青崗坪煤礦綜放面礦壓規律及支架適應性研究*

唐仁龍，李龍清，2，邵小平，2，唐永剛，張　杰，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)

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青崗坪煤礦綜放面礦壓規律及支架適應性研究*

唐仁龍1，李龍清1，2，邵小平1，2，唐永剛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)

為研究青崗坪煤礦綜放面礦壓規律及支架適應性，指導該礦綜放面安全高效生產及后續支架選型，根據青崗坪煤礦42104綜放面地質及開采技術條件，通過相似模擬實驗及現場觀測，分析了綜放面覆巖垮落規律、來壓強度及支架工作情況。研究結果表明：基本頂初次來壓步距62 m，周期來壓步距27 m，來壓時支架的平均載荷6 951 kN，最大載荷7 798 kN，動載系數1.36，動載系數隨工作面推進呈上升趨勢，來壓顯現強度中等。ZF6800/18/35型支架在42104工作面總體適應性良好，但支架增阻量增加顯著，增阻速率大，支架普遍長時間處于增阻狀態，支架初撐力整體偏低，應加強工作面初撐力管理；從支架的普遍適應性及安全性考慮，支架工作阻力應提高到8 000 kN為宜。

綜放面；礦壓規律；支架適應性；工作阻力；動載系數

2.KeyLaboratoryofWesternMineExplorationandHazardPrevention，MinistryofEducation，Xi’an710054，China)

0　引　言

厚煤層資源在中國廣泛分布，厚煤層是中國實現高產高效的主要煤層，具有資源儲量優勢[1]。綜放開采是解決厚及特厚煤層開采的主要開采方法。然而，在頂板周期來壓過程中工作面綜采支架壓損、巷道圍巖片幫等災害時有發生，嚴重威脅綜放工作面安全生產[2-3]。同時，綜放開采的顯著標志是在綜采設備中使用了放頂煤液壓支架，因此液壓支架作為綜放開采的關鍵設備，關系到綜放開采的成敗[4]。眾多學者對綜放面的礦壓規律及支架適應性進行了大量研究[5-9]，例如劉奎[9]基于兗礦集團興隆莊煤礦4324綜放面開采條件，采用圓圖壓力自計儀，連續記錄液壓支架的初撐力和工作阻力，分析了綜放工作面液壓支架支護阻力的循環變化規律，研究結果表明工作面液壓支架支護參數合理，具有良好的適應性。李進懷[6]在礦壓觀測的基礎上，對王行莊煤礦11051工作面ZYF4000/17/28型掩護式放頂煤液壓支架的初撐力、工作阻力及其對頂板控制效果進行分析，研究結果表明支架能適應現場地質條件，頂板控制效果良好，三機尺寸配套合理。青崗坪煤礦已綜放開采42101，42102和42103工作面，但均未進行系統的基于4-2煤層圍巖賦存狀況的綜放面礦壓規律與支架適應性研究，對影響4-2煤層安全開采的巖層控制方面的相關因素亦未有系統的定論。文中對青崗坪煤礦42104綜放面進行實驗室相似模擬實驗研究及現場觀測分析，得出了42104綜放面的礦壓規律及ZF6800/18/35型液壓支架在42104綜放面的適應性和支架工作阻力的建議，對青崗坪煤礦綜放面安全高效開采及后續支架選型具有指導作用。

1　工作面地質及生產技術概況

青崗坪井田位于黃隴侏羅紀煤田中東段，井田構造簡單。42104工作面位于礦井一采區東翼，東為保安煤柱；南為42102采空區；西為采區保護煤柱；北為未開采區。回采4-2號煤層，煤層傾角0°～8°，平均厚度9 m，平均埋深400 m，煤質較軟，f=1.2.42104綜放面煤層綜合柱狀如圖1所示。

圖1　42104綜放面煤層綜合柱狀圖Fig.1　Seam comprehensive columnar section of No.42104 face

42104工作面沿煤層走向采用單一走向長壁方式布置，工作面安裝ZF6800/18/35型基本支架94架，ZF6800/18/35液壓支架的相關參數見表1.42104工作面開采時，機采高度3 m，放頂煤高度平均6 m，采放比平均1∶2；一刀一放，放煤步距0.8 m，順序移架，平均日進尺3 m.

