堅硬厚煤層大采高綜采支架分段調阻煤壁弱化研究

吉磊

（山西省能源職業(yè)學校（山西省能源職工教育中心）,山西 太原 030012）

0 引言

厚硬煤層具有埋藏淺、煤質堅硬、厚度大等特征[1-2]，在采用大采高綜采工藝開采時普遍出現(xiàn)截割牽引速度低、采煤機機身振動強烈、截齒損耗嚴重等煤壁截割困難問題。煤壁和支架共同承擔頂板壓力，降低支架阻力有利于礦山壓力向煤壁轉移破煤，但有效控頂要求支架有一定支護強度。不同回采階段作用于煤壁-支架上的載荷顯著變化，煤壁低效截割是支架阻力與回采階段不匹配、礦山壓力不能有效破煤的結果。支架分段調阻技術在滿足不同回采階段（周期來壓前、正常回采、周期來壓后）頂板安全控制的要求下，調整工作阻力改變煤壁上的載荷用于壓裂破煤，能有效解決厚硬煤壁弱化的難題。因此，研究與回采階段匹配的厚硬煤層支架分段調阻技術具有重要意義。

許多學者圍繞厚煤層煤壁穩(wěn)定性[3]、支架-圍巖作用關系[4]等進行了研究。李海濤[5]研究了煤體強度對大采高綜采工作面煤壁穩(wěn)定性的影響，認為黏聚力是煤壁穩(wěn)定性的主要影響因素，煤壁破壞的臨界壓力隨著黏聚力的增大而增加，破壞高度、深度隨著黏聚力的增大而減小。張金虎等[6]分析了超大采高綜采礦壓顯現(xiàn)規(guī)律和煤壁片幫特征，研究發(fā)現(xiàn)支架載荷與采高呈正相關，通過增強支架工作能力、增大護幫防護面積和護幫力、提升供液速度的多維防護措施，實現(xiàn)煤壁控制。王家臣等[7]研究了高強度、大采高開采條件下煤壁嚴重破壞問題，得到了破壞的判據(jù)和影響因素，提出棕繩+注漿的柔性加固技術來提高煤壁穩(wěn)定性。以上研究主要以增強煤壁穩(wěn)定性來防止片幫，缺乏調整支架阻力改變厚硬煤層煤壁力學狀態(tài)，實現(xiàn)硬煤弱化的研究。

針對上述問題，本文以陜西榆林煤炭出口（集團）有限責任公司楊伙盤煤礦1102 綜采工作面為工程背景，對堅硬厚煤層大采高開采支架-煤壁-頂板相互作用體系及影響關系、改變支架阻力調整煤壁力學狀態(tài)機理等問題進行研究，得到與回采階段相匹配的支架工作阻力，來滿足工程實踐對厚硬煤壁弱化需求，為堅硬厚煤層大采高綜采工作面高效開采提供理論依據(jù)。

1 工程背景

楊伙盤煤礦1102 綜采工作面位于101 盤區(qū)西翼，主采的2 號煤層平均厚度為5.12 m。煤層傾角為0～3°，密度為1 310 kg/m3，平均埋深為189 m，堅固性系數(shù)為2.5～3，節(jié)理裂隙不發(fā)育，屬堅硬煤層。直接頂為0.60～4.84 m 的粉砂巖及砂質泥巖，基本頂為34.41～78.0 m 的粉砂巖，直接底為0.80～12.37 m的粉砂巖、粉砂質泥巖及泥巖。

1102 綜采工作面采用大采高一次采全厚工藝回采（可采厚度為4.78～6.75 m，平均厚度為5.12 m），垮落法管理頂板。工作面三機配套SL-900 型雙滾筒電牽引采煤機、ZY12000/27/58D 型掩護式液壓支架、PF6/1142 型可彎曲刮板輸送機。設計采高為5.1 m，循環(huán)進度為0.865 m，采煤機端頭斜切進刀，每割1 刀煤，刮板輸送機推移1 個步距為完成1 個循環(huán)，往返1 次割2 刀。

1102 綜采工作面生產初期采煤機開機率實測結果見表1。可看出采煤機割煤速度最大為1.9 m/min，最小為1.1 m/min，平均為1.54 m/min。7 個生產班內采煤機的開機率最小為24%，最大為48%，平均為37.1%。影響采煤機作業(yè)的因素除端頭進刀工序復雜、工人操作不當外，主要是截割困難引起的采煤機故障：采煤機截齒和滾筒磨損嚴重，頻繁停機更換；機身振動強烈，連接部件及機身零件受損維修時間長；截割牽引速度低，不能完成規(guī)定割煤進尺。

