大采高工作面頂板結構分析與支架工作阻力確定

孟 浩

（國家能源投資集團有限責任公司，北京 100011）

大采高工作面一次采出空間較普通采高增大，頂板破斷結構及巖塊失穩特征將會發生變化，這些變化反映在礦壓顯現規律上包括：工作面初次來壓、周期來壓及超前支承壓力影響范圍等方面[1-10]。因此，對大采高工作面推進過程中工作面頂板覆巖破壞規律進行分析，掌握工作面礦壓顯現規律對大采高工作面頂板控制、液壓支架選型有重要意義[11-18]。為此，以潞安集團王莊礦8101 大采高工作面開采覆巖破壞形態規律以及支架工作阻力進行研究，為現場合理解決大采高工作面頂板控制問題提供指導。

1 工程概況

王莊礦8101 工作面布置于地層中的3#煤層，系王莊礦首個大采高工作面。工作面沿煤層傾斜方向布置，沿煤層走向推進。工作面長270 m，煤層平均厚度6.3 m，傾角為2°～6°，埋深260～280 m。工作面采用傾斜長壁、后退式綜合機械化一次采全高全部垮落采煤法。工作面頂底板情況見表1。

表1 煤層頂底板情況表Table 1 Sheet of roof and floor

2 頂板垮落特征和運移規律數值模擬分析

以王莊礦8101 大采高工作面賦存條件為工程背景，共建立3 個不同采高（分別為2、4、6 m）的模型，分析3 個不同采高煤層沿工作面推進方向頂板垮落、覆巖移動規律及頂板破斷結構的失穩形式。

2.1 數值模擬模型

模型的長×高為200 m×100 m，模型煤層的高度為6.3 m，直接頂厚13 m，基本頂厚9 m。工作面采深為360 m，模擬上方81 m 頂板。模型的本構關系為Mohr-coulomb 模型；模型模擬采場沿工作面推進方向采空區隨開采產生的垮落和變形。數值計算所需要的屬性參數由塊體和節理的本構關系確定，煤巖層巖體力學參數及節理力學參數參見表2 和表3。構建模型示意如圖1。

圖1 數值計算模型示意圖Fig.1 Schematic of numerical model

表2 巖體力學參數表Table 2 Rock mechanics parameters

表3 節理力學參數Table 3 Jointed mechanical parameters

2.2 頂板垮落及覆巖移動規律

為分析大采高工作面頂板及覆巖移動特征，模擬方案分別對3 種不同采高（分別為2、4、6 m）進行開挖，觀察開挖過程中不同采高頂板位移場、應力場的分布規律，頂板初次來壓步距、周期來壓步距，覆巖“兩帶”發育高度等，對比分析采高為6 m 時頂板破斷失穩的特殊性。

2.2.1 不同采高頂板垮落規律

1）采高為6 m 時頂板垮落及覆巖移動規律。采高為6 m 時頂板垮落形態如圖2，工作面開挖至20 m 時直接頂懸露部分兩腳處產生裂隙但未破斷垮落，開挖至25 m 后直接頂垮落，采空區內的矸石完整性好，未充滿采空區，下位基本頂出現部分破壞，繼續開挖至30 m，直接頂隨采隨垮，基本頂懸頂部分兩端產生裂隙，至開挖到35 m 基本頂破斷并垮落，形成工作面初次來壓，工作面開挖至40 m 時，基本頂向下彎曲呈懸臂梁結構，但未破斷。開挖至50 m 時，基本頂在采場上方發生破斷，采場周期來壓，基本頂上方巖層向下彎曲下沉，接近破斷后的基本頂。初次來壓步距約為35 m，周期來壓步距約為15 m。

圖2 采高為6 m 時頂板垮落形態Fig.2 Forms of roof collapse at mining height of 6 m

2）采高為4 m 時頂板垮落及覆巖移動規律。采高為4 m 時頂板垮落形態如圖3，采高4 m 時，工作面開采至10 m，下位直接頂發生垮落，垮落高度約為直接頂下部7 m，隨著工作面開挖，下位直接頂隨采隨垮，開采至35 m 時，上位直接頂大面積垮落，且直接頂垮落后散落的矸石不能有效支撐基本頂，頂板由三向受力變為兩向受力，基本頂在自重及上覆巖層載荷作用下彎曲，頂板中部受拉應力作用破斷，形成工作面初次來壓，初次來壓步距35 m。工作面繼續開挖至40 m 后，下位直接頂垮落，上位直接頂形成懸臂梁結構，至開挖到50 m 處，基本頂再次斷裂，形成周期來壓，周期來壓步距約15 m。

圖3 采高為4 m 時頂板垮落形態Fig.3 Forms of roof collapse at mining height of 4 m

3）采高為2 m 時頂板垮落及覆巖移動規律。采高為2 m 時頂板垮落形態如圖4。由圖4 可知，采高為2 m 時，下位直接頂隨采隨垮，垮落的矸石基本上可以充滿采空區，垮落帶高度約為8 m，開挖至20 m 后直接頂中部巖層發生垮落，工作面出現初次來壓，初次來壓步距約為20 m。工作面繼續開挖至35 m 時，直接頂中部巖層垮落，形成第1 次初次來壓，從圖4（f）中可以看出，開挖35～45 m 時，直接頂中部再次垮落，形成第2 次周期來壓，周期來壓步距約為10 m。采空區上方裂隙帶高度約為15 m。

