近距离煤层采空区下综采支架合理工作阻力研究

杨路林1,李亚春2,吴士良2

(1.陕西铁路工程职业技术学院,陕西 渭南 714000;2.山东科技大学,山东 青岛 266590)

摘 要:针对近距离煤层采空区下综采工作面顶板压力实测值与“传递岩梁”理论计算值存在显著差异的问题,以大柳塔矿21305综采工作面为背景,采用理论分析方法确定了顶板压力力源,采用位态方程和实测统计相结合的方法,研究了采空区下综采工作面支架合理工作阻力的确定方法。结果表明:采空区下综采工作面矿压规律因受多种复杂因素的影响,表现出明显的特殊性与差异性,直接顶和基本顶重力以及上覆采空区矸石附加静载荷组成了工作面支架上的顶板压力;采空区上方矸石随着工作面支架前移而在工作面上方附近及时随动,对其产生附加静荷载作用,导致了21305综采工作面顶板实测压力值相比“传递岩梁”理论计算值明显增大;支架均值偏阻力12 326 kN和支架均值上阻力12 903 kN所对应的顶板控制效果均极好,超限比例均较小,但当支架合理工作阻力选为12 903 kN时,超限比例为0,支架工作阻力富裕程度较高,因此本着降低生产成本,减少投资的原则,选取12 326 kN为21305工作面的支架合理工作阻力。

关键词:近距离煤层;采空区;传递岩梁;附加静载荷;支架合理工作阻力

0 引 言

目前国内外对单一煤层开采的覆岩运动特征及其矿压显现规律的研究成果已经较多,且基本能解释采场矿压显现现象[1-3]。而针对采空区下近距离煤层的研究主要集中在下层煤工作面如何避开或解除上层煤区段煤柱的集中应力影响,下层煤回采巷道合理位置的确定以及其支护参数的优化等[4-7]。王庆雄[8]针对哈拉沟煤矿22206工作面采空区下开采阶段矿压显现强度大于实体煤下开采阶段的实际,通过理论分析认为采空区下岩梁以“悬臂梁”形式破断,实体煤下破断岩梁形成“砌体梁”,“悬臂梁”结构回转空间较大故矿压显现强度较为强烈;王路军等[9]认为石圪台矿12102工作面主关键层破断块体较长但距离下层煤较远,主关键层破断块体出现较小回转即可受到采空区矸石支撑,这是该工作面出现周期来压步距较大但来压持续时间很短的直接原因;周楠等[10]构建了采空区下工作面“块体-散体-块体”复合基本顶结构,对工作面出现的“小-大初次来压及周期来压”的矿压显现规律作了合理解释。综上,现有研究成果对采空区下近距离煤层层间岩层的破断运动规律认识不足,特别是当下层煤顶板断裂时,上部采空区矸石或上层煤回采早已形成的铰接结构再次失稳对下层煤工作面矿压显现影响机理研究较少,又因采空区下综采工作面矿压显现规律受多种复杂因素影响,对其采场“支架—围岩”关系缺乏系统认识,导致对于采空区下近距离煤层支架合理工作阻力的研究都有其局限性,在煤矿现场适用性不强[11-12]。因此,笔者对近距离煤层群层间单一厚硬基本顶结构破断运动特征及其下层煤采场矿压显现规律进行了研究,探究了近距离煤层上层煤采空区矸石对下层煤采场矿压显现特征的影响,找到了采空区下近距离煤层综采工作面液压支架合理工作阻力的确定方法,可为神东矿区类似工作面的顶板控制提供借鉴。

1 工程概况

21305工作面主采1-2煤,煤层结构较为简单,一般不含夹矸。煤层厚度3.7~5.9 m,平均4.6 m,从开切眼到回撤通道,煤层逐渐变厚。煤层倾角0°~5°,属于近水平煤层。该工作面煤层顶板与上层煤(1-2上煤)已采的21上305工作面煤层底板的距离为6.00~27.16 m。采用一次采全高走向长壁后退式采煤法,使用综合机械化采煤工艺,采用全部垮落法管理顶板,工作面所用支架型号为ZY 12000/25/50电液控制掩护式支架。