2　實驗室相似材料模擬實驗研究

2.1實驗設計

參考相關相似模擬實驗文獻[10-12]結合現場實際情況，本實驗以平面模擬方式布置，選取模型：長×寬×高=3 000 mm×200 mm×1 500 mm.模擬實驗確定相似參數為：幾何相似常數取200，密度相似常數取1.56，應力相似常數取312.采用CLO-YB-114型壓力傳感器和108路壓力計算機采集系統進行模型監測。

表1　ZF6800/18/35 液壓支架參數

模擬開采的4-2煤層厚度取最大煤層厚度12 m，實驗過程中采高3 m，放頂煤高度平均9 m，采放比平均1∶3.開采時，為消除邊界效應影響，在模型左右兩側各留60 m煤柱作為邊界。模型工作面施工工序與現場相同，按照進刀-移架-初撐-放煤的工序循環進行。

2.2實驗結果分析

2.2.1覆巖垮落規律

工作面推過12 m時，直接頂開始出現離層裂隙及間歇垮落現象；工作面推進至52 m時，直接頂沿支架后方持續垮落，此時頂板巖層垮落高度距煤層頂板6 m.

工作面推進到58 m時，基本頂發生初次來壓，如圖2所示。考慮現場實際切眼凈寬度4 m，確定初次來壓步距(距開切眼煤壁)為62 m.此時垮落帶高度距煤層頂板14 m，巖層垮落后平拱跨長37 m，離層最大間距為8 m.

圖2　工作面初次來壓Fig.2　First weighting step of the mining face

在工作面458 m推進過程中，初次來壓后，工作面經歷了15次周期來壓，來壓步距16～32 m，平均周期來壓步距27 m.

整個開采過程中，采場上覆巖層形成明顯的“三帶”分布特征，直接頂的冒落是由于直接頂巖層受自身重力的作用而垮落；老頂下位巖層的初次破斷引起老頂的初次來壓；老頂下位巖層的周期性垮落引起工作面的前5次周期來壓；老頂中位、上位巖層的周期性破斷引起后面工作面的周期來壓。工作面的周期性來壓均由老頂不同位置巖層鉸接結構的失穩引起的。

2.2.2來壓強度分析

動載系數通常作為衡量老頂來壓強度的指標[5]，周期來壓動載系數見表2.

基本頂的來壓過程，是圍巖破壞演化不斷向上部發展的過程。由圖3(a)可知，在整個來壓過程中，動載系數為1.12～1.62，平均動載系數為1.36，總體來說，來壓顯現強度中等。隨著工作面的推進，動載系數呈上升趨勢，周期來壓強度越來越大；前5次周期來壓期間，參與來壓巖層范圍小，該部分巖層回轉產生的力較小，靠近工作面已垮落巖塊與未垮落巖層形成鉸接結構，鉸接結構可以承擔絕大部分力，支架承擔很小的力，所以前期動載系數較小；隨后的來壓過程中，隨著參與來壓巖層范圍的增加，該部分巖層回轉產生的力也隨之增加，雖然采空區后方形成的鉸接結構能夠承擔絕大部分的力，但由于支架承擔的力仍然很大，所以后期動載系數隨之增大。

圖3　動載系數、支架載荷與來壓次序關系Fig.3　Relationship of dynamic load coefficient， support load and the order of weighting (a)動載系數與來壓次序關系　(b)支架載荷與來壓次序關系

來壓次序推進度/m來壓步距/m支架初撐力/kN支架最大載荷/(kN·架-1)增載系數初次來壓5862515265501.2718224533367831.27211028528168611.30312616497164471.30415428564463431.12517824510068611.35621032525561361.17723828522972491.39826628517860841.17929832510079461.561033032481560061.251134616478966801.401237428497177981.571339824502276381.521443032481577931.621545828522976341.46平均值27511569511.36

