李化敏,蔣東杰,李東印

(河南理工大學能源科學與工程學院,河南焦作 454003)

特厚煤層大采高綜放工作面礦壓及頂板破斷特征

李化敏,蔣東杰,李東印

(河南理工大學能源科學與工程學院,河南焦作 454003)

針對大采高綜放工作面覆巖活動空間大、開采擾動強烈的特點,以不連溝煤礦特厚煤層大采高綜放開采為背景,采用現(xiàn)場實測和理論分析等方法對大采高綜放采場礦壓及頂板運移破斷特征進行分析,建立了大采高綜放采場周期來壓巖層破斷的力學模型,得出了液壓支架工作阻力的計算方法。結(jié)果表明：大采高綜放工作面來壓時安全閥開啟頻繁、頂板快速下沉,額定工作阻力13 800 kN的液壓支架不能滿足頂板控制的需要;開采空間的增大、直接頂厚度增大,低位基本頂轉(zhuǎn)化為直接頂成為懸臂結(jié)構(gòu)、高位基本頂形成砌體梁,二者形成“上位砌體梁-下位倒臺階組合懸臂結(jié)構(gòu)”;工作面來壓強烈、動載明顯、持續(xù)時間短的礦壓現(xiàn)象是由于高位砌體梁結(jié)構(gòu)滑落失穩(wěn)造成的,據(jù)其力學特征確定了液壓支架的工作阻力。

特厚煤層;大采高;綜放工作面;組合懸臂梁;砌體梁;支架工作阻力

隨著大采高和綜放技術(shù)及裝備的發(fā)展,將大采高綜放開采二者有機結(jié)合,形成了我國8～15 m煤層開采的獨具特色的采煤方法,成為條件適宜礦井實現(xiàn)安全高產(chǎn)高效開采的重要技術(shù)途徑[1-2]。近年來,很多學者對大采高綜放工作面頂板結(jié)構(gòu)進行了深入研究,文獻[3-4]通過相似模擬實驗和理論分析認為綜放開采時直接頂巖塊在漸進流動過程中能形成上位直接頂“散體拱”結(jié)構(gòu),并對“散體拱”的失穩(wěn)機理進行了分析。文獻[5]以數(shù)值模擬為手段,對綜放工作面支護強度與采出厚度之間的關(guān)系進行了研究,認為支護強度與采出厚度成正相關(guān)關(guān)系。文獻[6-7]通過理論分析,將頂板巖層分為“無變形壓力巖層”和“有變形壓力巖層”,認為開采厚度的增大導致“有變形壓力巖層”的范圍明顯加大是導致礦壓顯現(xiàn)異常強烈的原因,并提出了“懸臂梁-鉸接巖梁”結(jié)構(gòu),給出了特厚煤層綜放開采支架工作阻力的計算式。文獻[8-10]采用微地震監(jiān)測技術(shù)對塔山礦15 m特厚煤層頂板運移規(guī)律進行監(jiān)測,確定了直接頂、低位基本頂、高位基本頂?shù)奈恢?認為特厚煤層綜放工作面高位巖層的斷裂運動將強迫下位巖層的斷裂運動,從而在支架上形成沖擊載荷,將支架工作狀態(tài)分為3類：正常情況、低位基本頂來壓和高位基本頂來壓,其中高位基本頂來壓時所需支架工作阻力最大?？梢钥闯?大采高綜放工作面開采空間大,開采擾動過程強烈,引起頂板能量的突然釋放、轉(zhuǎn)移、傳遞的動力學過程劇烈,礦壓顯現(xiàn)明顯,甚至存在支架動載沖擊現(xiàn)象。對于特厚煤層大采高綜放工作面覆巖破斷及頂板控制的理論仍落后于現(xiàn)場實踐,不連溝煤礦13 800 kN的液壓支架仍不能滿足頂板需求,動載現(xiàn)象明顯,本文根據(jù)特厚煤層的開采條件,進一步研究其覆巖結(jié)構(gòu)特征,旨在為大采高綜放工作面頂板控制提供一種新的方法。

1 工作面概況及礦壓觀測

1.1 工作面概況

不連溝煤礦是位于鄂爾多斯準格爾煤田的千萬噸級礦井,黃土高原地貌,溝壑發(fā)育。F6202綜放工作面為二盤區(qū)第2個回采工作面,開采6號煤層,煤層產(chǎn)狀平緩,裂隙較發(fā)育,煤層厚11～21 m,平均厚度15．2 m,煤層傾角平均4°。采用大采高綜采放頂煤開采,工作面傾向長240 m,走向長1 300 m,機采高度3．8 m,放煤高度11．2 m,采放比達到1∶2．95。采用中煤北京煤礦機械有限責任公司生產(chǎn)的ZF13800/27/42型四柱放頂煤液壓支架。

