放顶煤工作面液压支架的适应性

陈 刚， 单麒源

(黑龙江科技大学黑龙江省煤矿深部开采地压控制与瓦斯治理重点实验室，哈尔滨150022)

放顶煤工作面液压支架的适应性

陈 刚， 单麒源

(黑龙江科技大学黑龙江省煤矿深部开采地压控制与瓦斯治理重点实验室，哈尔滨150022)

为解决开采深度对支架超负荷损坏的影响，针对营城煤矿3号深埋煤层放顶煤开采的特点，采用理论计算和数值模拟的方法，通过对液压支架选型的分析论证，以及实测矿压数据的分析，应用有限元分析方法，研究了不同开采深度条件下放顶煤工作面矿压显现特点。结果表明:开采深度增大、地压线性增加、工作面埋深由200 m增加到1 000 m时，支承压力区峰值应力增加了36%。该研究证明了所选液压支架可以满足深埋煤层顶板控制的适用要求。

深部煤层;放顶煤;支护强度;数值模拟

0 引言

放顶煤开采法始于20世纪40年代法国，由于其具有安全、高效、掘进率低、适应性强等优点，已在厚煤层开采中得到广泛应用［1－2］。但随着矿井开釆深度的增加，地应力不断增大，有些工作面出现支架超负荷损坏情况，给矿井生产带来安全隐患［3］。国内外在深部放顶煤矿压显现方面作了大量研究工作，得到了开采深度与支承压力作用范围［4］、煤体极限平衡区大小之间的关系［5］，顶板硬度对下沉量的影响工作面支架载荷的影响［6－7］，这些研究取得了丰硕的成果。研究深部开采矿井综放开采矿压显现规律，掌握其变化特征，能为生产矿井综放工作面支架选型和试用性评价提供指导。

吉林省宇光能源营城煤矿目前生产采区开采深度700～900 m，放顶煤开采时矿压显现会与浅部开采时有一定差别，为了确保工作面安全，运用理论计算、数值模拟与经验类比等方法对液压支架主要参数进行分析，通过实测矿压数据绘制工作阻力曲线，分析支护的可靠性，能为深部放顶煤工作面支架选型提供理论参考。

1 7307综放工作面支护强度的确定

7307回采工作面井下位于－600 m运输大巷南侧。工作面走向长度84～150 m，倾斜长度415～426 m，距地表距离744.29～815.29 m。煤层厚度6.1 m，直接顶为白色粉砂岩，厚度1.0～1.2 m，老顶为灰白色粗砂岩，厚度12～15 m。

依据采高倍数法、顶板结构分析估算法和实测统计法［8－10］分别求出支护强度q1、q2、q3。

依据采高倍数法时，

式中:K1——支架上方顶板岩层厚度，一般K1=6～8;

H——工作面机采高度，m，2.4 m;

γ——顶板容重，kN/m3，26.2 kN/m3。

将K1=7，H=2.4 m，和γ=26.2 kN/m3代入式(1)中得:

依据顶板结构分析估算法［11］时，

式中:q2——支架最小支护强度，MPa;

Kd——基本顶失稳系数，一般取1.1～1.8;取Kd=1.2。

qd——直接顶的自重应力，MPa;

qc——顶煤自重应力，MPa;

γd——直接顶容重，t/m3，取γd=2.62 t/m3;

h——直接顶垮落充填高度，m;

γc——煤层的容重，t/m3，取γc=1.39 t/m3;

Mc——顶煤厚度，m，取Mc=3.7 m;

M——煤层厚度取，m，取M=6.1 m;

K2——采出率，取K2=0.85。

Kp——碎胀系数;取Kp=1.3。

将实测数据和估取值代入式(2)，可得:

依据实测统计法时，

式中:k——安全系数，支架阻力利用率按75%计算，则k=1.33。

由式(3)可得:

