保德礦8#厚煤層綜放工作面合理支護強度研究

王 宇

(中國神華榆林神華能源股份有限責任公司 青龍寺煤礦,陜西 神木 719300)

保德礦8#厚煤層綜放工作面合理支護強度研究

王 宇

(中國神華榆林神華能源股份有限責任公司 青龍寺煤礦,陜西 神木 719300)

基于保德煤礦8#厚煤層頂板巖性及組成情況,對8#煤層頂板進行類型劃分與評價,通過對81304綜放面礦壓規律的實測分析,從礦壓顯現強度、支架接頂狀態和煤壁片幫等方面綜合考慮,建議將原架型由2柱式綜放支架改為4柱式放煤支架,并提高支架工作阻力和支護強度。采用理論計算和工作面實測分析相結合的方法,對該礦綜放工作面液壓支架合理支護強度進行分析,確定采場支架合理支護強度為1.35 MPa。

厚煤層;綜放液壓支架;礦壓顯現;支護強度

隨著我國煤炭工業的快速發展,煤炭開采工藝及機械化水平得到了較大的提升[1]。礦井支護水平也日益凸顯其重要性,特別是厚煤層綜放工作面,液壓支架的載荷選擇對于改善工作面的頂煤控制、提高頂煤采出率及經濟效益至關重要。支架工作阻力較低將導致周期來壓顯現強度大、來壓系數高,造成煤壁大范圍片幫;支架工作阻力過高,將會使設備投入較大,導致頂煤在控頂區支架后方難以及時垮落,降低頂煤采出率[2]。

本文根據保德煤礦8#厚煤層頂板巖性及組成情況,對8#煤層頂板進行了類型劃分與評價,通過對綜放面礦壓規律實測分析,得出了支架的支護強度對工作面的穩定性的影響,從而確定保德煤礦8#厚煤層綜放工作面的合理支護強度,以保證工作面安全、高效生產。

1 8#煤層頂板巖層結構組成分析及類型劃分

1.1井下頂板鉆孔探測的巖性組成及柱狀情況分析

保德煤礦8#煤層現開采81304工作面,根據8#煤層及其頂底板柱狀情況并結合礦方已開采現狀分析,礦井8#煤層賦存比較穩定,平均厚7.42 m,直接頂多為砂質泥巖或泥巖,間或有細礫砂巖和含礫粗砂巖,厚度為0 m～6.10 m,均厚3.11 m;基本頂為粗砂巖,厚度為4.38 m～12.14 m,均厚為7.70 m;基本頂之上的隨動載荷層厚度平均為4.22 m。

在未開采的81305、81306和81307工作面回風巷頂板施工,得到不同綜放面的頂板巖層結構,如表1所示。

表1 不同綜放面的頂板巖層結構比較Table 1 Roof strata structure comparison of different fully mechanized caving faces

由表1可知,81305工作面直接頂最厚,基本頂厚度較大,因此礦壓顯現較強;81306工作面直接頂厚度減小,基本頂厚度適中,但帶有自身的載荷層,

因此礦壓顯現強度是增強的;81307工作面直接頂均厚相對最小,基本頂厚度最大,其礦壓顯現強度應為最強。基于此分析,保德礦三盤區8#號煤層,在使用綜放開采工藝后續開采余下的工作面時,應增大綜放支架的額定工作阻力,提高支護強度。

1.28#煤層頂板類型劃分與評價

依據井下鉆孔的頂板分析結果,保德礦三盤區8#煤層綜放采場煤層厚度鉆孔均值為7.42 m,采高為6.67 m。按照90%的煤炭回收率計算,其直接頂厚度均值為3.11 m,則工作面的煤巖組合直接頂厚度為3.85 m。此時直接頂厚度與采高比值Km為

式中:Σh為直接頂厚度,m;M為采高,m。

依據山東科技大學提供的81300-1綜放工作面初次來壓步距55.3 m,按照頂板分類標準如表2如示,三盤區8#煤層頂板應為III級強烈來壓頂板。

表2 基本頂分級標準Table 2 Classification of basic roofs

2 保德礦81304工作面礦壓顯現的實測分析

根據保德礦81304綜放面發生的壓架事故情況,決定在81304工作面壓架頻繁發生的區域,選擇67#、68#、61#、62#和53#支架等關鍵位置,安設支架壓力監測儀器,同時兼顧機頭部30#支架和機尾部120、121#支架,實施中部、上下部不同區域的礦壓顯現監測,觀測儀器的布置情況，見圖1。

