柴 瑞，張召千，鄭金平

（1.太原理工大學 礦業(yè)工程學院，山西 太原 030024；2.長治三元中能煤業(yè)有限公司，山西 長治 046000）

大采高開采技術正在我國煤炭生產中普及，但在長治礦區(qū)深埋深、厚基巖條件下，大采高開采技術是否能夠很好的應用呢？這個問題迫切需要解決。三元王莊煤業(yè)通過大采高開采技術的工業(yè)實踐，對其工作面超前支承壓力的觀測、分析，對于長治礦區(qū)推廣大采高開采技術具有重要意義。

1 工作面的概況

1）地質條件。3043工作面是王莊煤業(yè)大采高工作面，采用走向長壁、一次采全高、全部跨落后退式綜合機械化采煤方法。工作面走向長度1 710 m，傾斜長度260 m，埋深149～153 m，基本為一個向西南傾斜的單斜式構造，開采3號煤層，煤厚4.65～5.2 m，平均5.17 m，傾角2°～7°。

2）順槽巷道頂板管理。工作面運輸順槽和回風順槽采用錨桿+金屬網+錨索聯(lián)合支護（錨桿間距900 mm，排距1 000 mm，錨索每排一根，排距2 000 mm）；超前支護采用π 型梁加大板配合單體液壓支柱（DW38－150／110、DW42－150／110L型單體液壓支柱）加柱帽（規(guī)格為300 mm×200 mm×60 mm）進行支護，超前支護范圍30m。

2 超前支承壓力的理論計算

1）支承壓力產生機理。目前研究表明，支承壓力的集中應力系數(shù)、峰值距煤壁距離、支承壓力影響范圍主要由于采場覆巖的變形破壞，使其引起支承壓力是根本原因即“力源”；煤的力學性質[1]。

2）塑性區(qū)內支承壓力計算。根據(jù)彈塑性理論，工作面前方極限平衡區(qū)內支承壓力算式，塑性區(qū)內支承壓力σy[2]為：

式中：τ0cotφ 為煤體的自撐力；φ 為煤的內摩擦角；f 為層間摩擦系數(shù)；x 為塑性區(qū)內任意一點到煤壁的距離；m 為煤層厚度。令σy=KγH，支承壓力的峰值距煤壁的距離為x0：

式中：K 為應力集中系數(shù)；γ 為上覆巖層的容重；H 為煤層埋深。

3）彈性區(qū)內支承壓力計算。彈性區(qū)內的支承壓力為σy：

設彈性區(qū)內的范圍為x1，則x=x0+x1、支承壓力為σy、原巖應力γH，代入式（3）得：

由式⑵和⑷式構成了工作面前的支承壓力分布形式；工作面前的支承壓力分布范圍隨開采深度的增加而增大[3]；由支承壓力疊加作用，應力集中系數(shù)K 增大，造成工作面采空區(qū)側的支承壓力大于實體煤側支承壓力。根據(jù)工作面的開采條件，將相關數(shù)據(jù)代入上式得：工作面超前支承壓力的峰值為42～45 MPa，峰值距工作面的距離7～9m，超前支承壓力的影響范圍40～45m。

3 超前支承壓力的分布規(guī)律實測

1）觀測站的位置及觀測方法。根據(jù)工作面的開采情況和實際情況的需要，采用鉆孔應力計，每隔兩小時記錄一次并保存，利用數(shù)據(jù)采集儀每隔3 d收集一次、并測量測點距工作面的距離、做好記錄。3043工作面運輸順槽和回風順槽各布置2個測區(qū)，每個測區(qū)布置4個測點，共16個測點，測點1～12布置在實體煤，測點13～16布置在采空區(qū)側。

2）實體煤側分析。由于安裝、地質條件、人為因素等造成鉆孔應力計沒有讀數(shù)或損壞，只能按部分鉆孔應力計的數(shù)據(jù)分析。見圖1，工作面超前支承壓力分布規(guī)律，大致分為。a.原巖應力區(qū)：距工作面30～55 m，應力開始緩慢上升、且其應力增加速率較緩慢。圖1中1號、2號、3號、9號鉆孔應力計，得到距工作面30～55m范圍應力分別上升了2.93MPa、2.3 MPa、1.93 MPa、1.97MPa。說明此時煤壁前方的支承壓力分布，主要受到連續(xù)彎曲下沉帶的影響。b.彈性區(qū)應力增高部分：距工作面7～35 m，應力顯著上升、其增加速率較快。圖1中1號、2號、3號、9號鉆孔應力計，得到距工作面7～35 m范圍應力分別上升了27.97 MPa、26.19 MPa、21.97 MPa、26.27 MPa。說明此時采場處于內力場中，直接頂及下位巖層斷裂，破壞斷裂線出現(xiàn)在工作面煤壁前方，由于地質條件的差異，造成覆巖變形運動規(guī)律有所不同，引起煤層層面的支承壓力的分布不同，各測點的應力集中系數(shù)約為2.29～2.87。當各測點距工作面7m左右時，各測點曲線出現(xiàn)峰值，說明此時煤體已經進入塑性區(qū)。c.塑性區(qū)。距工作面煤壁3～7m，應力迅速降低、且降低速率較快。圖1中1號、2號、3號、9號鉆孔應力計，得到距工作面3～7m范圍應力分別下降了18.55MPa、14.06MPa、15.05 MPa、17.33MPa。說明此時煤體受到垮落帶的影響，煤體已發(fā)生了塑性破壞，進而導致煤體的承載能力迅速下降。d.破碎區(qū)。距工作面煤壁0～3 m，煤體低于原巖應力，基本失去承載能力。