1.2 礦壓觀測分析

采用常規(guī)方法對F6202綜放工作面前6次周期來壓進行觀測,工作面周期來壓步距統(tǒng)計見表1,支架工作阻力統(tǒng)計見表2。

表1 周期來壓步距統(tǒng)計Table 1 Statistics of periodic weighting lengthm

從統(tǒng)計數(shù)據(jù)來看,大采高綜放工作面周期來壓步距與普通綜放工作面來壓步距差別不大,來壓步距為7．6～16．8 m,平均11．5 m;正常階段液壓支架平均工作阻力7 586 kN;來壓期間支架工作阻力急劇增大,來壓一般持續(xù)1～3個割煤循環(huán),平均工作阻力達14 998 kN,動載系數(shù)平均達1．83,說明頂板活動劇烈,動載現(xiàn)象明顯,靜壓小、動壓大,支架安全閥開啟頻繁,現(xiàn)場觀測亦顯示來壓期間頂板下沉速度快、下沉量大,呈現(xiàn)所謂的“活柱急速下縮”現(xiàn)象,尤其是當工作面推進速度慢時,頂板下沉量更大,存在壓架危險(圖1),可見,額定工作阻力13 800 kN的液壓支架不能滿足頂板控制的需求。

表2 支架工作阻力統(tǒng)計Table 2 Statistics of working resistancekN

圖1 支架活柱下縮Fig．1 Subsidence of movable column of support

2 頂板結(jié)構(gòu)力學分析

大采高綜放工作面采空區(qū)覆巖運動空間大,活動劇烈,形成穩(wěn)定結(jié)構(gòu)的層位高,對于一次開采厚度15 m的特厚煤層,在采高較小情況下上覆能形成穩(wěn)定結(jié)構(gòu)的基本頂巖層轉(zhuǎn)化為大采高綜放情況下的直接頂,直接頂破斷后不能傳遞水平力,但對于具有較高強度的直接頂來說易形成懸臂梁結(jié)構(gòu)而作用于支架上,同時,高位堅硬巖層作為基本頂仍可形成砌體梁結(jié)構(gòu)(圖2)。當支架工作阻力較小,在難以阻止上覆頂板過大下沉量的情況下,砌體梁結(jié)構(gòu)關(guān)鍵塊將進一步下沉,迫使懸臂梁結(jié)構(gòu)回轉(zhuǎn),懸臂梁回轉(zhuǎn)下沉導致作用于砌體梁的支護阻力減小,尤其是來壓階段,易造成砌體梁滑落失穩(wěn),從而造成工作面礦壓強烈、支架沖擊荷載現(xiàn)象,這是不連溝綜放工作面來壓強烈的主要原因。

2.1 正?；夭呻A段

在工作面正常回采階段,支架僅需承受懸臂梁結(jié)構(gòu)對支架的作用力。

對于懸臂結(jié)構(gòu)[11-14]：

式中,hi為第i層一端固定懸臂梁的厚度,m;γm為頂煤的容重,kN/m3;hm為頂煤厚度,m;b為支架寬度,m;ld為支架頂梁長度,m;Li為第i層一端固定懸臂梁的長度,m;RTi為巖石的抗拉強度,其值可通過實驗確定,MPa;qi為懸臂梁單位長度上的荷載, MPa;Gi為第i層懸臂梁的自重,kN;xi為煤壁至第i層懸臂梁重心的水平距離,m;lr為煤壁至支架立柱作用中心線的距離,m;k為考慮相鄰支架前移后的設(shè)計系數(shù),取1．10～1．25;b為液壓支架的寬度, 1．75 m;Fc為支架需承擔懸臂梁作用力,kN。

圖2 大采高綜放采場頂板結(jié)構(gòu)Fig．2 Roof structure of fully-mechanized top coal caving with large mining height

2.2 來壓階段

隨著工作面的推進,懸臂梁結(jié)構(gòu)隨著頂煤的放出而逐漸延長而回轉(zhuǎn)破斷,至來壓階段,支架控制采場覆巖穩(wěn)定的關(guān)鍵是控制砌體梁結(jié)構(gòu),支架除提供支撐懸臂梁的阻力外,還要對砌體梁結(jié)構(gòu)提供一定的支撐力,以控制懸臂梁與砌體梁組合結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定。因此,有效控制頂板所需的工作阻力分為2部分：一部分用于防止高位砌體梁結(jié)構(gòu)失穩(wěn)的作用力;另一部分用于支護低位懸臂梁結(jié)構(gòu)的作用力。