圖4 采高為2 m 時頂板垮落形態Fig.4 Forms of roof collapse at mining height of 2 m

2.2.2 不同采高采場圍巖塑性區分布

采高分別為2、4、6 m 開挖22 m 后圍巖塑性區分布圖如圖5。由圖5 可知，采高為2 m 時，采空區上方上位直接頂及工作面前方屈服面較多，說明這2 個區域受力較大，工作面前方主要為支承壓力作用，頂板為拉應力作用出現彎曲下沉。采高為4 m時，圍巖內屈服面較少，因為開挖至22 m 處直接頂垮落卸壓，圍巖內沒有大量的能量積聚。采高為6 m時，煤壁上方直接頂屈服面較多，說明上位直接頂未完全垮落，工作面頂板壓力較大。

圖5 開挖至22 m 時不同采高圍巖內塑性區分布Fig.5 Layout of the plastic in surrounding rocks at different mining heights

2.2.3 不同采高采空區上方“兩帶”發育高度

不同采高對應的垮落帶和斷裂帶高度如圖6 和圖7。

圖6 采高與垮落帶高度關系Fig.6 Relationship between mining height and caving zone height

圖7 采高與斷裂帶高度關系Fig.7 Relationship between mining height and fracture zone height

由圖6 和圖7 可知，垮落帶和斷裂帶高度在采高為2、4、6 m 時表現為均隨采高增大而增加，因為采高較小時，垮落的矸石直接將采空區充滿，直接頂相對較厚時，關鍵層下移，上位直接頂在上覆巖層作用下發生破斷，但下方散落的碎石可以支撐基本頂，斷裂帶發育高度不大。而采高變大后，直接頂全部垮落仍不能充滿采空區，部分基本頂隨破斷不能形成有效承載結構亦垮落于采空區內，基本頂破斷后運動空間較大，其上覆巖跟隨基本頂向下運動，形成高度較大的斷裂帶。

3 支架工作阻力確定

動載荷方法認為當基本頂巖塊結構失穩時，基本頂巖塊及上覆載荷突然作用在直接頂上，并通過直接頂傳遞到支架上，這實際上是基本頂巖塊對直接頂的1 種沖擊，即沖擊載荷?；卷斊茢嗪髱r塊間拱式平衡及受力分析示意圖如圖8。

圖8 基本頂破斷后巖塊間拱式平衡及受力分析示意圖Fig.8 Diagram of arch balance between the rock and the stress analysis after the roof breaking

因此支架的工作阻力p 為控頂距范圍內直接頂的重力與基本頂巖塊滑落失穩時對支架的沖擊載荷作用力之和[19-20]。計算公式如下：

式中：Q1為直接頂重力；Kd為動載系數，根據該工作面賦存地質條件，取1.5；Q2為基本頂重力。

式中：∑h 為直接頂厚度，13 m；B 為支架中心距寬度，2.05 m；ρ 為上覆巖層平均密度，2.5 t/m3；L為支架控頂距，5.7 m；β 為煤層傾角，平均為4°；LB為B 巖塊長度，取周期來壓步距15 m；H 為基本頂巖層厚度，9 m。

因此，根據動載荷方法計算支架工作阻力p=13 721 N。目前8101 工作面采用ZY15000/33/72D 型液壓支架的工作阻力為15 000 kN，采用動載荷法計算的支架最大工作阻力13 721 kN/架，相當于支架額度工作阻力的91.5%。因此斷定，ZY15000/33/72D 型液壓支架能夠滿足8101 工作面頂板支護強度要求。

4 結 語

1）分析了同樣地質條件下不同采高開采工作面頂板初次來壓及周期來壓規律及圍巖塑性區分布。結果表明，大采高開采直接頂垮落后不能充滿采空區，基本頂懸頂面積增大。部分基本頂隨直接頂垮落不能形成結構，基本頂初次破斷表現為頂梁中部出現裂隙，隨之基本頂兩端斷裂垮落，并形成承載結構，初次來壓和周期來壓明顯，破斷后巖塊結構失穩對工作面形成沖擊載荷。采高小且直接頂厚時，下位直接頂垮落充滿采空區，上位直接頂破斷并充當承載層，初次來壓和周期來壓不明顯。

2）對比了不同采高開挖22 m 后圍巖塑性區分布規律，采高小，下位直接頂垮落充滿采空區，上位直接頂不能承載上覆巖層重力彎曲下沉，在拉應力作用下屈服。采高增大至直接頂全部垮落充滿采空區對基本頂形成支撐，基本頂形成承載結構，圍巖破壞面較少。大采高開采時，基本頂懸頂面積增大造成工作面煤壁前方支承壓力增大，直接頂破壞面較多。

3）垮落帶和裂隙帶高度隨采高增大幾乎呈線性增長，當采高增大后，垮落帶高度增大，支架承受的垮落帶巖層重量加大，支架出現事故的幾率增大。

4）根據對工作面支架工作阻力進行計算分析確定ZY15000/33/72D 型液壓支架能夠滿足8101 工作面頂板支護強度要求。