2.2.3支架工作阻力分析

工作面推進過程中，支架的平均載荷為5 858 kN，來壓時支架的平均載荷為6 951 kN.由圖3(b)可知，第7次周期來壓時，支架的工作阻力為7 249 kN；第9次周期來壓時，支架的工作阻力為7 946 kN；第12次至第15次周期來壓時，支架的工作阻力分別為7 798，7 638，7 793和7 634 kN.這6次來壓，支架工作阻力均大于實驗初設定的支架的額定工作阻力6 800 kN.同時，工作面初次來壓步距62 m，周期來壓步距平均27 m，有4次達到32 m，來壓步距較大。因此，以來壓時平均載荷6 951 kN為基準，增加10%的富余量；或者以平均載荷5 858 kN為基準，增加15%的富余量考慮，均建議支架額定工作阻力保持在8 000 kN為宜。

3　現場礦壓觀測研究

3.1觀測方案

42104試驗工作面支架工作阻力監測采用YHY60(ZDYJ-ⅡA)煤礦用壓力連續監測記錄儀，參考相關參考文獻[13]，觀測方案設計為：沿工作面傾向方向布置上、中、下3個測站，共10條測線；上部測站布置4架，分別為8#，18#，27#，36#架；中部測站布置3架，分別為45#，54#，63#架；下部測站布置3架，分別為72#，84#，90#架；觀測時間為3個月，對每天的觀測數據進行統計、整理分析。

3.2工作面來壓情況分析

工作面實測推進距離275.6 m，42104工作面來壓情況見表3.觀測期間，工作面上、中、下3個測站均經歷了8次明顯的周期來壓。基本頂初次來壓步距57.5 m，周期來壓步距18.1～33.6 m，平均周期來壓步距為25.7 m；動載系數1.18～1.34，動載系數平均為1.27，工作面有明顯的周期來壓，但總體上工作面來壓程度中等。來壓期間平均載荷為5 961.9 kN/架，為額定工作阻力的87.68%，最大工作阻力為6 033.6 kN/架，為額定工作阻力的91.7%.

3.3工作面支架的承載特征及其適應性分析

3.3.1支架支護阻力的頻率分布

統計分析42104工作面監測數據，得到工作面支架支護阻力頻率分布直方圖，如圖4所示。

由圖4(a)可知，支架初撐力主要分布在1 000～2 500 kN，占統計循環數的77.29%，為額定初撐力18.38%～45.96%；分布在2 500～3 500 kN，占統計循環數的13.94%.為額定初撐力的45.96%～64.34%；初撐力平均值為1 808.6 kN，為額定初撐力5 440 kN的33.2%.

表3　現場觀測42104綜放面來壓情況

圖4　工作面支架工作阻力頻率分布Fig.4　Frequency distribution of support resistance (a)支架初撐力　(b)支架末阻力　(c)時間加權平均阻力

如圖4(b)所示，支架末阻力主要分布在4 750～5 500 kN，占統計循環數的41.1%，為額定工作阻力的69.85%～80.88%；超過額定工作阻力80%的占比為2.58%；支架末阻力平均值為4 155.8 kN，為額定工作阻力6 800 kN的61.1%.

由圖4(c)可知，支架時間加權平均阻力主要分布在2 500～4 750 kN，占統計循環數的71.58%，為額定工作阻力的36.76%～69.85%；大于支架額定工作阻力69.85%的占比為17.96%；支架時間加權平均阻力均值為4 220.2 kN，為額定工作阻力的62.06%.

綜上所述，工作面支架初撐力整體偏低[7-8]，支架工作阻力有一定的富裕。

3.3.2支架前后立柱的壓力變化

由表4可知，18#，54#，84#支架前、后柱循環末阻力的比值分別為95.73%，101.02%，96.81%，平均為97.85%；前、后柱時間加權工作阻力的比值分別為102.24%，100.07%，99.84%，平均為100.71%.工作面支架前后柱壓力分布較為均勻，載荷合力的作用點位于支架中部，因此，支架穩定性較好。

由圖5(a)可知，支架前、后柱循環末阻力差值分布在-400～400 kN占57.88%；由圖5(b)可知，支架前、后柱時間加權工作阻力差值分布在-400～400 kN占59.18%，由此表明，支架前后柱壓力差值主要集中在-400～400 kN，支架前后柱壓力分布較均勻。

3.3.3工作面支架的工作特性

工作面支架的增阻情況能夠反映支架工作特性。支架增阻量與增阻率的大小，反映了支架的支護質量、工作狀態及頂板的活動程度[9]。

現場實測數據統計分析表明：工作面上、中、下3個測站，支架降阻分別占5.9%，4.7%，6.5%，支架增阻比例分別占94.1%，95.3%，93.5%；增阻量在0～2 250 kN分別占92.5%，86.3%，89.4%.循環增阻速率主要集中在0～1 125 kN/h，分別占89.7%，56.4%，90.5%.