通过对21305综采工作面推进2 012~2 113 m过程中的实测矿压数据分析,得到顶板相对稳定运动阶段支架循环末阻力的变化范围为6 903~8 541 kN,平均7 888 kN,顶板显著运动阶段支架循环末阻力的变化范围为9 987~12 563 kN ,平均11 749 kN,支架的动载系数均值范围为1.47~1.52,平均1.49,来压明显。周期来压步距变化范围10.2~12.9 m,平均11.6 m;相对稳定步距变化范围6.6~8.8 m,平均7.5 m;显著运动步距变化范围3.6~4.6 m,平均4.0 m。

以实测矿压数据为依据,结合理论计算,通过对21305综采工作面直接顶和基本顶岩层可能组合情况的对比分析,确定了21305工作面的直接顶由厚1.90 m细粒砂岩,厚0.48 m粉砂岩,厚0.52 m中粒砂岩,厚2.13 m粉砂岩4层岩层组成;基本顶为1层厚12.83 m的粗粒砂岩。基本顶断裂步距为11.6 m,其顶板结构模型如图1所示。

h—工作面采高;MZ—直接顶厚度,ME—基本顶厚度;c—基本顶周期来压步距;M—隔离岩层厚度
图1 21305工作面正常开采阶段覆岩结构模型
Fig.1 Overburden structure model at normal mining stage of No.21305 working face

2 采空区下工作面顶板压力分析

2.1 21305工作面顶板压力理论值及其分析

“传递岩梁”理论认为采场支架应承担全部的直接顶作用力和部分的基本顶作用力,计算顶板来压时的“支架—围岩”关系见式(1)—式(3)[13]

PT=A+PE

(1)

A=MZγZfZ

(2)

(3)

式中: PT为顶板来压时给支架的载荷,MPa;A为直接顶给支架的载荷,MPa;PE为基本顶给支架的载荷,MPa;MZ为直接顶厚度,m;ME为基本顶厚度,m;γZ为直接顶容重,kN/m3γE为基本顶容重,kN/m3fZ为直接顶的悬顶系数;c为基本顶周期来压步距,m;KT为基本顶岩重分配系数,其受直接顶厚度与采高之比N的控制,当1<N2.5时,KT取2N,21305工作面N=1.1,KT=2.2;LK为工作面控顶距,m。

若不考虑上方采空区内的矸石以及采空区和其下方工作面基本顶之间的隔离岩柱的影响,令MZ=5.03 m,ME=12.83 m,γZ=24 kN/m3γE=24 kN/m3fZ=1.12,c=11.6 m,LK=5.47 m代入式(1)—式(3),可得:A=0.14 MPa,PE=0.3 MPa,PT=0.44 MPa。

2.2 顶板压力实测值与理论值的对比分析

由顶板来压前夕和顶板来压时的实测支架工作阻力数据,可以计算出21305工作面来压前顶板给予支架载荷A0=0.79 MPa,来压时顶板给予支架载荷PT2=1.17 MPa,故顶板来压阶段顶板给予支架载荷增量PE2=PT2-A0=0.38 MPa。

顶板压力理论计算值和实测值比较可知:A0=5.64 A;PE2=1.27 PEPT2=2.66 PT

21305工作面采用“支架—围岩”关系式计算出来的顶板压力值小于实测顶板压力值,存在显著差异。但根据“传递岩梁”理论的基本思路,对采场矿压显现有明显影响的覆岩运动范围是有限的和可知的,它们统称为工作面顶板,由直接顶和基本顶2部分组成,直接顶和基本顶的运动特征及联系直接决定了工作面的矿压显现程度。其中,基本顶是指顶板运动时对回采工作面矿山压力显现有明显影响的传递岩梁的总和,是一组始终能保持向煤壁前方和采空区矸石上传递力的不等高裂隙梁,运动时其作用力可不由支架全部承担[13]。然而,位于采空区下的21305工作面支架承担的基本顶岩层重力高于理论值,与“传递岩梁”理论不相符,因此,21305工作面支架除了受直接顶和基本顶作用力的影响外,还应受其他力源的影响。

2.3 21305工作面顶板压力力源分析

针对原生岩层状态顶板,“支架—围岩”关系式能给出比较精确的解答。然而,对于采空区下工作面顶板,采用传递岩梁“支架—围岩”关系式计算的顶板压力与实测顶板压力有显著的差异,其原因如何,仍没有相关的研究,故本节重点分析采空区下工作面顶板压力力源。