對于砌體梁結(jié)構(gòu)[15]：

式中,Fj為支架需承擔頂板的作用力,kN;l為周期來壓步距,m;φ為巖塊間摩擦角,(°);θ為巖塊破斷角, (°);h為關(guān)鍵塊的層厚,m;s為關(guān)鍵塊的下沉量,m; Q0為關(guān)鍵層自身及其上控制巖層的荷載,kN。

因此,大采高綜放工作面支架工作阻力的計算表達式為

在支架阻力不足以防止砌體梁失穩(wěn)的情況下,砌體梁滑落失穩(wěn)必然導致懸臂梁的剪切破壞,懸臂梁破斷失穩(wěn)后僅會在支架頂梁長度范圍內(nèi)作用于支架,此時“懸臂梁-砌體梁結(jié)構(gòu)”演化為“砌體梁結(jié)構(gòu)”。

3 支架工作阻力的確定

F6202綜放工作面煤層柱狀圖如圖3所示,液壓支架工作阻力的確定方法按照上述力學模型計算。

圖3 煤層柱狀圖Fig．3 Coal seam column map

按式(7)可計算直接頂?shù)暮穸葹?/p>

式中,∑h為直接頂厚度,m;M為煤層厚度,15 m;p為工作面采出率,80%;kp為直接頂巖層碎漲系數(shù), 1．15～1．30,直接頂巖性砂巖巖層厚、多,取1．25。

根據(jù)F6202開采條件,垮落的矸石能充滿采空區(qū)需直接頂厚度48 m。因此,煤層上方厚度為5．1 m的粗砂巖及6．9 m的細砂巖2層硬巖均不能形成砌體梁結(jié)構(gòu),而轉(zhuǎn)化為直接頂。

3.1 正常回采支架阻力

正常階段支架承受懸臂梁的作用,而懸臂梁結(jié)構(gòu)是根據(jù)直接頂巖性的不同形成的“倒臺階組合懸臂梁”。

頂煤上方的炭質(zhì)泥巖、風化煤、泥巖、炭質(zhì)泥巖4層巖層強度不大,但底部的炭質(zhì)泥巖形成長度較短懸臂仍會對其上方的3層巖層起支撐作用,形成第1層組合懸臂梁;以此類推,其上的粗砂巖和泥巖會組合形成第2層組合懸臂梁;上部的細砂巖強度較大,細砂巖、泥巖互層形成第3層組合懸臂梁。各懸臂梁長度可按式(1)計算,3層不同長度的組合懸臂梁形成“倒臺階組合懸臂梁”,共同作用于支架,支架上方的頂煤作為靜荷載作用于支架。

F6202綜放工作面直接頂形成的“倒臺階組合懸臂梁”結(jié)構(gòu)如圖4所示。

圖4 倒臺階組合懸臂梁結(jié)構(gòu)Fig．4 Structure of inverted step combination of cantilever beam

根據(jù)直接頂巖層的性質(zhì)可計算出懸臂巖梁的長度,結(jié)合式(1)～(4),支架承擔頂煤及直接頂懸臂梁作用的工作阻力為

頂煤的體積力為14 kN/mm3,頂煤厚度為11．2 m,支架寬度為1．75 m;支架頂梁長度為5．5 m,煤壁至支架立柱作用中心線的距離為3．8 m,將其他參數(shù)代入式(8)得

這也是支架處在正常階段,支架工作阻力集中在6 500～8 500 kN的原因。

3.2 來壓階段支架阻力

在工作面來壓階段,為防止高位砌體梁結(jié)構(gòu)失穩(wěn)的支護阻力按式(5)計算,工作面平均周期來壓步距11．5 m,巖塊間摩擦角取45°,關(guān)鍵巖塊下沉量3．54 m,關(guān)鍵巖塊厚度14．3 m,將參數(shù)代入式(5)得

(1)防止砌體梁結(jié)構(gòu)滑落失穩(wěn),支架需要提供的阻力為Fj的同時,保持懸臂梁結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定,支架需要提供的阻力為Fc。此時支架工作阻力為(2)若支架不能提供上述支撐力的情況下,砌體梁結(jié)構(gòu)失穩(wěn),組合懸臂梁必然切落破斷轉(zhuǎn)化為荷載,支架承擔直接頂?shù)暮奢d為

