淺埋深過空巷群工作面支架額定工作阻力確定

侯曉東

(晉能控股裝備制造集團 煤炭技術裝備有限責任公司，山西 長治 046204)

20世紀80、90年代，由于煤炭行業不景氣，采煤工藝比較落后，許多煤礦在采礦過程中選擇采厚棄薄、采易棄難，因此許多煤礦資源被遺棄，造成了資源的嚴重浪費[1-2]。隨著采煤工藝的發展和煤炭資源的日益枯竭，對遺棄煤炭資源的回收已迫在眉睫，然而，舊采遺留煤炭資源中，分布著較多的遺留空巷(區)，這些空巷(區)使采礦環境變得更加復雜惡劣，尤其是復采過程中的礦壓顯現規律，是遺留煤炭資源回收過程中急需解決的問題[3-4]。

由于工作面前方存在空巷(區)，工作面在揭露空巷(區)時可能會發生突然的來壓現象，來壓強度比正常工作面來壓強度更加明顯，且淺埋深工作面上覆巖層可能不存在關鍵層，更容易造成事故。本文以山西某整合礦3101復采工作面為研究背景，通過工程地質資料調查、理論分析、數值模擬等方法對殘煤復采工作面過空巷群過程中的液壓支架的工作阻力進行研究，為相似采礦條件下遺留煤炭資源回收時礦壓安全控制提供一定的理論依據和計算方法。

1 工程地質資料調查

整合礦3101復采工作面地面標高為+1 066～+992 m，工作面埋深標高為+996～+922 m，工作面平均埋深為70 m左右，工作面煤層厚度為2 m，煤層單一無夾矸，煤層傾角為7～9°，屬于近水平煤層。工作面頂板為砂質泥巖、炭質泥巖、中砂巖，工作面底板主要為泥巖，工作面前方存在個別落差較小的斷層，對工作面的推進無較大影響。工作面前方存在舊采遺留巷道群，遺留巷道截面為矩形，長×高=3 m×2 m，巷道群間距約為5 m，與工作面平行，經過探測發現遺留巷道內無積水情況。工作面布置示意見圖1。

圖1 工作面布置示意

2 支架工作阻力計算

工作面初次來壓等級可以用初次來壓當量pe來標定，其公式為[5]：

pe=241.3lnLf-15.5N+52.6hm

(1)

式中：Lf為老頂初次來壓步距，m；N為直接頂充填系數，N=hi/hm，hi為直接頂厚度，m，hm為煤層采高，m。

經過對之前資料的查閱，得到該煤層工作面初次來壓步距為32 m，而當復采工作面揭露空巷時，懸露頂板會瞬間變寬，極限的初次來壓步距會變為實體煤初次來壓步距加上揭露空巷的寬度，即為32 m+3 m=35 m；直接頂厚度為3 m，煤層采高即為工作面煤層厚度2 m。通過公式(1)計算，得到pe=939.86 kPa，Ⅱ級頂板的初次來壓當量范圍為895～975 kPa，895 kPa<939.86 kPa<975 kPa，因此復采工作面頂板屬于Ⅱ級頂板，工作面來壓顯現明顯。

對于Ⅱ級頂板的額定支護強度，可根據下式計算[5]：

PH=72.3hm+4.5Lp+78.9Bc-10.24N-62.1

(2)

式中：Lp為老頂周期來壓步距，m；Bc為控頂高度，m。

經過對之前資料的查閱，得到該煤層工作面的周期來壓步距為15 m，而當復采工作面揭露空巷時，懸露頂板會瞬間變寬，極限的周期來壓步距會變為實體煤周期來壓步距加上揭露空巷的寬度，即為15 m+3 m=18 m；控頂高度為5 m，通過公式(2)計算，得到pH=542.64 kPa。

液壓支架工作阻力為：

Qs=PHBcSc/Ks=4 522 kN/架

(3)

