂梁”的斷裂造成的來壓劇烈,而“砌體梁”回轉失穩造成的來壓緩和,這解釋了工作面推進過程中大小周期來壓現象。

圖2 懸臂梁斷裂Fig.2 Breakage of cantilever

圖3 鉸接結構失穩Fig.3 Unstability of hinged structure
初采期間,直接頂一般是隨采隨落,并且周期來壓時,上覆巖層呈臺階式斷裂下沉,由于支承壓力作用,前方煤體易產生超前裂縫,煤壁易發生片幫。隨著工作面的推進,支架覆巖冒落高度增大。達到充分采動后,垂直斷裂裂隙以60°以上的角度從支架上方發展至地表,由于覆巖的整體性運動,之前的彎曲下沉帶逐漸演化為裂隙帶,如圖4所示。

圖4 裂隙發育至地表Fig.4 Fracture develop to surface
實驗結果表明,基本頂周期垮落步距12~20 m,平均17.72 m.采用4.75 m×1.75 m型支架,額定工作阻力15 000 kN,額定初撐力12 000 kN.來壓期間支架載荷見表3及如圖5所示。

表3 7.5 m支架受力與周期來壓對應一覽表Tab.3 Relationship of 7.5 m surpporting force and periodic weighting

圖5 來壓與支架載荷關系圖Fig.5 Relation between surpport load and periodic weighting
由表3及圖5可以看出,支架阻力在后期開采過程中增大,最大達到19 623 kN,額定工作阻力15 000 kN的支架阻力明顯不能滿足需求。因此判定1.75m架寬的支架不宜適用于該工作面。根據實際情況綜合分析,重新采用頂梁長度5.15 m,架寬2.05 m的支架,將2類支架上的壓力進行轉換,得出最大載荷22 987 kN,僅1次超過22 000 kN,平均工作阻力18 649 kN.根據實際情況綜合分析,建議將支架工作阻力定為22 000 kN(壓強為2.08 MPa),支架初撐力為17 600 kN,此時的增載系數平均為1.15,可以保證工作面安全推進。
實驗表明工作面基本頂初次來壓步距為62 m,依照文獻[13]可計算支架的支護強度下限為

式中ln Lf為基本頂初次來壓步距;hm為采高;N為直接頂充填系數(N=h/hm=14.37/7.5= 14.37/7.5=1.916,h為直接頂厚度);Ck為備用系數。

式中P為綜采面額定支護強度,MPa;Bc為控頂距,7.2 m;L為支架中心距,2.05 m;α為立柱傾角,取7.9°~9.2°.
從上述的分析可知,支架的工作阻力應不低于

