厚松散含水層下采場厚硬直覆頂板控制技術研究*

劉結高

(淮南礦業(集團)有限責任公司煤業公司，安徽 淮南 232001)

0 引言

薄基巖煤層具有埋藏淺、勘探程度高、生產系統齊全、開采成本低等優點，是我國兩淮礦區新、老礦井持續增產穩產的主要資源。但是，由于受煤層開采以及采場上方高水壓的共同影響，造成采場支架壓死、煤壁片幫、頂板突水等一系列災害事故，極大的增加了生產成本，影響了工作面安全回采。針對類似條件，國內學者已開展深入分析研究，并得出相應的研究結果[1-3]。但通過合理的強制放頂步距，從而降低薄基巖煤層頂板初次來壓顯現的相關研究較少，特別是松散含水層下砂巖直覆頂板條件下的研究更少。此次理論研究針對淺埋煤層厚硬頂板直覆采場，通過強制放頂的方法，以期對降低工作面礦壓顯現提供理論指導。具體以淮南礦業集團1602(3)工作面為工程背景，采用理論分析、數值模擬及現場工業化試驗等方法，確定合理的工作面頂板控制技術。

1 工作面概況

1.1 地質概況

淮南礦業集團潘一煤礦1602(3)工作面主采13#煤，煤層厚度1.4～4.9 m，平均3.4 m，過斷層地點煤厚不一；煤層結構簡單；煤巖層產狀為189°～221°，煤層傾角2°～8°，平均為6°，煤層頂部以片塊狀結構為主，底部以粉沫結構為主。工作面位于F5逆斷層上盤與F8正斷層下盤之間，掘進期間工作面共揭露15條斷層。1602(3)高普面煤層頂底板巖性情況見表1。

1.2 回采概況

為了提高1602(3)綜采面采出量，使防水煤柱降到最小，實際最小防水煤柱為44.3 m。工作面配套實際工作載荷7 200 kN液壓支架(ZZ6400/18/38型)100架，采煤機(MG650/1620型)1臺，刮板輸送機(SGZ-1000/2×700型)1臺，運順安裝型轉載機(SZZ1000/400)1部(含PCM250型破碎機)，皮帶機(SSJ-1200/2×200型)1部。工作面回采至44 m時，基本頂發生初次來壓，支架壓力為42 MPa，安全閥開啟值為36 MPa，中部液壓支架安全閥出現大面積卸液現象，支架活柱伸出量大大減小，此后工作面停滯不前，其中，有35架出現損壞現象，主要損壞形式為前柱缸壓死、后柱耳座開裂、前后柱柱窩錯動等。隨后采用臥底等措施，但是立柱隨即被壓死，導致壓架。

2 頂板控制技術研究

2.1 支架壓架原因分析

隨著工作面的回采，老頂巖層發生斷裂，當液壓支架額定工作阻力或工作面前方的煤體失去了對老頂巖層運動的控制能力時，老頂巖塊在自重和上覆巖層的作用下，其末端將沿它下面的空間自由運動，產生圍繞以其前端下方煤巖體為支點，以老頂巖層下層面斷裂線為軸的轉動下沉現象，這是造成回采工作面來壓運動的根本原因，按照其原理建立如圖1所示的力學模型。

1-原始應力區；2-彈變應力區；3-殘余應力區；4-塑性破壞區；εd-煤層極限彈性壓縮量；ymax-老頂巖層的極限擾度；Sb-采空區老頂巖塊頂板下沉量；L-老頂巖塊長度；Lc-來壓步距；Sm-老頂巖塊末端的下沉量；Sx-老頂巖塊來壓完成時在工作面上所形成的下沉量圖1 老頂巖層斷裂機理及斷裂位置

隨著工作面的回采，當老頂巖塊由于自重對巖塊前端的正力矩高于液壓支架額定載荷對該老頂巖塊前端的反力矩時，老頂巖塊形成力矩差，隨即繞巖塊前端點產生轉動下沉，從而工作面產生來壓，巖塊來壓時的力矩表達式如下

(1)

式中：Pre—沿走向方向上，每米支架控制老頂巖塊移動所具備的工作載荷；Q—沿傾向方向上每米老頂巖塊的重力，Q=Lhγ；h—老頂巖層高度；γ—老頂巖層容重；L—老頂巖塊長度。

(2)

(3)

由公式(3)可知，支架工作阻力Pre與L、h、Sm有關，當老頂斷裂長度越長、采高越大時，工作阻力越大。由于工作面頂板條件為厚硬頂板，所以其斷裂長度較長，且上方又是松散層，沒有關鍵層承擔上覆巖層，一旦頂板斷裂，上覆巖層會整體垮落，從而破壞了采空區、支架以及煤壁產生的力學體系，礦壓作用強烈。頂板來壓作用到支架頂梁，來壓大于支架的工作載荷，導致安全閥自動卸液(現場壓力表顯示壓力值為42 MPa，安全閥開啟壓力為36 MPa)，支架立柱不能起到有效的支撐作用，從而部分支架出現壓死現象。