表4　液壓支架前后立柱壓力比較

圖5　支架前柱、后柱阻力差值區間頻率分布Fig.5　Difference distribution of pressure between the front leg and rear of support

綜上所述，支架增阻量增加顯著，增阻速率大，工作面覆巖活動程度較強。支架普遍長時間處于增阻狀態，不能有效的防止頂板離層和維持直接頂的完整，為改善支架對頂板的支護性能，應加強工作面初撐力的管理。

4　結　論

1)相似模擬實驗得：工作面推進458 m過程中，采場上覆巖層形成明顯的“三帶”分布特征；基本頂初次來壓步距62 m，周期來壓步距16～32 m，平均周期來壓步距27 m；動載系數為1.12～1.62，平均動載系數為1.36，動載系數隨工作面推進呈上升趨勢，來壓顯現強度中等；來壓時支架的平均載荷為6 951 kN，最大載荷為7 798 kN;

2)現場觀測得：在工作面推進275.6 m過程中，工作面經歷了8次明顯的周期來壓，基本頂初次來壓57.5 m，周期來壓步距18.1～33.6 m，平均周期來壓步距為25.7 m；動載系數1.18～1.34，平均動載系數為1.27，來壓顯現強度中等；來壓期間平均載荷為5 961.9 kN，最大工作阻力為6 033.6 kN.與相似模擬實驗(工作面推進266 m過程中)結論基本相吻合；

3)現場觀測得：支架前后柱壓力分布較均勻，支架穩定性較好，支架工作阻力有一定的富裕，總體支架適應性良好；但支架增阻量增加顯著，增阻速率大，支架普遍長時間處于增阻狀態，工作面支架初撐力整體偏低，應加強工作面初撐力管理；

4)綜合相似模擬實驗與現場觀測得：來壓步距較大，從支架的普遍適應性及安全性考慮，以來壓時平均載荷6 951 kN為基準，增加10%的富余量；或以平均載荷5 858 kN為基準，增加15%的富余量；均建議支架額定工作阻力保持在8 000 kN為宜。

References

[1]孟憲銳，李建民.現代放頂煤開采理論與實用技術[M].徐州：中國礦業大學出版社，2001.

MENG Xian-rui，LI Jian-min.Modern caving mining theory and practical technology[M].Xuzhou：China University of Mining and Technology Press，2001.

[2]王家臣，李志剛.極軟煤層綜放面圍巖穩定性離散元模擬[J].礦山壓力與頂板管理，2005，22(2)：1-3.

WANG Jia-chen，LI Zhi-gang.The study on coal face stability and movement behavior of the overlying rock strata of long-wall top-coal caving in the soft coal seam[J].Mine Pressure and Roof Management，2005，22(2)：1-3.

[3]王家臣.極軟厚煤層煤壁片幫與防治機理[J].煤炭學報，2007，32(8)：785-788.

WANG Jia-chen.Mechanism of the rib spalling and the controlling in the very soft coal seam[J].Journal of China Coal Society，2007，32(8)：785-788.

[4]徐永圻.煤礦開采學[M].徐州：中國礦業大學出版社，2009.

XU Yong-qi.Coal mining[M].Xuzhou：China University of Mining and Technology Press，2009.

[5]畢軍賢，吳建亭，張忠福.綜放面礦壓顯現規律研究[J].礦山壓力與頂板管理，2000(2)：63-64.

BI Jun-xian，WU Jian-ting，ZHAN Zhong-fu.Study on the law of pressure in fully mechanized caving face[J].Mine Pressure and Roof Management，2000(2)：63-64.

[6]李進懷，王志春.綜放工作面支架適應性分析[J].煤炭技術，2012(3)：101-103.

LI Jin-huai，WANG Zhi-chun.Analysis on suitability of powered support working resistance applied in fully mechanized top coal caving ming face[J].Coal Technology，2012(3)：101-103.

[7]吳文湘.厚土層淺埋煤層綜采覆巖破壞規律與支架阻力研究[D].西安：西安科技大學，2006.

