塔山近距煤層綜放工作面液壓支架選型分析

張 鵬

（中煤北京煤礦機械有限責任公司，北京 102400）

1 地質及工作面概況

中煤大同塔山煤礦原為國投塔山煤礦。礦井主采煤層為2號煤層和3-5號煤層。2號煤層平均厚度3 m，頂板巖性多為粉、砂巖、中、粗砂巖，有時為炭質泥巖、高嶺質泥巖，底板為粉砂巖、高嶺質泥巖。3-5號煤層位于2號煤層下部，平均厚度17.93 m，煤層頂板有偽頂、直接頂、老頂。偽頂區域內零散分布，巖性為砂質泥巖、泥巖，厚度0.2 m～0.5 m；直接頂巖性為炭質泥巖、高嶺質泥巖，厚度為3 m ～5 m；老頂巖性為中粗粒砂巖，厚度為6 m～15 m。底板巖性為泥巖、砂質泥巖，厚度為0.8 m～3.20 m。

3-5號煤與2號煤的間距1.55 m～6.67 m，平均為4.35 m。

2號煤層在2015年已采完，現已完成開采3-5號煤層的30501工作面，正在進行開采30509工作面， 2018年五月份 30509工作面開采完畢。這2個3-5號煤工作面上方沒有2號煤的殘留煤柱。

2018年開始開采3-5號煤的30515工作面。30515工作面上方具有2號煤層的煤柱，寬度為30 m。具體如圖1所示，研究分析上方煤柱對近距離特厚煤層開采過程中的影響，選型確定煤柱下方工作面液壓支架的合理工作阻力，是該項目的主要研究內容。

圖1 30515工作面概況

2 工作面頂板運動規律

在綜采放頂煤開采過程中，頂板煤層的垮落是一個動態過程，直接頂垮落的厚度以及上覆巖層的穩定性受到采空區充填情況的影響。 放煤初期，頂煤放出率較低，未冒頂煤與已冒頂煤間形成“煤—煤”結構。 隨著頂板煤放出，采空區形成未下落巖層與已下落矸石擠壓，“巖—矸”結構型[1]。

當頂煤比正常情況下超前冒落時，直接頂巖層也出現超前冒落，直接頂的厚度不變。

超前煤壁的高位老頂巖梁的斷裂失穩運動，即超前煤壁的高位老頂巖層端部斷裂高位老頂巖梁沉降并形成平衡結構—高位老頂巖梁平衡結構失穩沉降—高位老頂巖梁采空區側端部觸矸[2]。當上部為采空區條件時，受上部2號煤層開采的影響，上覆巖層則經歷了二次采動影響，老頂巖層已發生損傷破壞，積聚釋放能量減少。因此，采空區下的壓力顯現要比煤柱下壓力顯現相對要小。

上部采空區集中煤柱具有支撐上覆頂板巖層的能力，受2#煤層集中煤柱的影響，回風巷一側采空區充填程度較好，老頂下位巖梁觸矸沉降值較小。 膠帶巷一側為實體煤。因此，工作面兩端頭頂板巖層下沉運動不一致。 低位老頂巖梁與高位老頂巖梁相互疊加，形成了上部集中煤柱“內錯”工作面的頂板結構，如圖2所示。

圖2 一側采空綜放工作面傾向剖面

3 30515工作面頂板壓力理論計算

3.1 采空區下工作面頂板壓力計算

巖重法計算 計算公式[3]：

式中：P—支架工作阻力，kN。

P0—頂煤重量，kN。

P1—垮落帶巖層重量，kN。

η—支架的支護效率，取85%。

其中頂煤重量：

P0=γhLaL0

式中：γ—煤層平均體積力，據實驗取平均值14.6 kN/m3。

h—頂煤厚度，取13.93 m。

La—支架中心距，取1.75 m。

L0—支架控制頂梁長度，取最大控頂距6.2 m。

計算得P0=14.6×13.93×1.75×6.2=220665kN。根據垮落帶高度計算公式

H=h1+h2+h3

式中：H—垮落帶高度。

h1—偽頂厚度，取1.87m。

h2—直接頂厚度，取14.79m。

h3—老頂厚度，取15.19m。

計算得頂板垮落帶高度為：

H=15.19+14.79+1.87=31.85 m。

垮落帶巖重：

P1=29.2×31.85×1.75×6.2=10090.7kN

在采放高度17.93 m條件下，所需支架工作阻力為：

結論：采空區下，現有15 000 kN支架能滿足對頂煤和直接頂巖層的支撐需要。

3.2 順向煤柱下工作面頂板壓力計算

30515工作面煤柱下面開采時，由中煤塔山煤礦3-5號煤柱狀圖可以看出，在3-5號煤層上方，存在一層厚度為50 m、硬度較大的粉砂巖。該粉砂巖是上覆巖層的關鍵塊體，其對工作面礦壓有直接顯著的影響[4]。

由于3-5號煤層厚度為17.9 m，厚度較大，首先應該判定關鍵塊體斷裂后是否會出現滑落失穩，能不能形成穩定的構造，根據公式:

取自錢鳴高的砌體梁理論公式[5]。

式中：h—關鍵巖石厚度，m。

h1—承載層巖層的厚度，m。

θ—關鍵巖體的回轉角，°。

φ—巖石的內摩擦角，°。

ρ— 巖體的密度，t/m3。

回轉角θ的計算由式如下：

式中：s— 關鍵巖體的最大下沉量，m。

l— 周期來壓步距，m。

式中：S—關鍵巖體的最大下沉量，m。

h—關鍵巖塊厚度，m。

M— 煤層厚度，m。

M1— 采煤厚度，m。

K1— 頂煤厚度放出比率。

K2— 頂煤膨脹系數。

K— 上覆巖層冒落碎脹系數。

根據中煤塔山綜放面的實際情況以及以往經驗進行取值：h取值50 m，h1取值7 m，取值30 MPa，φ取值33°，ρ取值2.5 t/m3，l取值16.45 m，M取值17.94 m，M1取值10 m，K1取0.8，K2取1.1，K取1.3。帶入以上公式，計算可得S=12 mθ=35.5°，h+h1=57 m。

由此可得，計算結果并不滿足關鍵巖體穩定的公式要求，關鍵巖體結構會滑落失穩，無法形成穩定的砌體梁結構。

根據靳鐘銘[6]教授《放頂煤開采理論與技術》的結論分析：頂煤在中硬以下，此時如果直接頂較薄，會導致基本頂分層垮落，當老塘采空區的殘存空間大于基本頂垮落厚度時，上覆的關鍵巖體破裂，較難形成鉸接的平衡結構，容易形成搭橋式的傳遞巖梁結構，形成的結構如圖3所示。

圖3 30515工作面順向煤柱下開采覆巖結構

圖3中：M— 煤層厚度，m。

M1— 采煤厚度，m。

Σh—直接頂巖層厚度，m。

h—老頂巖層厚度，m。

Q—關鍵巖體的重力，kN。

此時，支架上被施架傳遞巖梁的載荷，近似為

式中：Q—關鍵巖體的重力，kN。

l— 周期來壓步距，m。

l1— 控頂距離，m。

h— 關鍵塊體的一次垮落厚度，m。

由此估算支架支護強度為P4：

式中：M1—放煤厚度，m。

γ1—巖層平均體積力，kN/m3。

γ—煤層平均體積力， kN/m3。

Σh—直接頂巖層厚度，m。

同時，由于更高位的巖層垮落失去穩定時，可能會對工作面產生一定的影響，因此支架的動載荷[7]。P5計算時應該乘以附加載荷系數K。

所以，可以推出支架合理的工作阻力Z2為：

Z2=P5l1B（B為支架寬度）。

根據30515綜放面實際情況及以往經驗取值：M1為10 m，h取8 m，取14 m，l為20 m，l1為6 m，為29.2 kN/m3，B取1.75 m，K取1.1～1.2。

將以上數據代入公式

計算P4=1 410 kN/m2，Z2=16 285 kN～17 766 kN。

4 工程類比

4.1 同煤塔山煤礦8103工作面頂板壓力情況

正常開采時：9 000 kN～12 000 kN。

周期來壓時：13 000 kN～17 500 kN。

來動壓時：將達到17 500 kN～23 000 kN。

推進時支架工作阻力變化如圖4所示。

圖4 推進時支架工作阻力變化

4.2 中煤塔山煤礦30501工作面頂板壓力情況

選 取3#、6#、9#、33#、36#、39#、63#、66#、69#液壓支架的監測數據進行分析，見表1～表3。數據時間：2015年8月3日～10月16日，工作面推進，220 m。初次來時期，支架的平均工作阻力為28.8 MPa～31.9 MPa，為支架額定工作阻力數值的78.1%～86.5%；初次來壓時期，工作面支架的工作阻力相比額定工作阻力，富余較大，來壓情況正常。

表1 上部采區監測數據

表2 中部采區監測數據

表3 下部采區監測數據

總體來看，除了局部地點支架有超出額定工作阻力的現象之外，其余大部分的支架在初次來壓期間基本保持了正常的工作阻力狀態。受2號煤重復采動的影響，工作面來壓步距離分性比較突出，并且工作面內各區段支架來壓步距差別較多，并未出現出較為規律的統一來壓步距[8]。

5 結論

采空區下開采時：現有ZF15000/27.5/42D支架能夠滿足頂板控制需要。

順向煤柱下開采時：頂板作用力具有動態失穩和下沉失穩的動態特征，將對液壓支架產生較大的影響。需要采取相關技術措施，如增大工作阻力[9]。

構造、破碎帶等條件時，老頂巖梁不穩定，也易形成較大壓力。

按照30501工作面頂板壓力理論計算，特殊條件下頂板作用力為16 285 kN～17 766 kN，現有的ZF15000/27.5/42D型支架不能滿足頂板控制需要。

因此，推薦順向煤柱下的30515工作面采用ZF18000/27.5/42D型液壓支架。相比于原ZF15000/27.5/42D型支架，新型支架立柱、千斤頂以及結構件外形未改變，立柱安全閥調定壓力由36.86 MPa提高到了44.2 MPa，立柱、結構件的材料強度做相應提高。新支架與舊支架具有較好的通用性，可組合在同一工作面使用。