结合以上三种不同方法确定的支护强度，确定7307工作面在机采高度为2.4 m时支架的合理支护强度qmin=0.692 MPa，为了能够更好的满足营城煤矿7307工作面安全生产的要求，决定取n=1.15的安全系数，这样确定的支架合理额定支护强度为

q=nqmin=1.15×0.692=0.796 MPa。

2 7307工作面支架的阻力观测

7307综放工作面支护采用ZF3600/16/25型支撑掩护式低位放顶煤支架支护，日推进度为1 m。为了分析支架的可靠性，分别在10、20、30、40、50、60、70、80、90、100号支架前支柱安装了10块离线支架压力自动记录仪，具体布置，如图1所示。

图1 测点布置Fig.1 Arrangement of measure points

观测结果见图2～4，由支架历史数据曲线可以看出，工作面动载系数不大，工作面来压并不是全线同时来压，有分段性，来压不明显，3月3日至15日停产期间整个工作面维持在较高压力状态。

图2 7307工作面支架初撑力曲线Fig.2 Initial support resistance curve of 7307 working face

图3 7307工作面支架末阻力曲线Fig.3 Final support resistance curve of 7307 working face

图4 7307工作面支架载荷频率分布Fig.4 Diagram of frame pressure frequency distribution

通过图2～4所示曲线及频率图可以看出，工作上部30号支架和下部70号、80号、90号支架工作阻力较高，其他支架阻力不大。

随工作面的推进，每个循环内支架阻力的大小与注液量、顶板结构、顶煤破碎程度相关，而且在工作面不同部分支架工作阻力大小也有差异，由此反映工作面顶板的压力大小、支架的适应性以及支护效能的发挥程度。工作面支架的初撑力、末阻力实测值如图所示。由实测数据可知工作面平均初撑力17.8 MPa，占额定值的50.4%(额定值为35.3 MPa)。平均末阻力为20.1 MPa，占支架额定值56.9%。

综合支架的频率分布图可见，分布在0～30 MPa区间的工作阻力约占73.7%，分布在30～35.3 MPa区间的工作阻力约占22.6%，大于35.3 MPa的工作阻力约占3.7%。从整体上看支架阻力可以满足工作面顶板控制要求，但由于顶板结构及破断影响，工作面支工作架阻力分布不均，其中压力最大的70号支架分布在0～30 MPa区间的工作阻力约占58.4%，分布在30.0～35.3 MPa区间的工作阻力约占25.9%，大于35.3 MPa的工作阻力约占15.7%。

3 综放面矿压特征的数值计算

3.1 计算模型的建立

Flac是三维有限差分程序，能方便准确的模拟工程问题。为研究深井大采高综放面围岩应力分布及变形破坏特征，采用数值模拟软件，结合营城矿工作面开采生产实践，对不同开采深度综放面围岩应力场和位移场分布特征进行研究。综放工作面数值计算分析模型总高度为50 m，模拟长度50 m。模型除了上部边界属于应力边界条件，其它边界都是位移边界条件，边界位移为0，模拟工作面埋深分别为200、300、400、500、600、700、800、900、1 000 m，煤层厚度6.1 m，采高2.4 m。工作面上覆岩层平均容重取26 kN/m，模型如图5所示，具体参数见表1。

图5 7307工作面有限元模型Fig.5 Finite element model of 7307 working face

表1 力学参数Table 1 Mechanical parameters

3.2 模拟结果分析

在工作面上部由支架顶梁尾端到煤壁前方模型边缘均匀布置20个监测点，监测不同开采深度时这些测点所处位置的应力值。测点1－16在工作前方煤体内，17－20为支架顶梁上方。将不同采深时各点应力数值汇总得到图6所示曲线。

图6 埋深不同时工作面前方竖直应力分布曲线Fig.6 Vertical stress distribution cure in front of working face at different mining depths