2.2 強制放頂技術

1602(3)工作面初次回采壓架失敗后，對支架進行了回撤，并經研究重新制定了1602(3)復采設計方案，為了區別之前的綜采工作面，將復采工作面稱之為改造工作面。改造工作面系老頂直覆，老頂為中砂巖及粉細砂巖；為防止工作面采空區上方頂板過長，減輕老頂來壓時對工作面的影響，在前人研究的基礎上[4-7]，根據本工作面的地質概況，采取對厚硬直覆頂板進行松動爆破的方法處理采空區懸頂。探測1602(3)工作面頂板巖性為如圖2(a)所示，探孔位置如圖2(b)所示。

a-工作面頂板巖性；b-探孔位置圖2 工作面巖性柱狀圖

在工作面采空區側第三排支柱向煤壁0.2 m處頂板進行打眼，炮眼采用單排眼直線式布置方式，炮眼深度1.5～2.2 m，也可根據現場具體情況適當調整炮眼深度；眼距沿傾斜方向2.0～3.0 m(下端頭可根據情況加密炮眼)，炮眼的仰角為60°，根據前人研究成果[8-9]及上述建立的力學模型，將強制放頂間距定為10 m，即工作面每推進10 m時即進行一次強制放頂，如圖3所示。

a-平面圖；b-剖面圖圖3 強制放頂炮眼參數布置示意圖

2.3 工作面回采礦壓顯現特征的數值模擬研究

為了掌握1602(3)改造工作面頂板運動及礦壓顯現基本規律，指導工作面頂板管理、安全生產，依據1602(3)改造工作面的地質條件借助離散元數值模擬軟件(UDEC)對1602(3)高普面礦壓顯現規律及工作面支護質量進行全面的分析[10-11]。表2為各巖層力學參數。

表2 各巖層力學參數

在端面距、初撐力及其它條件都不變的情況下，分別模擬方案1、2、3、4(單根支柱額定工作阻力分別為150、200、250、300 kN，初撐力都為額定工作阻力的50%)，模擬結果如圖4所示。

a-每根支柱工作載荷P=150 kN；b-每根支柱工作載荷P=200 kN；c-每根支柱工作載荷P=250 kN；d-每根支柱工作載荷P=300 kN圖4 支柱工作阻力對工作面頂板穩定性的影響

由圖4分析可得，當每根支柱工作載荷為150 kN時，工作面產生煤壁片幫、頂板冒落現象；當每根支柱工作載荷為200 kN時，工作面后排支柱被壓倒；當每根支柱工作載荷為250 kN時，工作面礦壓顯現不明顯，采場上覆巖層得到有效控制。但后排支柱產生輕微傾斜，支柱上方存在破碎巖塊，增大了回柱工作的難度；當每根支柱工作載荷為300 kN時，采場頂板沒有發生破壞變形，后排支柱穩定性良好。因此，在同等條件情況下，支柱額定工作載荷與工作面頂板冒落程度呈反比，與頂板穩定性呈正比。

按照1602(3)改造工作面安全生產要求，工作面每根支柱工作載荷應大于250 kN，工作面將不會出現支柱壓倒及頂板冒落等現象。1602(3)高普面選用的是單體液壓支柱(DZ22-30/100型)結合金屬鉸接頂梁(HDJA-1000型)支護頂板，其額定工作載荷為300 kN，可確保工作面的安全回采。

3 工況實測

沿工作面傾向方向布置測站，其間距為10 m，觀測內容以測站內的支柱為觀測線，重點以前排和末前排支柱為觀測對象。沿工作面從下順槽向上依次用1、2、3、……、16表示觀測排，隨著采場推進，依次回撤并向前支設，測點布置如圖5所示，并將其中一組觀測數據生成曲線如圖6所示。

圖5 測點布置圖

圖6 支柱工作阻力的平均值沿工作面方向的變化曲線

由圖6可知，支柱工作阻力沿工作面方向分布極不均勻，且工作阻力相對較低，遠遠小于本工作面支柱額定工作阻力34.6 MPa，說明本工作面支柱支護初撐力偏低或支護系統剛度偏大。但出于對工作面安全生產考慮，這樣的支護剛度確保了上提面的支護效果，對工作面安全生產起到了保障作用。

4 結論

(1)建立了厚硬頂板失穩的力學模型，得出了支架工作阻力的關系式，支架工作阻力隨著頂板強度、采高的增大而增大，當頂板強度、采高達到一定的極值時，會導致液壓支架立柱無行程，從而壓架。

(2)確定了強制放頂參數，即間排距為2.5 m×10 m；對厚硬頂板采用強制放頂后，人為縮短了直覆老頂的破斷距，減小了砂巖頂板破斷時對下方支護體的作用力。

(3)采用數值模擬軟件模擬分析不同支護阻力的單體液壓支護對頂板的支護作用，確定了采用強制放頂措施后的單體液壓支柱型號。

(4)由現場工業化試驗可知，采用強制放頂措施后，砂巖直覆頂板得到較好的控制，保證了工作面安全高效回采。