WU Wen-xiang.Research on failure laws of overlying rock and support resistance in fully-mechanized face in shallow seam of thick clay layers[J].Xi’an:Xi’an University of Science and Technology，2006.

[8]張福瑞，劉濤.高工作阻力液壓支架初撐力的確定[J].煤炭工程，2002(7)：16-19.

ZHANG Fu-rui，LIU Tao.Determination of initial support force of hydraulic support with high working resistance[J].Coal Engineering，2002(7)：16-19.

[9]劉奎，劉長友，李德文，等.超長綜放孤島面礦壓規律及支架適應性研究[J].采礦與安全工程學報，2007(24)：85-87.

LIU Kui，LIU Chang-you，LI De-wen，et al.Strata behavior rule and support adaptability to island face of super-wide fully mechanized top-coal caving[J].Journal of Mining & Safety Engineering，2007(24)：85-87.

[10]李龍清，巨江鵬，張星武，等.小保當礦2-2煤大采高綜采面支架工作阻力實驗研究[J]．西安科技大學學報，2015，35(3)：298-302.

LI Long-qing，JU Jiang-peng，ZHANG Xing-wu，et al.Study on the shield working resistance in fully mechanized longwall face with large mining height of Xiaobaodang 2-2coal seam[J].Journal of Xi’an University of Science and Technology，2015，35(3)：298-302.

[11]陳鎣，于先富.綜放工作面相似材料模擬[J].煤炭技術，2008，27(2)：142-144.

CHEN Ying，YU Xian-fu.Specific circumstances of thick coal seam full-mechanized sublevel caving faces[J].Coal Technology，2008，27(2)：142-144.

[12]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.

LI Long-qing，JING Ning-chuan，SU Pu-zheng，et al.Analysis of high seam mining shield working resistance[J].Journal of Xi’an University of Science and Technology，2008，28(2)：255-257.

[13]劉長友，曹勝根，方新秋.采場支架圍巖關系及其監測控制[M].徐州：中國礦業大學出版社，2003.

LIU Chang-you，CAO Sheng-gen，FANG Xin-qiu.Relationship between supports and surrounding rock and the monitoring control[M].Xuzhou：China University of Mining and Technology Press，2003.

Mine pressure behavior law and powered support suitability of the Qinggangping coal mine fully mechanized top coal caving ming face

TANG Ren-long1，LI Long-qing1，2，SHAO Xiao-ping1,2，TANG Yong-gang1，ZHANG Jie1，2

(1.CollegeofEnergyScienceandEngineering，Xi’anUniversityofScienceandTechnology，Xi’an710054，China；

To study the mining pressure behaviors law and adapt ability of support of the Qinggangping coal mine fully mechanized top coal caving mining face，guiding the safe and efficient production of the fully mechanized caving face and replacement selection of follow-up support in Qinggangping coal mine,based on the mining conditions of the Qinggangping coal mine 42104 fully mechanized top coal caving mining face，Through similar material simulation experiment and the field observation means，analyzes the overburden strata falling behaviors law，strength of predict roof pressure and work of support.The results showed that，the measurement of the first weighting step was 62 m and the periodic weighting interval is 27 m.，During the roof weighting，the average support load is 6 951 kN，the maximum support load is 7 798 kN.The dynamic load coefficient is 1.36.The dynamic load coefficient increases with the working surface and the intensity of mine pressure is medium.The ZF6800/18/35 type support has good adaptability in the 42104 working face，but the amount of increased resistance increased significantly and its rate is high so that the support is in a state of increasing resistance for a long time.The ZF6800/18/35 completed set powered supports could have a good suitability to the early stent supporting force on the low side，which should be appropriately increased.If considering the whole field universal applicability and security of support working resistance,the powered support working resistance should be controlled in 8 000 kN.

fully mechanized top coal caving ming face；mining pressure behaviors law；adapt ability of support；working resistance；dynamic load coefficient

10.13800/j.cnki.xakjdxxb.2016.0307

1672-9315(2016)03-0336-07

2016-01-21責任編輯：劉潔

國家自然科學基金(51204133)；陜西省巖層控制重點實驗室項目(13JS065)

唐仁龍(1990-)，男，漢族，陜西安康人，碩士研究生，E-mail:1270137317@qq.com

TD 323

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