工作面开采后支架及工作面前放煤体上应力分布如图6所示。埋深不同时，沿工作面走向垂直应力分布有以下共性:在支架上方及靠近煤壁前方不远处应力较为缓;远离工作面煤体内应力升高明显，各开深度条件下应力分布曲线相似，峰值随开采深度增加而增大，支承压力范围也有所变化。由图6中所示不同开采深度时竖直应力曲线可以看出，工作面埋深由200 m增加到1 000 m时，支承压力区峰值应力增加了36%，由此可见开采深度增大，地压线性增加，岩层破坏程度增加，运动更为剧烈。由于工作面处于应力降低区，所以面支架上方压力随工作面深度增加增幅不大。

4 结论

针对7307深部综采放顶煤工作面开采的特点，对液压支架选型与可靠性进行了分析，得到以下结论:

(1)结合7307深部综采放顶煤工作面煤层与顶板条件采用采高倍数容重法、顶板结构分析估算法以及实测统计法确定该工作面的支护强度。

(2)根据实测液压支架工作阻力和频率分布直方图，分析了该工作面的矿压显现特点，以及所选液压支架的可靠性。

(3)通过有限元分析得到了放顶煤工作面压力分布规律与开采深度之间的关系，明确了采深对超前支承应力分布特征的影响，为深部放顶煤工作面支架选型提供理论支持。

［1］ 杨荣明，吴士良.布尔台煤矿大采高开采转综放开采实践研究［J］.煤炭科学技术，2012(12):8－10.

［2］ 臧传伟，夏俊峰，李华程，等.综放工作面端头顶板合理支护强度研究［J］.煤矿安全，2015(6):50－53.

［3］ 胡 沛.麻黄梁煤矿综放面矿压规律及支架工作阻力研究［D］.西安:西安科技大学，2013.

［4］ 王家臣，张锦旺.急倾斜厚煤层综放开采顶煤采出率分布规律研究［J］.煤炭科学技术，2015(12):1－7.

［5］ 桑冲峰，袁成键.三软大倾角煤层条件下两柱掩护式放顶煤液压支架设计研究［J］.煤炭技术，2014(10):218－220.

［6］ 王家臣，张锦旺.综放开采顶煤放出规律的BBR研究［J］.煤炭学报，2015(3):487－493.

［7］ 郑朋强.唐口煤矿千米深井综放开采矿压显现与控制研究［D］.青岛:山东科技大学，2011.

［8］ 王金华.特厚煤层大采高综放开采关键技术［J］.煤炭学报，2013(12):2089－2098.

［9］ 王家臣，魏立科，张锦旺，等.综放开采顶煤放出规律三维数值模拟［J］.煤炭学报，2013(11):1905－1911.

［10］ 张 敏.煤矿采煤工作面顶板事故防范研究［J］.山东工业技术，2017(11):161－162.

［11］ 郑贺斌.综放工作面上覆岩层运动规律及支架选型硏究［D］.太原:太原理工大学，2016.

(编校 李德根)

Adaptability analysis of hydraulic support for top coal caving face

Chen Gang，Shan Qiyuan
(Heilongjiang Ground Pressure＆Gas Control in Deep Mining Key Lab，Heilongjiang University of Science＆Technology，Harbin 150022，China)

This paper is intended to investigate the influence of mining depth on the support.The research depending on the characteristics of top coal caving in No.3 depth seam works towards using theoretical calculations and numerical simulation methods to study and analyze the rational hydraulic support; identifying the applicable requirements of roof control in depth seam by the analysis of data based on mineral pressure observation;and investigating the characteristics of underground pressure in caving face under different mining depth conditions using the method of finite element analysis，and studying the influence of mining depth on the working face of top coal caving.The simulation results show that an increase in mining depth is followed by an obvious increase in the bearing pressure.

deep coal seam;top coal caving;supporting strength;numerical simulation

10.3969/j.issn.2095－7262.2017.04.013

TD355.4

2095－7262(2017)04－0388－04

:A

2017－05－10

黑龙江省自然科学基金青年科学基金项目(QC2014C057)

陈 刚(1979－)，男，黑龙江省大庆人，副教授，博士研究生，研究方向:矿山压力控制及煤矿应急救援，E-mail:chengang0607@163.com。