1)基本顶岩重分配系数KT。取原生岩层状态顶板结构模型条件下的21305工作面的直接顶和基本顶运动参数,此时直接顶给支架的载荷A按原生岩层状态顶板结构模型计算,即A=0.14 MPa,但顶板来压时给支架的载荷PT按照工作面实测压力数据计算,即PT=1.17 MPa,代入式(2)和式(3)得:KT=0.64。

计算结果表明,在既定的工作面顶板厚度、岩层断裂步距及悬顶系数条件下,如果实测得到的顶板压力由直接顶和基本顶2部分组成,此时的基本顶岩重分配系数KT=0.64,支架应承担了1/KT的岩重,即1.56倍的基本顶岩重,这和实际情况严重不符。

2)附加静载荷的产生。既然直接顶和基本顶的厚度及层位确定准确,那么,21305工作面支架承担的1.56倍的基本顶岩层重量除了基本顶自身的重力外,一定还有一部分载荷附加于基本顶之上。

顶板来压前的载荷差ΔA=A0-A=0.79-0.14=0.65 MPa;顶板来压时的载荷差ΔP=PT2-PT=1.17-0.44=0.73 MPa。由于ΔPA=0.73-0.65=0.08 MPa, ΔP与ΔA相差不大,说明无论顶板来压前还是顶板来压时,支架上方都存在一部分附加载荷,而这部分载荷由于顶板来压前后相差不大,所以这部分载荷是一种静载荷。直接顶和基本顶岩重以及附加静载荷组成了工作面支架上的顶板载荷。

根据21305工作面正常开采阶段覆岩结构模型可知,21305工作面顶板厚度(直接顶+基本顶)稍小于层间距,基本顶上边界至上方采空区隔离岩层厚度很小(1.05 m),且其和21305工作面基本顶在21上305工作面回采过程中会出现损伤,不能隔离并承担上方采空区矸石的岩重,层间基本顶也不能将其上方全部的附加静载荷传递至前方煤壁和后方采空区内的矸石上。因此,可以认为21上305工作面采空区已冒落矸石已经成为21305工作面支架的附加静载荷,上方采空区矸石将会随着工作面支架前移而在工作面上方附近及时随动,对工作面产生附加荷载的作用。

3 附加静载荷作用下支架合理工作阻力

针对采空区下综采工作面顶板压力存在附加静载荷的实际,考虑到支架工作阻力与顶板下沉量之间的定性关系,运用位态方程和实测统计相结合的方法,基于控顶效果及支架工作阻力超限比例双重标准,确定采空区下综采工作面的支架合理工作阻力,其确定流程如图2所示。

图2 采空区下综采工作面支架合理工作阻力确定流程
Fig.2 Flow chart for determining reasonable support working resistance in fully-mechanized mining face under gob

3.1 采空区下液压支架工作阻力的实测和计算

当液压支架处于正常工作状态时,对工作面正常推进过程中的足够多采煤循环的液压支架循环末阻力ri进行统计,并对以下3个统计值进行计算,分别为来压时液压支架均值阻力式(4))、来压时液压支架均值偏阻力式(5))、来压时液压支架均值上阻力式(7))。以上3值再加上额定工作阻力p(式(8)),对回采工作面支架合理工作阻力的确定具有重要的实践意义[14-15]

(4)

(5)

(6)

(7)

(8)

式中:φi为液压支架立柱内径,mm;N1为立柱根数;Pi为立柱安全阀开启压力,MPa;ri为顶板来压时每次割煤循环的支架循环末阻力,kN;n为顶板来压时割煤循环总次数;σN为工作面顶板显著运动时液压支架的循环末阻力均方差。

根据式(4)—式(8),结合21305工作面实测支架工作阻力相关数据分别为12 000、11 749、12 326、12 903 kN。

3.2 工作面顶板控制效果的划分

顶板下沉量是衡量工作面顶板控制效果的重要参数之一,因此顶板控制效果划分时应根据不同矿井的顶板岩层性质来确定其顶板下沉量阈值[16-17]。结合大柳塔活井顶板下沉量与工作面顶板控制效果的关系,将大柳塔活井的顶板控制效果划分为极好、极好或好、好、好或中、中、中或差、差等7个标准,具体见表1。