表1 1102 綜采工作面采煤機開機率實測結果統(tǒng)計Table 1 Statistics of the actual measurement results of the shearer operating rate in the 1102 fully mechanized working face

2 支架阻力分段調整的煤壁弱化模擬分析

2.1 數(shù)值模擬

采用FLAC3D 5.0 軟件建立采場三維模型，如圖1所示。模型尺寸：90.0 m×17.5 m×60.0 m（長×寬×高），模型側面和底面為位移約束條件，按實際上覆巖層密度施加垂直應力[8]。模擬煤層厚度為5.12 m；直接底為中砂巖，厚度為2.3 m；直接頂為砂質泥巖，厚度為5.7 m；基本頂為粉砂巖、泥巖，厚度為40 m；工作面周期來壓步距為18.0 m。各巖層塊體力學參數(shù)見表2。

圖1 數(shù)值計算模型Fig.1 Numerical calculation model

表2 巖塊力學參數(shù)Table 2 Mechanical parameters of rock blocks

數(shù)值計算模型采用莫爾-庫倫準則，網(wǎng)格為ratio 關鍵字非均等劃分[9]。利用FLAC3D 5.0 中的Extrusion 功能建立工作面液壓支架，支架關鍵節(jié)點搭建后，刪除多余部分進行鏡像復制操作形成液壓支架組網(wǎng)格，連接網(wǎng)格建立主要框架結構并進行參數(shù)賦值[10]。

以礦井使用的ZY12000/27/58D 型掩護式液壓支架為原型（額定工作阻力為12 000 kN），分析液壓支架初撐力為2 000，4 000，6 000，8 000 kN（液壓支架額定初撐力為8 000 kN）4 種工作狀態(tài)時工作面圍巖塑性區(qū)、應力場與位移場的分布規(guī)律。

2.2 煤壁支承壓力及影響范圍分析

工作面推進過程中，在煤層與頂板交界處布置測點來監(jiān)測支承壓力峰值及影響范圍，檢測結果如圖2 所示。可看出在工作面正常回采階段和來壓階段，煤壁測線上各點支承壓力峰值、影響范圍隨液壓支架初撐力增大而減小。支架初撐力從2 000 kN 增至8 000 kN，正常回采階段煤壁上支承壓力峰值減小3.17 MPa、影響范圍前移8.23 m，來壓階段支承壓力峰值減小4.3 MPa、影響范圍前移10.0 m；相同支架初撐力作用下，來壓階段煤壁上支承壓力峰值和影響范圍均大于正常回采階段。

圖2 支架初撐力與超前支承壓力峰值及影響范圍關系Fig.2 The relationship between the support initial support and the front abutment pressure and the influence range

液壓支架對上覆巖層控制作用減弱，則覆巖失穩(wěn)運動對煤壁作用增強，有利于礦山壓力破煤。不同回采階段煤壁懸頂長度不同，頂板活動程度差異較大，因此，應合理匹配支架初撐力，以與回采階段相適應。

2.3 煤壁水平位移變化

頂板回轉下沉過程中，載荷作用于煤壁使其發(fā)生變形破壞，向工作面方向運移，產生煤壁的水平位移變化，是衡量煤壁破壞程度的重要指標。不同液壓支架工作初撐力條件下，煤壁各點位移值如圖3所示。可看出液壓支架初撐力為2 000 kN 時，來壓階段和正常回采階段煤壁位移值分別為35，20 mm；初撐力增至8 000 kN 時，煤壁水平位移值在來壓階段減小了17 mm，在正常回采階段減小了7.5 mm。可見，降低支架初撐力有利于堅硬煤壁弱化。

圖3 液壓支架初撐力與煤壁位移關系Fig.3 The relationship between the support initial support and the coal wall displacement

2.4 圍巖塑性區(qū)分布規(guī)律

來壓階段和正常回采階段圍巖塑性區(qū)分布規(guī)律如圖4、圖5 所示。正常回采階段液壓支架初撐力為2 000，4 000，6 000，8 000 kN 時，煤壁塑性破壞區(qū)最大寬度分別為4.30，2.60，1.73，0.86 m。來壓階段液壓支架初撐力為2 000，4 000，6 000，8 000 kN 時，煤壁塑性破壞區(qū)最大寬度分別為5.19，3.46，2.60，1.73 m。不同回采階段，圍巖塑性區(qū)的破壞程度隨液壓支架初撐力的增加而降低，說明煤壁破壞程度減小。

圖4 正常回采階段工作面圍巖塑性區(qū)分布Fig.4 Surrounding rock plastic zone distribution of working face during normal mining stage

圖5 來壓階段工作面圍巖塑性區(qū)分布Fig.5 Surrounding rock plastic zone distribution of working face during pressure stage