3）采空區(qū)側分析。由圖2分析得：13號、14號鉆孔應力計處于采空區(qū)側，工作面超前壓力影響范圍在53 m左右，相對于實體煤側影響范圍增加了10～13 m。顯著影響范圍在35m左右，相對于實體煤側顯著影響范圍增加了10m左右。支承壓力峰值距工作面煤壁9～13 m，相對于實體煤側支承壓力峰值距工作面增加了1～6 m。由于采空區(qū)側上覆巖層“三帶”運動形成的破壞范圍比實體煤側大，因此采空區(qū)側工作面超前支承壓力的峰值及分布范圍有所增大。

圖1 實體煤側支承壓力分布曲線

圖2 采空區(qū)側支承壓力分布曲線

4）觀測結論。a.實體煤側工作面超前支承壓力影響范圍在40 m左右；顯著影響范圍在25 m左右；支承壓力峰值為40～46 MPa，其距工作面煤壁為7～10 m。b.采空區(qū)側工作面超前壓力影響范圍在53m左右；顯著影響范圍在35 m左右；支承壓力峰值為50～53 MPa，其距工作面煤壁為9～13 m。說明工作面前方采空區(qū)側支承壓力影響范圍大于實體煤側支承壓力影響范圍。

4 巷道表面位移的變化規(guī)律觀測

為進一步分析工作面超前支承壓力的影響范圍，也為巷道現(xiàn)有超前支護范圍和支護強度評價提供實測依據(jù)，故對巷道表面位移進行觀測。

1）觀測站位置及觀測方法。3043工作面運輸順槽和回風順槽的布置表面位移測區(qū)，觀測方法采用十字布點法。

2）實體煤側實測分析。距工作面30～40m范圍時，頂板和兩幫均觀測到有變形量，說明受到了支承壓力的影響。距工作面23～28m范圍時，頂板和兩幫變形量明顯增大，受到上覆巖層中垮落帶運動的影響。距工作面6～7 m處，頂板和兩幫變形量最大，頂板最大下沉速度27 mm/d左右，最大下沉量162 mm；兩幫移近速度29 mm/d，最大移近量142mm。

3）采空區(qū)側實測分析。距工作面60m左右時，頂板和兩幫均觀測到有變形量；距工作面50 m左右時，頂板和兩幫變形量明顯增大，相對實體煤側的采動影響范圍增加了20～30m左右。距工作面煤壁12.1m處，頂板和兩幫變形量最大，相對實體煤側的增加了5 m左右；頂板最大下沉速度109mm/d，相對實體煤側的增加了80 mm/d左右，最大下沉量550 mm；兩幫最大移近速度113 mm/d，相對實體煤側的增加了89 mm/d左右，最大移近量為621mm。

4）觀測結論。a.實體煤側工作面采動影響范圍一般在40 m左右，顯著影響范圍在26 m左右，影響峰值位置為6～7 m。b.采空區(qū)側工作面采動影響范圍一般在50～60 m左右，顯著影響范圍在33 m左右，影響峰值位置為10～13m。

5 結論

1）根據(jù)理論計算，工作面超前支承壓力的峰值42～45 MPa，峰值距工作面的距離7～9 m，超前支承壓力的影響范圍40～45m。

2）實體煤側由超前支承壓力分布實測和巷道表面位移變化觀測得到：工作面超前支承壓力的影響范圍40 m左右，其顯著影響25 m左右；支承壓力峰值42～45 MPa，應力集中系數(shù)2.3～2.8，其峰值距工作面的距離7～10m。

3）采空區(qū)側由超前支承壓力分布實測和巷道表面位移變化觀測得到：工作面超前支承壓力的影響范圍53 m左右，其顯著影響35 m左右；支承壓力峰值50～53 MPa，應力集中系數(shù)3.1左右，其峰值距工作面的距離9～13m；其支承壓力的影響范圍及峰值比實體煤側的大。

4）根據(jù)理論計算與實測二者數(shù)據(jù)分析，得到工作面的超前支承壓力規(guī)律基本一致。3043工作面運輸順槽和回風順槽在兩側均為實體煤區(qū)域現(xiàn)有的超前支護距離定為30 m能夠滿足安全生產要求。當回風順槽一側為采空區(qū)時應加大巷道超前支護強度，超前支護距離不宜小于45 m。特別是當工作面推進到地質構造區(qū)域應進一步加強支護。

[1]弓培林.大采高采場圍巖控制理論及應用研究[M].北京：煤炭工業(yè)出版社，2006.

[2]靳鐘銘，魏晉平，靳文學.放頂煤采場前支承壓力分布特征[J].太原理工大學學報，2001，32（3）：216-218.

[3]馬念杰，侯朝炯.采準巷道礦壓理論及應用[M].北京：煤炭工業(yè)出版社，1995.