表1 大柳塔矿活井工作面顶板控制效果标准
Table 1 Control effect standard of roof in live well of Daliuta Mine

序号1234567工作面顶板控制效果级别极好极好或好好好或中中中或差差工作面顶板下沉量/mm≤8081~120121~230231~270271~380381~420≥421

3.3 工作面顶板下沉量的计算

3.3.1 基本顶自由沉降至最低位态时顶板最大下降量

在基本顶岩梁自由沉降至最低位态的过程中,液压支架对基本顶岩梁的运动采取“给定变形”工作状态,液压支架只能在一定程度上改变岩梁的运动速度,但不会对基本顶岩梁的最终位态产生影响。当岩梁沉降至最低位态时,工作面所对应的最大下沉量可按式(9)计算[13],如图3所示。

SiSA—“限定变形”工作状态下和自由沉降时的岩梁末端沉降量
图3 综采工作面顶板控制位态示意
Fig.3 Schematic diagram of the roof control position in the mining face

ΔhA=[h-MZ(KA-1)]LK/c

(9)

式中:ΔhA为基本顶自由沉降至最低位态时顶板最大下降量,mm;h为工作面采高,取4.6 m;MZ为直接顶厚度,取5.03 m;c为基本顶周期来压步距,取11.6 m;KA为直接顶碎胀系数,取1.3;LK为工作面控顶距,取5.9 m。将各参数代入式(9)得ΔhA=1 416 mm。

3.3.2 液压支架“限定变形”工作状态下顶板下沉量

液压支架“限定变形”工作状态下工作面顶板下沉量Δhi,由液压支架与围岩关系的双曲线表达式定量计算[13]

(10)

其中:PT为顶板来压时给支架的载荷MPa;A为直接顶给支架的载荷,MPa;K为位态常数,MPa;Δhi为液压支架“限定变形”工作状态下的工作面顶板下沉量,mm。综采工作面顶板控制位态,如图3所示。

在工程应用中,将式(10)两边同时乘以液压支架的支护面积S,可转换为以kN为单位的式(11):

(11)

式中:r为顶板显著运动时液压支架工作阻力,kN;p0为顶板相对稳定阶段实测液压支架工作阻力,kN;k为顶板位态常数,kN。

r =11 749 kN、p0=7 888 kN、ΔhA=1 416 mm和液压支架“限定变形”工作状态下的工作面实测顶板下沉量Δhi=50 mm代入式(11),求得k=136 kN。将第3.1节中p 代入式(11)求得所对应的Δhi(i=1、2、3、4),并根据顶板控制效果标准进行划定,最终统计见表2。

表2 21305工作面支架4种工作阻力所对应的顶板控制效果级别
Table 2 Roof control effect level about 4 statistics of supporting resistance in No.21305 working face

支架阻力/kNp=12 000p=11 749p1=12 326p2=12 903顶板下沉量/mmΔh1=47Δh2=50Δh3=43Δh4=38控顶级别极好极好极好极好

3.4 确定液压支架合理工作阻力备选值

取控顶效果“好”作为21305工作面液压支架合理工作阻力的确定标准,由于支架工作阻力所对应的顶板控制级别都为极好,故可确定液压支架合理工作阻力备选值为

3.5 统计超限比例

工作面顶板来压时,如果支架循环末阻力ri超过液压支架合理工作阻力备选值Ri的次数过多,则说明该Ri作为支架合理工作阻力时,工作面在来压期间,支架长期处于负载状态,支架容易出现损伤,给工作面的高产高效带来一定的安全隐患。因此,按照工作面来压时实测液压支架循环末阻力ri超过备选值Ri的个数占来压期间统计循环总数的比例A1,工作面来压时实测液压支架循环末阻力ri超过备选值Ri的个数占统计工作面推进期间的循环总数的比例A2对液压支架合理的工作阻力进行确定。

4个支架的末阻力超过的比例情况见表3。

表3 21305工作面4个位置循环末阻力超限比例统计情况
Table 3 Ratio of resistance at end of each working cycle to 4 resistance values in No.21305 working face