式中：Sc為液壓支架的中心距，取1.5 m；Ks為液壓支架的支撐效率，取0.9。

3 數值模擬研究

3.1 數值模型建立

為對理論計算得到的支架工作阻力進行驗證，以3101復采工作面為數值模擬背景，運用離散元軟件UDEC建立數值模擬模型，數值模擬模型長×高=115 m×77 m，模型共包括18 632個單元，含有20 122個網絡節點，模型上方為自由邊界，模型左右邊界限制水平位移與速度，模型下方限制水平與垂直方向的位移與速度，建立的數值模擬模型見圖2。

圖2 數值模擬計算模型

模型建立完成后，先對模型的巖層與節理面力學參數進行賦值，賦值數據見表1和表2。賦值完成后，先進行模型的初始平衡計算，計算平衡后，再開挖空巷，開挖空巷尺寸為寬×高=3 m×2 m，開挖空巷后再進行平衡計算。

表1 各巖層力學參數

表2 各巖層節理面力學參數

3.2 數值模擬結果分析

模擬過程中，工作面向右推進，每回采2 m進行1次計算，直到模型計算達到平衡，圖3為工作面推進不同距離時上覆巖層垮落情況。

圖3 工作面推進不同距離時上覆巖層垮落情況

由圖3可以看出：當工作面回采至30 m時，頂板下沉嚴重，工作面直接頂與老頂發生了離層現象，但并未垮落；當工作面回采至35 m時，即工作面從30 m推進到32 m，并揭露了3 m寬的空巷，頂板懸露長度達到了35 m，工作面直接頂發生垮落；當工作面回采至37 m時，工作面老頂發生垮落，工作面初次來壓，來壓步距為37 m，與通過資料調查得出的極限初次來壓步距35 m較接近。由圖 3(a)與圖 3(b)可以看出：當工作面揭露空巷時，會使懸頂寬度突然增加，來壓步距會大于實體煤回采的來壓步距，礦壓顯現強烈。

經過理論計算得出的支架工作阻力為0.543 MPa，為對理論計算得到的支架工作阻力進行驗證，得到支架工作阻力與頂板下沉量之間的“△P-L”曲線，數值模擬計算過程中，給予的支架工作阻力圍繞0.543 MPa進行取值，分別取工作阻力為0 MPa、0.05 MPa、0.1 MPa、0.15 MPa、0.2 MPa、0.25 MPa、0.3 MPa、0.35 MPa、0.4 MPa、0.45 MPa、0.5 MPa、0.55 MPa、0.6 MPa、0.65 MPa、0.7 MPa、0.75 MPa、0.8 MPa、0.85 MPa、0.9 MPa、0.95 MPa、1 MPa，分別對不同支架工作阻力下的頂板下沉量進行模擬監測，見圖4。

圖4 支架工作阻力與頂板下沉量關系

由圖4可以看出：當支架工作阻力較小時，工作面頂板下沉嚴重，且隨著支架工作阻力的增大，頂板下沉量迅速減小，即圖4中曲線前半部分所表現出來的規律；而當支架的工作阻力增大到一定的數值時，隨著支架工作阻力的增大，頂板下沉量減小的速率越來越小，甚至不再發生變化，即圖4中曲線后半部分所表現出來的規律。曲線前半部分與后半部分的拐點對應支架最合理的工作阻力。圖 4中的拐點所對應的支架工作阻力為0.55 MPa。

空巷群工作面支架額定工作阻力取0.55 MPa，根據公式(3)得出的支架額定工作阻力為4 583 kN/架。數值模擬得出的支架工作阻力與理論計算得出的支架工作阻力較接近。

4 結 語

1) 當復采工作面揭露空巷時，懸露頂板會瞬間變寬，極限的初次來壓步距會變為實體煤初次來壓步距加上揭露空巷的寬度，礦壓顯現強烈。

2) 數值模擬與理論計算得到的液壓支架工作阻力差距較小，液壓支架工作阻力準確性得到了提高。