圖1 81304綜放采場礦壓監測儀器布置Fig.1 Mine pressure monitoring equipment layout on No. 81304 fully-mechanized caving face

基于81304綜放面礦壓顯現監測的資料,分析81304綜放面的周期來壓步距、周期來壓強度、最大最小強度以及大小周期壓顯現的情況及其周期步距規律性,為后續工作面支架設計與支護強度參數的確定奠定基礎。

2.181304綜放面周期來壓參數分析

根據監測支架及其載荷變化的分析,81304工作面周期來壓步距變化在10.2 m～19 m,平均周期來壓步距為14.3 m。實際預測支架支護強度時,可以選用19 m的周期來壓步距參數，如表3所示。

表3 81304綜放面礦壓顯現強度實測結果Table 3 Pressure intensity of strata behavior on No. 81304 fully mechanized caving face

依據實際礦壓觀測結果,得出支架初撐均值變化在20.1 MPa～25.1 MPa,總均值為22.81 MPa,僅為支架設定初撐出口壓強(31.5 MPa)的72.4%,初撐壓強達不到要求;末阻均值變化在29.6 MPa～38.9 MPa,總平均值為34.43 MPa,比額定初撐阻力高10%左右;周期來壓期間,最大工作阻力為45.2 MPa～51.3 MPa,均值為48.68 MPa,為設定額定工作阻力(49.5 MPa)的98%。

由81304綜放面礦壓監測分析結果可知,整個監測期間,末阻力與初阻力的比值變化在1.32～1.83,總平均比值為1.51。宏觀觀測結果表明,應該提高支架的初撐力,縮小末初阻力比,使其滿足1.25的比值,達到良好的綜放采場頂板安全控制的效果。81304綜放面周期來壓系數變化在1.32～1.62之間,平均來壓系數為1.41,可見周期來壓顯現強度顯著,設計支架時應盡量提高支架的額定工作阻力。

2.281304工作面頂板控制效果以及運行狀態分析

由于8號煤層綜放采場厚層砂巖頂板的存在,來壓期間支架不能有效控制綜放采場的頂板。支架仰頭架數變化在31#—61#架之間,約占工作面支架總數的1/5～2/5。正常開采期間,支架接頂狀態趨于好轉,但仍有11-46架的接頂狀態不好,約占總數的1/10～1/3。說明周期來壓期間頂板壓力的合理作用點靠近立柱后方,因此架型結構應予以改進,最好改為4柱綜放支架。

對81304綜放面觀測期間,機道漏頂情況統計數據表明,81304工作面機道頂板漏(冒)頂范圍最小涉及支架總數7%,最多涉及42%,約為1/10～2/5,冒高2 m～3 m,冒寬1.0 m,說明現用支架在控制保德礦三盤區8#煤層地質條件下的綜放采場頂板效果方面,表現欠佳。

3 8號煤層綜放開采的合理支護強度預測

3.1《緩傾斜煤層頂板分類試行方案》中支護強度回歸公式

在《緩傾斜煤層頂板分類方案》中,支架支護強度的回歸計算公式為

pH=72.3hm+4.5L0+78.9Bc-10.24N-62.1 .

(1)

式中:pH為額定支護強度,kPa;hm為工作面采高,m;L0為工作面初次來壓步距,m;Bc為支架控頂距,包括機道寬度,m;N為直接頂與采高之比(即采空區充填系數)綱。

在保德礦81304工作面,hm=6.67 m,L0=55.3 m,Bc=5.37m(頂梁長+機道寬度850 mm),N=0.58,將這些參數帶入式(1),可得保德礦81304工作面的額定支護強度為:1 086.8 kPa。

按照保德礦81304工作面相關參數的計算公式,取1.29的安全系數,需要額定工作阻力為

Qs=ks·pH·A.