式中,γi為第i層懸臂梁的容重,kN/m3。

此時,頂板作用于支架的作用力不小于：

可見,支架有效控制為控制倒臺階組合懸臂梁和砌體梁結(jié)構(gòu)穩(wěn)定的工作阻力至少為18 000 kN,在支架工作阻力低于18 000 kN的情況下,砌體梁結(jié)構(gòu)會發(fā)生滑落失穩(wěn),會造成支架承擔更大的頂板作用力,甚至對支架造成沖擊,這也是不連溝煤礦工作阻力為13 800 kN支架易發(fā)生壓架的原因。

4 結(jié) 論

(1)15 m特厚煤層大采高綜放工作面頂板擾動空間大,正?；夭呻A段支架平均工作阻力7 586 kN;來壓期間支架平均工作阻力14 998 kN,動載明顯,頂板下沉速度快。靜壓小,動壓大,來壓安全閥開啟頻繁,工作面停滯易造成支架壓死。

(2)特厚煤層大采高綜放工作面開采空間大,直接頂厚度增大后能形成“上位砌體梁-下位倒臺階組合懸臂梁”的大小結(jié)構(gòu),工作面正?；夭呻A段時支架僅需承受懸臂梁結(jié)構(gòu)的作用力,來壓階段,砌體梁失穩(wěn)致使支架受力驟然增大,動載明顯。

(3)“下位懸臂梁”結(jié)構(gòu)并不是懸臂梁的簡單組合,而是根據(jù)直接頂巖層巖性差異形成“倒臺階組合懸臂梁”。

(4)根據(jù)“上位砌體梁-下位倒臺階組合懸臂梁”結(jié)構(gòu)模型得出,在支架工作阻力大于18 000 kN的情況下才能防止砌體梁結(jié)構(gòu)的滑落失穩(wěn),在支架工作阻力小于此值時砌體梁滑落失穩(wěn)會導致頂板對支架的作用力不小于21 950 kN,因此,不連溝特厚煤層大采高綜放工作面支架工作阻力不宜小于18 000 kN。

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Analysis of ground pressure and roof movement in fully-mechanized top coal caving with large mining height in ultra-thick seam

LI Hua-min,JIANG Dong-jie,LI Dong-yin

(School of Energy Science and Engineering,Henan Polytechnic University,Jiaozuo 454003,China)

In terms of lager space of overlying strata movement and strong mining disturbance in working face of top coal caving with large mining height,this paper investigated the ultra-thick seam at Buliangou Coal Mine．The ground pressure behavior and roof movement characteristics of top coal caving with large mining height were analyzed using the methods such as in-situ observation,and theoretical analysis,etc．The mechanical model of the periodic weighting rock failure of main roof of top coal caving with large mining height was established,and the calculation method of hydraulic support working resistance was obtained．The results show that the hydraulic safety valve opens frequently and the roof subsidence speed is fast when the roof periodic weighting occurs,the rated resistance 13 800 kN hydraulic support cannot meet the requirements of roof control．The larger mining space,the thicker immediate roof,and then,the low main roof becomes immediate roof as a cantilever beam and the high main roof forms masonry beam,which called“Up Masonry Beam and Down Inverted Step Combination of Cantilever Beam”．The phenomena of intensive ground pressure,dynamic loads and short duration are due to the structure of“Masonry Beam”sliding instability,which determines the hydraulic support working resistance．

ultra-thick seam;large mining height;fully-mechanized top coal caving face;combination of cantilever beam;masonry beam;support working resistance

TD325

A

0253-9993(2014)10-1956-05

2013-09-23 責任編輯：王婉潔

國家自然科學基金煤炭聯(lián)合基金重點資助項目(U1261207);河南理工大學優(yōu)秀博士學位論文培育基金資助項目

李化敏(1957—),男,河南鎮(zhèn)平人,教授,博士生導師。Tel：0391-3987921,E-mail：lihm@hpu．edu．cn。通訊作者：蔣東杰(1984—),男,河南永城人,博士研究生。Tel：0391-3987937,E-mail：jiangdongjie306@126．com

李化敏,蔣東杰,李東印．特厚煤層大采高綜放工作面礦壓及頂板破斷特征[J]．煤炭學報,2014,39(10)：1956-1960．

10．13225/j．cnki．jccs．2013．1366

Li Huamin,Jiang Dongjie,Li Dongyin．Analysis of ground pressure and roof movement in fully-mechanized top coal caving with large mining height in ultra-thick seam[J]．Journal of China Coal Society,2014,39(10)：1956-1960．doi：10．13225/j．cnki．jccs．2013．1366