從上述計算分析和實驗可知,工作面支架工作阻力選用額定工作阻力為22 000 kN的5.15 m× 2.05 m型支架進行支護可以滿足安全生產要求。
1)工作面上覆巖層的運動依次經歷直接頂冒落、老頂破斷及厚土層整體下沉3個階段,隨著工作面的推進,沿工作面垂直方向的“冒落帶”和“裂隙帶”逐步擴展,“彎曲下沉帶”逐步消失,“三帶”分布變為“兩帶”分布;
2)通過模擬實驗得出,基本頂周期垮落步距12~20 m,平均17.72 m.在工作面初次來壓及第1,2次周期來壓過程中礦壓顯現強烈且支架最大工作阻力達到22 987 kN(架間距2.05 m,頂梁長度5.15 m的兩柱掩護式支架),在考慮一定富裕系數以確保安全生產的前提下,建議選用額定工作阻力為22 000 kN的支架,支護強度2.08 MPa,是目前支撐強度最大的支架。在實際開采中應注意加強工作面支架壓力監測并及時帶壓移架預防局部冒頂;
3)由覆巖運動分析可知,初采期間低位堅硬巖層尚不能形成結構,懸臂梁的折斷是來壓的主要原因,隨著推進覆巖運動范圍增大,高位巖層形成了砌體梁結構,由砌體梁與懸臂梁共同失穩造成工作面的大小周期來壓現象。
References
[1]王金君,林媛媛,殷衛峰.淺析大采高綜采開采技術與應用現狀[J].煤礦開采,2013,18(6)∶1-4.
WANG Jin-jun,LIN Yuan-yuan,YIN Wei-feng.Current situation of full-mechanized top-coal cavingmining technology and its application[J].Coal Mining Technology,2013,18(6)∶1-4.
[2]黃慶享,錢鳴高,石平五.淺埋煤層采場老頂周期來壓結構分析[J].煤炭學報,1999,24(6)∶281-285.
HUANG Qing-xiang,QIAN Ming-gao,SHI Ping-wu. Structural analysis ofmain roof stability during periodic weighting in longwall face[J].Journal of China Coal Society,1999,24(6)∶281-285.
[3]袁永.大采高綜采采場支架-圍巖穩定控制機理研究[J].煤炭學報,2011,36(11)∶3-4.
YUAN Yong.Stability controlmechanism of support-surrouding rocks at fullymechanizedmining facewith great cutting height[J].Journal of China Coal Society,2011,36(11)∶3-4.
[4]來興平,單鵬飛,鄭建偉,等.淺埋大采高綜采礦壓顯現規律物理模擬實驗研究[J].采礦與安全工程學報,2014,31(3)∶418-423.
LAIXing-ping,SHAN Peng-fei,ZHENG Jian-wei,et al. Physical simulation on strata behavior of large mining height fullymechanized face in shallow-buried and thick seam[J].Journal of Mining&Safety Engineering,2014,31(3)∶418-423.
[5]李龍清,荊寧川,蘇普正,等.大采高綜采支架工作阻力綜合分析與確定[J].西安科技大學學報,2008,28 (2)∶255-257.
LILong-qing,JING Ning-chuan,SU Pu-zheng,et al.A-nalysis of high seam mining shield working resistance[J].Journal of Xi’an University of Science and Technology,2008,28(2)∶255-257.
[6]劉錦榮,袁永.堅硬頂板大采高綜采面支架合理工作阻力研究[J].西安科技大學學報,2013,33(1)∶23 -27.
LIU Jin-rong,YUAN Yong.Reasonable support working resistance for greatmining height longwall facewith hard roof[J].Journal of Xi’an University of Science and Technology,2013,33(1)∶23-27.
[7]周光華,伍永平,來紅祥,等.覆沙層下大采高工作面覆巖運移規律[J].西安科技大學學報,2014,34(2)∶129-134.
ZHOU Guang-hua,WU Yong-ping,LAI Hong-xiang,et al.Overlying strata movement regularity in largemining heightworking face under sand covering layer[J].Journal of Xi’an University of Science and Technology,2014,34(2)∶129-134.
[8]李金華,谷拴成,李昂.淺埋煤層大采高工作面礦壓顯現規律[J].西安科技大學學報,2010,30(4)∶407-416.
LIJin-hua,GU Shuan-cheng,LIAng.Strata pressure behavior of shallow coal seam with large mining height[J].Journal of Xi’an University of Science and Technology,2010,30(4)∶407-416.
[9]林韻梅.實驗巖石力學∶模擬研究[M].北京∶煤炭工業出版社,1984.
LIN Yun-mei.Experimental rock mechanics∶simulation research[M].Beijing∶Coal Industry Press,1984.
[10]弓培林,靳鐘銘.大采高采場覆巖結構特征及運動規律研究[J].煤炭學報,2004,29(1)∶7-11.
GONG Pei-lin,JIN Zhong-ming.Study on the structure characteristics and movement laws of overlying strata with largemining height[J].Journalof China Coal Society,2004,29(1)∶7-11.
[11]鞠金峰,許家林,王慶雄.大采高采場關鍵層“懸臂梁”結構運動型式及對礦壓的影響[J].煤炭學報,2011,36(12)∶2 115-2 120.
JU Jin-feng,XU Jia-lin,WANG Qing-xiong.Cantilever structuremoving type of key strata and its influence on ground pressure in large mining height workface[J]. Journal of China Coal Society,2011,36(12)∶2 115-2 120.
[12]侯忠杰.組合關鍵層理論的應用研究及其參數確定[J].煤炭學報,2001,26(6)∶611-615.
HOU Zhong-jie.Study on application of combinatorial key stratum theory and parameters determining[J]. Journal of China Coal Society,2001,26(6)∶611-615.
[13]程俊,張嚴敬,榮和芳.7 m大采高綜采液壓支架設計及配套[J].煤礦開采,2013,18(1)∶25-27.
CHENG Jun,ZHANG Yan-jing,RONG He-fang.Design of powered support and equipments matching for 7 m mining height[J].Coal Mining Technology,2013,18 (1)∶25-27.
Shield working resistance in fully mechanized longwall face w ith largem ining height of Xiao Bao Dang 2-2coal seam
LILong-qing1,2,JU Jiang-peng1,ZHANG Xing-wu3,XIAO Jiang1,2,WANG Ding-yong1,ZHANG Jie1,2
(1.College of Energy Science and Engineering,Xi’an University of Science and Technology,Xi’an 710054,China; 2.Key Laboratory ofWestern Mine Exploitation and Hazard Prevention of Ministry of Education,Xi’an 710054,China; 3.Shaanxi Xiao Bao Dang Mining Co.,Ltd.,Yulin 719000,China)
∶It is the first practical case thatwe plan to adopt fullymechanized longwall face with amining height of7.5 meters for some regions of Xiaobaodang 2-2coal seam in China.We take the similar simulation experiment and study on working face mining,the results showed that“cantilever beam”and“voussoir beam”dynamic structure in the hard rock of overlying strata appeared alternately,which caused the varying degrees of periodic roof pressure phenomenon and the behavior is frequent and dramatic in working face,the roof periodic weighting interval is17.72 m,the peak of abutment pressure locates at the ahead of coalwall with 12~24 m,the range of compression and shear failure zone and the degree of destruction are increasing,meanwhile,the breakage of coalwall iswidespread and rib spalling,it can finally cause the overlying strata motion swept to ground surface.According to a comprehensive calculation analysis and experimental conclusions,we can obtain that the 2-leg shield supportwhich is the structure of 5.15×2.05 m with the working resistance of 22 000 kN(intensity of pressure is 2.08MPa)can satisfy the requirements ofmine safty production.Moreover,it plays a guiding role inmine extracting for Xiaobaodang coalmine,and provides reference for similar coalmines.
∶mining heightof7.5 meters;mining pressure laws;abutment pressure;shield working resistance
∶TD 323
∶A
00/j.cnki.xakjdxxb.2015.0304
∶1672-9315(2015)03-0298-05
∶2015-03-01責任編輯∶高佳
∶國家自然科學基金(51204133);陜西省巖層控制重點實驗室項目(13JS065)
∶李龍清(1957-),男,陜西藍田人,教授,E-mail∶164069220@qq.com