組合煤層綜放工作面礦壓規(guī)律及支架選型研究

王鑫海

（山西煤炭進(jìn)出口集團(tuán)蒲縣豹子溝煤業(yè)有限公司，山西 臨汾 041200）

山西豹子溝礦主采9+10+11 號煤層，9 號、10 號、11 號煤層的間距較小，中間存在0.6～2.56 m 的夾矸，開采時往往合并開采，屬于組合煤層。該礦10103工作面煤層厚度4.2 m，煤層傾角平均5°，采煤高度為2.8 m，放高1.4 m，采放比2:1。其基本頂為14 m 厚的石灰?guī)r，局部有0～0.1 m 的泥巖偽頂，直接底為泥巖，平均厚度3.5 m。工作面采用放頂煤采煤法，由于采厚較大，采空區(qū)空間較大，覆巖的垮落及下沉量較大，工作面來壓較為劇烈，支架選型存在一定的困難。

1 綜放工作面覆巖運動規(guī)律研究

以10103 工作面為工程背景，基于工作面附近鉆孔綜合柱狀圖及工作面剖面，建立UDEC 數(shù)值模型，模擬10103 綜放工作面開采后覆巖破斷及運移規(guī)律[1-2]。模型尺寸寬×高=300 m×160 m，模型頂部施加4 MPa的垂直載荷代替模型上部巖層重量，采用摩爾-庫倫本構(gòu)模型，左右兩邊留設(shè)50 m 煤柱以消除邊界效應(yīng)，中間開采200 m。巖層及力學(xué)參數(shù)見表1。模型采用分布式開挖，推進(jìn)速度5 m/次，推進(jìn)一次穩(wěn)定后記錄覆巖變形、移動情況[3-4]。在模型內(nèi)布置三條測線，測線1 布置在基本頂內(nèi)，測線2 布置在工作面上方30 m 的堅硬巖層細(xì)砂巖內(nèi)（可能為關(guān)鍵層），測線3 為工作面上方88 m 的位置。模型及測線位置如圖1。

圖1 數(shù)值模型示意圖（m）

表1 數(shù)值模擬巖石力學(xué)參數(shù)

從模擬結(jié)果可知，工作面垮落情況：推進(jìn)從5 m 至45 m 時，工作面基本頂保持完好，沒有較大的變形量；當(dāng)工作面推進(jìn)至50 m 時，工作面基本頂發(fā)生斷裂、垮落，說明已到達(dá)極限跨距，工作面初次來壓步距為50 m，覆巖垮落高度2 m；隨著工作面繼續(xù)向前推進(jìn)，工作面發(fā)生周期性垮落，周期垮落步距約為10 m，垮落的巖層在采空區(qū)內(nèi)鉸接，形成砌體梁結(jié)構(gòu)；工作面推進(jìn)90 m 時，發(fā)生第三次周期來壓，覆巖垮落高度26 m。塑性區(qū)情況：工作面推進(jìn)至10 m 時，頂板無塑性破壞情況，底板出現(xiàn)塑性破壞；工作面推進(jìn)至50 m 時，基本頂明顯發(fā)生塑性破壞和張拉破壞，煤壁前方同樣發(fā)生塑性破壞；隨著工作面繼續(xù)向前推進(jìn)，頂板塑性區(qū)向上發(fā)展。位移變形情況：從測線1 中可知，工作面推進(jìn)至30 m 時，頂板下沉量較小；工作面推進(jìn)50 m 時，距切眼25 m 位置的基本頂下沉量最大為2.05 m；隨著工作面推進(jìn)至70 m 時，距切眼25 m 位置的下沉量為3.76 m，說明工作面推進(jìn)至50 m 時，基本頂未全部垮落，推進(jìn)至70 m 時，基本頂全部垮落。由測線2 可知，工作面推進(jìn)至50 m 時，距切眼25 m 位置細(xì)砂巖下沉量為0.83 m；工作面推進(jìn)至70 m 時，距切眼30 m 位置細(xì)砂巖下沉量達(dá)到3.08 m，并逐漸趨于穩(wěn)定。由測線3 可知，工作面推進(jìn)至50 m 時，最大下沉量為0.40 m；工作面推進(jìn)至70 m 時，最大下沉量為2.45 m，并逐漸趨于穩(wěn)定。部分模擬結(jié)果如圖2 和圖3。

圖2 工作面推進(jìn)50 m 時覆巖斷裂圖

圖3 基本頂垂直位移變化曲線圖

2 組合煤層綜放工作面圍巖支架關(guān)系

液壓支架與圍巖一直處于動態(tài)平衡關(guān)系，液壓支架并不能承受其上部所有巖層的重量，只能依靠圍巖的自承作用，掌握支架圍巖的相互作用關(guān)系同時可指導(dǎo)液壓支架選型[5-6]。工作面回采后覆巖發(fā)生破斷出現(xiàn)初次來壓和周期來壓，采空區(qū)上覆巖層垮落后與工作面上方覆巖形成砌體梁結(jié)構(gòu)，直接頂和后方矸石承擔(dān)砌體梁結(jié)構(gòu)巖層及其上覆巖層所產(chǎn)生的支承壓力，綜放支架上方的頂煤和工作面前方的煤壁直接支撐直接頂，液壓支架承受直接頂?shù)淖冃魏洼d荷，工作面煤體、液壓支架及采空區(qū)矸石形成水平上支撐老頂及上覆巖層的支撐系統(tǒng)。則由于采動影響引起頂板載荷Fs可通過下式得到：Fs=Ks·Ds，其中Ks為整個支撐系統(tǒng)剛度，即Ks=Kc+Kps+Kg，Kc為煤壁前方煤體的剛度，Kps為支架增阻階段剛度，Kg為后方垮落矸石的剛度；Ds為工作面頂?shù)装逡平浚琺m。