序号阻力/kN支护强度/MPa超限类型不同支架超限比例/%50号70号90号120号平均超限比例/%1p1.36A143.520.767.239.742.8A215.38.928.917.017.52p1.33A167.458.681.053.465.1A223.725.234.823.026.73p11.40A12.21.710.312.16.6A20.80.74.45.22.84p21.46A100000A200000

基于控顶效果及支架工作阻力超限比例双重标准确定液压支架合理工作阻力R。当时和R=p时,支架工作阻力超限比例A1过大,两者不适合作为21305工作面的支架合理工作阻力。2个合理工作阻力的备选值所对应的顶板控制效果都极好,且超限比例都较小,尤其当时,超限比例为0,支架工作阻力富裕程度较高,因此本着降低生产成本,减少投资的原则,选取为21305工作面的支架合理工作阻力。

4 结 论

1)由于21305综采工作面实测顶板压力值与“传递岩梁”理论计算值存在显著差异,分析出了直接顶和基本顶重力以及上覆采空区矸石附加静载荷组成了该工作面支架上的顶板压力。

2)上方采空区矸石随着工作面支架前移而在工作面上方附近及时随动,对工作面产生附加荷载的作用。

3)基于21305综采工作面顶板压力存在附加静载荷的实际,考虑到支架工作阻力与顶板下沉量之间的定性关系,运用位态方程和实测统计相结合的方法,基于控顶效果及支架工作阻力超限比例双重标准,从来压时液压支架均值阻力来压时液压支架均值偏阻力来压时液压支架均值上阻力以及支架额定工作阻力p=12 000 kN中,确定了12 326 kN为21305工作面的支架合理工作阻力。

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Study on reasonable fully-mechanized mining support working resistance under gob of contiguous coal seam

YANG Lulin1,LI Yachun2,WU Shiliang2

(1.Shaanxi Railway InstituteWeinan 714000,China;2.Shandong University of Science and TechnologyQingdao 266590,China)

Abstract: In view of the significant difference between the actual measured value of the roof pressure of the fully-mechanized mining face under the gob of contiguous coal seam and the calculated value by the “transferring rock beam”,the theoretical analysis method is used to determine the roof pressure source of No.21305 fully-mechanized mining face of Daliuta Mine for force source.The method of combining position equation and measured statistics is used to determine the reasonable support working resistance in fully-mechanized mining face under the gob.The result shows that the underground pressure law of fully-mechanized mining face in the gob is affected by a variety of complex factors,showing obvious particularity and difference.The roof pressure on the working face bracket is composed of the direct roof and basic roof rock weights and the additional static load of the gangue from the overlying gob.The gangue above the gob will move in a timely manner in the vicinity of the working face as the support of the working face moves forward,resulting in additional static load effect on it.The theoretical calculation value of “transfer rock beam” has increased significantly; the support average deflection resistance of 12 326 kN and the support average upper resistance of 12 903 kN correspond to excellent roof control effects,and the overrun ratio is small.But when the reasonable support working resistance 12 903 kN is selected ,the overrun ratio is 0 and the support working resistance is relatively high.Therefore,in line with the principle of reducing production costs and reducing investment,the reasonable working resistance of the bracket in No.21305 working face is 12 326 kN.

Key words:contiguous coal seams;gob;transferring rock beam;additional static load;reasonable working resistance of support

中图分类号:TD355

文献标志码:A

文章编号:0253-2336(2020)09-0189-07

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杨路林,李亚春,吴士良.近距离煤层采空区下综采支架合理工作阻力研究[J].煤炭科学技术,2020,48(9):189-194.doi:10.13199/j.cnki.cst.2020.09.024

YANG Lulin,LI Yachun,WU Shiliang.Study on reasonable fully-mechanized mining support working resistance under gob of contiguous coal seam[J].Coal Science and Technology,2020,48(9):189-194.doi:10.13199/j.cnki.cst.2020.09.024

收稿日期:2020-04-22 责任编辑:朱恩光

基金项目:陕西铁路工程职业技术学院科研基金资助项目(KY2018-65,KY2019-48)

作者简介:杨路林(1992—),男,山东济宁人,硕士。E-mail:yanglulin621@163.com