同忻煤矿大采高综放开采矿压显现规律及支架适用性研究

2016-09-18金向阳刘金凯霍利杰

采矿与岩层控制工程学报 2016年4期

关键词：综放矿压岩层

金向阳，刘金凯，华辉，霍利杰，马东

（1.天地科技股份有限公司国内成套装备部，北京100013；2.同煤国电同忻煤矿有限公司，山西大同037000；3.赤峰市松山区安全生产监督管理局，内蒙古赤峰024000）

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同忻煤矿大采高综放开采矿压显现规律及支架适用性研究

金向阳1，刘金凯1，华辉1，霍利杰2，马东3

为了研究同忻煤矿在坚硬顶板条件下采用大采高综放开采时矿压显现特点以及支架的适用性，以该矿8100工作面为实际工程背景，通过理论分析以及现场实际观测得出：在采高增大及坚硬顶板的影响下，矿压显现剧烈，极易发生片帮冒顶等事故；工作面顶板呈现周期来压现象，来压步距16～25.6m不等，相差较大，来压时存在立柱安全阀开启现象；工作面中部支架工作阻力明显大于两端，支架基本上能满足工作面支护需求，但存在前后柱受力不均匀现象，且支护效率有待提高。研究结果对相似条件下大采高综放开采具有一定的指导和借鉴意义。

大采高综放；矿压；支架；坚硬顶板

在我国现有煤炭储量和产量中，厚煤层（厚度≥3.5m）均占45%左右，是我国实现高产高效开采的主力煤层，且由于煤层厚度大，对其开采可以有多种方法可供选择［1］。我国厚煤层开采方法主要有分层开采、大采高一次采全高和放顶煤开采，其中大采高综放开采结合了大采高综采及放顶煤开采的优势，为矿井实现高产高效提供了新的途径。但是大采高综放开采一次采出厚度增加，顶板岩层活动过程的复杂性和不可预见性进一步增强，给采场矿山压力显现带来质的变化，矿压显现更为强烈，不但对矿压理论的研究提出挑战，而且对工作面支护设备提出更高的要求［2-6］，尤其是在坚硬顶板条件下这些问题就更为突出。为此针对同忻煤矿8100大采高综放工作面在坚硬顶板条件下的矿压特点进行研究，以便为同类地质条件下大采高综放开采提供借鉴和参考。

1　工程背景

同煤国电同忻煤矿属于近水平煤层，采用大采高综放开采。8100工作面开采3-5号煤层，开采深度为403～492m，煤层厚度较为稳定，平均厚度为15.3m，煤层倾角2～3°，平均2°30′，煤质较硬，硬度f=2～4。煤层直接底为炭粉岩及高岭岩，老底为炭质泥岩，直接顶为泥岩，厚度在0.8～6.5m之间，基本顶为一层厚度为8.3m左右的坚硬粗砂岩，硬度系数f=10.6，工作面倾斜长度193m，采高为3.9m，放煤厚度11.4m，采放比约为1∶2.9，工作面循环进度为0.8m，采用一刀一放多轮间隔顺序放煤作业方式，工作面采用ZF15000/27.5/42型正四连杆低位放顶煤支架，ZF13000/27.5/42H型过渡支架和ZTZ20000/30/42型端头支架3种支架，全部垮落法管理顶板。

2　理论分析

同忻煤矿8100工作面顶板为粗砂岩，岩性坚硬，不易垮落，根据坚硬顶板的力学性质和破断规律，利用顶板初次来压和周期来压所形成力学模型，对其来压步距进行判断。

2.1工作面初次来压步距计算

随着长壁工作面的开采，坚硬顶板岩层悬露时，前方由工作面煤体支撑，后方由边界煤柱支撑，可将工作面顶板简化为固支梁力学模型，如图1所示［7］。

假设岩层载荷为均匀分布，由材料力学可知固支梁最大弯矩M发生在梁端部，初次来压时顶板在煤壁端部发生破断，当 σmax=R时，岩梁被拉裂，则其极限跨距为:

图1　初次来压力学模型

式中，L1为极限跨距；h为岩梁厚度；RT为抗拉强度；q为坚硬岩梁本身及上覆岩层传递的荷载。

2.2工作面周期来压步距计算

工作面基本顶初次断裂后，随着回采工作面继续推进，基本顶岩梁的后端处于悬露状态，前端则由煤壁支撑形成悬壁梁结构，在悬臂梁弯曲下沉后，受到已垮落岩石的支撑，当悬伸长度很大时，发生有规律的周期性折断，力学模型见图2。

图2　周期来压力学模型

破断块体走向尺寸较整个开采范围内的顶板岩层尺寸相对较小，块体上边界承受的覆岩重量可视为均布载荷［8］。由材料力学知最大弯矩发生在煤壁端部，则当岩层在该处拉应力达到该处抗拉强度极限时，岩层将在该处拉裂。断裂极限跨距为:

综上可知，在均布载荷q一定的情况下，工作面初次来压步距及周期来压步距与基本顶岩层的厚度及抗拉强度有关。厚度越大，抗拉强度越高，则初次来压步距及周期来压步距越大。8100工作面基本顶为8.3m左右的坚硬粗砂岩，力学强度较高，容易形成大面积悬顶结构，导致其初次来压及周期来压步距较大，一旦发生破断，则破坏范围广，冲击载荷效应明显；此外，工作面煤层一次采出高度增加会导致顶板岩层冒落高度成倍增加，如此大的冒落高度增大了波及到上覆岩层中厚层坚硬顶板的几率，导致上覆岩层中的亚关键层甚至主关键层的断裂，使得断裂步距增大，同时断裂前积聚的弹性能也变大，一旦断裂，弹性能瞬间释放，极易造成支架压死和煤壁片帮等事故［8-10］。

3　矿压观测内容及方法

3.1矿压观测内容

为了准确掌握同忻煤矿大采高综放工作面矿压显现特点，分析支架与围岩之间的相互作用关系，选择合理的支架参数，对综放工作面各支架的工作阻力变化情况进行观测。

3.2观测点布置

8100工作面长193m，支架数量118架，采用KJ216型综采支架在线监测系统对工作面支架的载荷及其工况连续不间断地监测，在8100工作面布置了11个测站，测站沿工作面均匀布置。测站位置分别为工作面8号，18号，28号，38号，48号，58号，68号，78号，88号，98号和108号液压支架处。在未安设自动监测系统的支架上安装一组综采压力表，对前柱、后柱油缸的下腔的压力进行监控。测站布置如图3所示。

图3　测站布置

4　工作面矿压显现特征及支架适用性分析

4.1工作面矿压特征分析

观测时间从2010年9月16日到2010年10月14日，共推进119m（9月16日到9月21日未获得液压支架工作阻力数据，全部以0记录），依据工作面工作阻力的监测结果，绘制全过程液压支架工作阻力趋势曲线图，如图4所示，由此来研究分析工作面沿走向矿压分布规律。

图4　支架工作阻力变化曲线

由图4可知，当工作面推进到约23.8m时才开始采集到矿压数据，当工作面推进到37.4m时，出现第一次来压。工作面顶板有周期来压现象，来压步距多在16～25.6m不等，来压步距相差较大。来压强度较大，立柱安全阀开启，立柱下沉较明显，运输平巷断裂下沉0.3～1.0m，局部顶煤垮落高度0.5～2.0m，片帮深度0.5～1.5m；支架底座沉入底煤0.1～0.3m。个别支架工作阻力超过额定阻力。此时，应加强工作面液压支架的管理，保证支护质量，同时加快工作面的推进速度，避免周期压力对工作面的长期影响，缩小周期来压时间。

此外，对日常综采工作面支架压力采集表进行整理分析，总结了从9月22日到10月15日单个支柱支护阻力均值的变化情况，分析了支柱来压时的支护阻力均值和其余时段未来压时的阻力均值，绘制来压时与未来压时整个工作面支护阻力对比曲线图，如图5和图6所示。

图5　工作面来压时与未来压时支架前柱工作阻力对比

图6　工作面来压时与未来压时支架后柱工作阻力对比

由图5和图6可知，来压时整个工作面立柱支护阻力明显大于未来压时，极值点在工作面中部分布比较集中，工作面中部支护阻力大于两端。未来压期间极值点分布相对较离散，支护阻力值在较大范围波动，中部支护阻力要明显高于端部支护阻力。经计算，来压期间，前柱增载系数为1.13，后柱增载系数为1.27。

4.2支架运行特性分析

通过对支架监测数据的整理分析，得出了支架工作阻力区间分布频率、支架前后柱平均工作阻力以及前后柱工作阻力的比值，分别选取工作面上、中、下部两排支架数据为例，如表1所示。

由表1可知，8100工作面支架支护阻力分布频率以区间24～30MPa所占比率最大。支架支护阻力在36MPa以上的所占比例并不大，其中，在工作面中部范围内，工作阻力大于36MPa的所占比率要大于两端，说明工作面中部支架所承受压力要大于两端。在来压期间，个别支架工作阻力超过额定阻力，也有极个别支架工作阻力值大于安全阀开启值，导致安全阀开启，给工作面安全带来了隐患，在来压期间必须加强工作面支护管理。支架工作阻力在0～6MPa区间的分布频率占总体分布比率也较大，支架支护效率有待提高，其中，后柱支护阻力分布于区间0～6MPa比率要明显大于前柱。