若頂板下沉引起支架所增加的載荷為Fps，則有Fps/Fs=Kps/Ks=Kps/（Kc+Kps+Kg），若綜放支架的初撐力為P0，則支架載荷F'ps=P0+Fps。若后方垮落矸石的剛度Kg為支架增阻階段剛度Kps的m倍，則可得Fps/Fs=1/（2m+1）。由上述公式可知，當(dāng)支架初撐力P0為一定值時，支架受到的載荷隨著后方垮落矸石的剛度Kg為支架增阻階段剛度Kps的倍數(shù)m的增大而快速變小，換句話說，液壓支架受到的載荷隨著煤體和后部矸石的剛度越大而越小，而采空區(qū)垮落的矸石與直接頂垮落的高度有直接關(guān)系，垮落高度越大，由于巖石的碎脹性，采空區(qū)矸石填充的越大，間隙越小，矸石的剛度越大，液壓支架受到的載荷越小，反之支架受到載荷越大。采空區(qū)覆巖垮落后又形成“砌體梁”結(jié)構(gòu)，砌體梁結(jié)構(gòu)不致發(fā)生滑落失穩(wěn)的條件為：

式中：h、h1分別為結(jié)構(gòu)層及載荷層厚度，m；δc為巖層單向抗壓強度，MPa；tgφ為塊間摩擦系數(shù)；θ為回轉(zhuǎn)變形角，（°）；ρ為巖層密度，kg/m3；g為重力加速度，為9.8 m/s2。

由于10103 工作面煤層存在夾矸的情況，其力學(xué)形態(tài)與純煤存在一定的差異，其液壓支架、煤體、采空區(qū)矸石形成的支撐力學(xué)模型如圖4。

圖4 組合頂煤工作面支護(hù)系統(tǒng)模型圖

3 綜放采場支架載荷估算

根據(jù)工作面液壓支架及圍巖相互作用關(guān)系，建立整體力學(xué)模型，結(jié)合現(xiàn)場相關(guān)參數(shù)綜合分析，支架應(yīng)能承受直接頂、9 號煤、夾層巖體與頂煤的重量以及老頂周期來壓變形失穩(wěn)的沖擊載荷。按采煤工作面質(zhì)量標(biāo)準(zhǔn)規(guī)定，10103 工作面支架需要承受的荷載為8 倍采高的巖石重加頂煤上覆巖層重量以及老頂沖擊載荷。

式中：Q1為工作面支架需要承受的荷載為8 倍采高的巖重，kN；H為采高，2.8 m；γ為上覆巖層平均容重，25 kN/m2；L0為工作面長度，168 m；Lmax為支架最大控頂距，5.8 m。

式中：Q2為頂煤上覆巖層重量以及老頂沖擊載荷，kN；K0為老頂沖擊載荷系數(shù)，取1.4；Lmax為支架最大控頂距，5.8 m；B為支架寬度，取1.5 m；γ為上覆巖層平均容重，取25 kN/m2；L1為夾層巖體厚度，0.95 m；L2為直接頂厚度，0.3 m；L3為老頂厚度，13.75 m；M1為10+11 號頂煤厚度，1.4 m；M2為9 號煤厚度，1.1 m；γ1為煤層平均容重，取14.4 kN/m2。

工作面支架所需承載的總頂板壓力Q=Q1+Q2=550 669 kN。根據(jù)以上計算結(jié)果、支架參數(shù)和工作面長度，最終確定108 架ZF7200/17/33 型放頂煤液壓支架、6 架ZFG8000/22/35 型過渡支架、一組ZT14400/22/35 端頭支架；工作面總工作阻力F=7200×108+8000×6+14 400=840 000 kN ＞550 669 kN，工作面支架選擇符合要求。

4 結(jié)論

1）豹子溝礦主采9+10+11 號煤層為組合煤層，根據(jù)數(shù)值模擬結(jié)果可知工作面初次來壓步距約50 m，周期來壓步距約10 m，工作面推進(jìn)至10 m 時工作面底板發(fā)生塑性破壞，當(dāng)工作面推進(jìn)至50 m時工作面前方煤壁發(fā)生塑性破壞，當(dāng)工作面推進(jìn)至60 m 時工作面頂板發(fā)生塑性破壞及張拉破壞。

2）10103 工作面煤層存在夾矸，建立了相應(yīng)的支架圍巖力學(xué)模型，通過理論計算獲得支架工作阻力應(yīng)不小于550 669 kN。