(2)

式中:Qs為液壓支架額定阻力,kN/架;ks為安全系數;A=Bc·L,其中L為基本頂巖梁斷裂步距,取1.75 m。

計算得額定的工作阻力Qs=13 175 kN/架。由此計算結果評價, 保德礦81304工作面支架的設計工作阻力應為13 073 kN/架。預測綜放支架的合理支護強度應為qe≥1.39 MPa。據此,選用13 000 kN支架是可行的。

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3.2關鍵巖層控制理論確定

根據81304工作面周期來壓步距16 m～25 m的情況,砂巖頂板厚度20 m～35 m,在考慮基本頂周期來壓步距的情況下,實測周期來壓步距取Lc=25 m,基本頂厚度取20 m(圖2),此時估算支架應該具有的工作阻力P為

(3)

式中:L為基本頂巖梁斷裂步距,取1.75 m;γ為直接頂頂板巖層體積力,取值25 kN/m3;∑h為直接頂厚度,取值3.69 m;hi為基本頂厚度,m;γi為基本頂頂板巖層體積力,取值27 kN/m3。

將參數帶入式(3),可得保德礦81304工作面的額定工作阻力為12 679 kN/架。

圖2 保德礦8號煤綜放開采頂煤冒放結構與巖層移動結構Fig.2 Top coal caving and strata movement structure of No.8 full-mechanized mining face in Baode Mine

因此,按三盤區8#煤層綜放工作面周期來壓情況計算,需要的支架阻力12 679 kN/架,可滿足要求。以此為依據,預測綜放支架的合理支護強度應為qe≥1.35 MPa。故可選用13 000 kN綜放支架,以實現保德礦8#煤層綜放開采的頂板安全控制目的。

3.3基于81304綜放面礦壓監測的額定工作阻力預測

(4)

式中:D為支架中支柱的直徑,D=0.38 m。

如按現階段觀測到的周期來壓期間,最大末阻力51.3MPa考慮,則8#煤層綜放支架的支護強度應為1.24 MPa。實測表明,保德礦8#煤綜放支架合理支護強度應為1.17 MPa～1.24 MPa,即大于1.24 MPa即可。

綜合上述分析以及國家標準的支護強度回歸公式,預測合理支護強度應為1.39 MPa。依據關鍵巖層控制理論,預測合理支護強度應為1.35 MPa。81304工作面實測分析表明,合理支護強度應為1.24 MPa。全面考慮以上的支護強度預測參數成果,綜合平均支護強度為1.32 MPa,最終確定保德礦三盤區8號煤層地質條件下,綜放采場支架合理支護強度應為1.35 MPa。

4 結 論

1)工作面頂板巖性厚度和斷裂步距直接影響支架所受的載荷大小,依據頂板分類標準,8#煤層頂板應為III級強烈來壓頂板。

2)基于81304綜放面礦壓顯現監測的資料分析,從礦壓顯現強度、支架的接頂狀態、煤壁片幫情況和頂板漏頂范圍等方面綜合考慮,建議將原架型由2柱式綜放支架改為4柱式放煤支架,并提高工作阻力和支護強度。架型與支護強度的增加,有利于工作面頂板控制,支架性能得到了充分的發揮。

3)通過理論計算和工作面實測分析,確定在保德礦三盤區8#煤層地質條件下,綜放采場支架合理支護強度應為1.35 MPa。

[1] 王引群. 大采高綜放工作面支架合理支護強度的確定[J].山西煤炭,2011(11):29-30,36.

WANG Yinqun. Determination of Rational Supporting Strength for Supports on Large-mining-height Fully-mechanized Working Face[J].Shanxi Coal, 2011(11):29-30,36.

[2] 薛挺. 綜放工作面液壓支架合理支護強度研究[J]. 中州煤炭,2015(11):67-70,74.

XUE Ting.Study on Reasonable Size of Entry Protection Coal Pillar for Scraper Mining in Steeply Inclined Coal Seam[J].Zhongzhou Coal,2015(11):67-70,74.

ReasonableSupportingIntensityofNo.8ThickCoalSeamonFully-mechanizedWorkingFaceinBaodeMine

WANG Yu

(QinglongsiMine,ShenhuaEnergyCo.,Ltd.,ChinaShenhuaGroup,Shenmu719300,China)

According to roof strata and composition of No.8 thick coal seam in Baode Mine, the roof was classified and evaluated. On the analysis of ground pressure behavior, two-column support was recommended to be changed into four-column support in terms of pressure intensity, contacting-roof situation of supports, and rib spalling, in order to increase the working resistance and supporting intensity of the supports. Theoretical calculation and field test were combined to determine the reasonable supporting intensity of the hydraulic supports to be 1.35 MPa.

thick coal seam;hydraulic support in fully mechanized mining face;pressure occurrence; supporting intensity

1672-5050(2017)02-0054-04

10.3919/j.cnki.issn1672-5050sxmt.2017.04.015

2016-12-12

王宇(1981-),男,黑龍江拜泉人,工程碩士,工程師,從事煤礦生產技術及管理工作。

TD355

A

(編輯:樊 敏)