3 支架阻力分段調整的合理區(qū)間確定

由不同回采階段液壓支架工作阻力與煤壁上支承壓力峰值、影響范圍關系、煤壁位移和圍巖塑性區(qū)分布分析可知，煤壁上的礦山壓力是影響堅硬煤壁弱化的主要因素，減小液壓支架阻力能有效調整煤壁力學狀態(tài)，有利于煤壁弱化。基于平衡頂板載荷和弱化煤壁的準則，在頂板安全控頂前提下，調整支架阻力滿足煤壁弱化要求，即煤壁弱化技術的關鍵在于不同回采階段下合理支護參數(shù)的確定。

不同回采階段支架阻力的確定原則：周期來壓前，頂板懸露長度最長，煤壁上頂板壓力大、煤質疏松易截割，而工作面圍巖控制困難，應調整液壓支架阻力保證頂板控制安全[11]；正常回采階段，支架后方懸露頂板長度不斷增大，支架頂梁后方頂板與端面頂板塑性破壞區(qū)范圍不斷增大，在有效控頂前提下，應調整支架阻力滿足煤壁弱化要求[12]；周期來壓后，頂板懸露長度較小，工作面圍巖較易控制，但是堅硬煤層上頂板壓力較小，應調整液壓支架阻力實現(xiàn)煤壁弱化[13-14]。

液壓支架工作阻力與圍巖塑性區(qū)分布關系如圖6所示。當支架工作阻力大于8 000 kN 時，煤壁破壞深度為0.1～0.5 m，同時滿足周期來壓前對頂板安全控制要求，因此，支架工作阻力應大于8 000 kN。當支架工作阻力為4 000～6 000 kN 時，煤壁破壞深度達0.5～1.0 m，滿足快速截割要求；頂板破壞高度為0.5～3.95 m，在控制范圍內，因此，周期來壓后液壓支架合理工作阻力為4 000～6 000 kN。當支架工作阻力為6 000～8 000 kN 時，頂板完整，煤壁破壞深度為0.5 m，可滿足截割要求，因此，正常回采階段液壓支架合理工作阻力為6 000～8 000 kN。

圖6 液壓支架工作阻力與圍巖塑性區(qū)分布關系Fig.6 The relationship between the working resistance of hydrauhic support and surrounding rock plastic zone distribution

4 現(xiàn)場應用

在楊伙盤煤礦1102 工作面進行了堅硬厚煤層煤壁弱化工業(yè)性試驗，根據(jù)不同回采階段調整液壓支架工作阻力，觀測采煤機割煤時間和支架運行狀況，結果見表4。

表4 工作面液壓支架支護強度與采煤機割煤時間Table 4 Support strength of hydraulic support in working face and coal cutting time of shearer

由表4 可看出，分段調整液壓支架工作支護阻力后，在有效控頂前提下，采煤機平均割煤時間降至1.8 h，降低了21.7%，有效實現(xiàn)了煤壁弱化，顯著提高了割煤效率。

對液壓支架工作特性實測發(fā)現(xiàn)，115 個工作循環(huán)中增阻狀態(tài)占統(tǒng)計循環(huán)數(shù)的64.8%，其中，1 次增阻型占75.50%，2 次增阻為20.16%，多次增阻僅為4.34%；同時支柱活柱伸縮量百分比在0～3%的比率為90%，表明現(xiàn)場生產中液壓支架運轉和控頂能力良好。

5 結論

（1）在工作面正常回采階段和來壓階段，煤壁測線上各點支承壓力峰值、影響范圍隨液壓支架初撐力增大而減小；相同支架初撐力作用下，來壓階段煤壁上支承壓力峰值和影響范圍均大于正常回采階段。

（2）液壓支架初撐力為2 000 kN 時，來壓階段和正常回采階段煤壁位移值分別達35，20 mm；初撐力增至8 000 kN，煤壁水平位移值在來壓階段減小了17 mm，在正常回采階段減小了7.5 mm，說明降低支架初撐力有利于堅硬煤壁弱化。

（3）不同回采階段，圍巖塑性區(qū)的破壞程度隨液壓支架初撐力的增加而降低，說明煤壁破壞程度減小。

（4）在頂板安全控頂前提下，調整不同回采階段支架工作阻力以滿足煤壁弱化要求：正常回采階段為6 000～8 000 kN、周期來壓后為4 000～6 000 kN、周期來壓前大于8 000 kN，可以保證頂板安全和厚硬煤壁高效截割。

（5）現(xiàn)場應用結果表明：支架活柱伸縮量在0～3%的比率為90%，運轉良好；采煤機平均割煤時間降至1.8 h，降低了21.7%，有效實現(xiàn)了煤壁弱化，提高了割煤效率。