長(zhǎng)治礦區(qū)大采高工作面超前支承壓力顯現(xiàn)規(guī)律研究

柴 瑞，張召千，鄭金平

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

大采高開(kāi)采技術(shù)正在我國(guó)煤炭生產(chǎn)中普及，但在長(zhǎng)治礦區(qū)深埋深、厚基巖條件下，大采高開(kāi)采技術(shù)是否能夠很好的應(yīng)用呢？這個(gè)問(wèn)題迫切需要解決。三元王莊煤業(yè)通過(guò)大采高開(kāi)采技術(shù)的工業(yè)實(shí)踐，對(duì)其工作面超前支承壓力的觀測(cè)、分析，對(duì)于長(zhǎng)治礦區(qū)推廣大采高開(kāi)采技術(shù)具有重要意義。

1 工作面的概況

1）地質(zhì)條件。3043工作面是王莊煤業(yè)大采高工作面，采用走向長(zhǎng)壁、一次采全高、全部跨落后退式綜合機(jī)械化采煤方法。工作面走向長(zhǎng)度1 710 m，傾斜長(zhǎng)度260 m，埋深149～153 m，基本為一個(gè)向西南傾斜的單斜式構(gòu)造，開(kāi)采3號(hào)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(yùn)輸順槽和回風(fēng)順槽采用錨桿+金屬網(wǎng)+錨索聯(lián)合支護(hù)（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(hù)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(jìn)行支護(hù)，超前支護(hù)范圍30m。

2 超前支承壓力的理論計(jì)算

1）支承壓力產(chǎn)生機(jī)理。目前研究表明，支承壓力的集中應(yīng)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(chǎng)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(xué)性質(zhì)[1]。

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

式中：τ0cotφ 為煤體的自撐力；φ 為煤的內(nèi)摩擦角；f 為層間摩擦系數(shù)；x 為塑性區(qū)內(nèi)任意一點(diǎn)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(yīng)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(nèi)支承壓力計(jì)算。彈性區(qū)內(nèi)的支承壓力為σy：

設(shè)彈性區(qū)內(nèi)的范圍為x1，則x=x0+x1、支承壓力為σy、原巖應(yīng)力γH，代入式（3）得：

由式⑵和⑷式構(gòu)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(kāi)采深度的增加而增大[3]；由支承壓力疊加作用，應(yīng)力集中系數(shù)K 增大，造成工作面采空區(qū)側(cè)的支承壓力大于實(shí)體煤側(cè)支承壓力。根據(jù)工作面的開(kāi)采條件，將相關(guān)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(shí)測(cè)

1）觀測(cè)站的位置及觀測(cè)方法。根據(jù)工作面的開(kāi)采情況和實(shí)際情況的需要，采用鉆孔應(yīng)力計(jì)，每隔兩小時(shí)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(cè)量測(cè)點(diǎn)距工作面的距離、做好記錄。3043工作面運(yùn)輸順槽和回風(fēng)順槽各布置2個(gè)測(cè)區(qū)，每個(gè)測(cè)區(qū)布置4個(gè)測(cè)點(diǎn)，共16個(gè)測(cè)點(diǎn)，測(cè)點(diǎn)1～12布置在實(shí)體煤，測(cè)點(diǎn)13～16布置在采空區(qū)側(cè)。

2）實(shí)體煤側(cè)分析。由于安裝、地質(zhì)條件、人為因素等造成鉆孔應(yīng)力計(jì)沒(méi)有讀數(shù)或損壞，只能按部分鉆孔應(yīng)力計(jì)的數(shù)據(jù)分析。見(jiàn)圖1，工作面超前支承壓力分布規(guī)律，大致分為。a.原巖應(yīng)力區(qū)：距工作面30～55 m，應(yīng)力開(kāi)始緩慢上升、且其應(yīng)力增加速率較緩慢。圖1中1號(hào)、2號(hào)、3號(hào)、9號(hào)鉆孔應(yīng)力計(jì)，得到距工作面30～55m范圍應(yīng)力分別上升了2.93MPa、2.3 MPa、1.93 MPa、1.97MPa。說(shuō)明此時(shí)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(yīng)力增高部分：距工作面7～35 m，應(yīng)力顯著上升、其增加速率較快。圖1中1號(hào)、2號(hào)、3號(hào)、9號(hào)鉆孔應(yīng)力計(jì)，得到距工作面7～35 m范圍應(yīng)力分別上升了27.97 MPa、26.19 MPa、21.97 MPa、26.27 MPa。說(shuō)明此時(shí)采場(chǎng)處于內(nèi)力場(chǎng)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(zhì)條件的差異，造成覆巖變形運(yùn)動(dòng)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(cè)點(diǎn)的應(yīng)力集中系數(shù)約為2.29～2.87。當(dāng)各測(cè)點(diǎn)距工作面7m左右時(shí)，各測(cè)點(diǎn)曲線出現(xiàn)峰值，說(shuō)明此時(shí)煤體已經(jīng)進(jìn)入塑性區(qū)。c.塑性區(qū)。距工作面煤壁3～7m，應(yīng)力迅速降低、且降低速率較快。圖1中1號(hào)、2號(hào)、3號(hào)、9號(hào)鉆孔應(yīng)力計(jì)，得到距工作面3～7m范圍應(yīng)力分別下降了18.55MPa、14.06MPa、15.05 MPa、17.33MPa。說(shuō)明此時(shí)煤體受到垮落帶的影響，煤體已發(fā)生了塑性破壞，進(jìn)而導(dǎo)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(yīng)力，基本失去承載能力。

3）采空區(qū)側(cè)分析。由圖2分析得：13號(hào)、14號(hào)鉆孔應(yīng)力計(jì)處于采空區(qū)側(cè)，工作面超前壓力影響范圍在53 m左右，相對(duì)于實(shí)體煤側(cè)影響范圍增加了10～13 m。顯著影響范圍在35m左右，相對(duì)于實(shí)體煤側(cè)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(duì)于實(shí)體煤側(cè)支承壓力峰值距工作面增加了1～6 m。由于采空區(qū)側(cè)上覆巖層“三帶”運(yùn)動(dòng)形成的破壞范圍比實(shí)體煤側(cè)大，因此采空區(qū)側(cè)工作面超前支承壓力的峰值及分布范圍有所增大。

圖1 實(shí)體煤側(cè)支承壓力分布曲線

圖2 采空區(qū)側(cè)支承壓力分布曲線

4）觀測(cè)結(jié)論。a.實(shí)體煤側(cè)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(cè)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(shuō)明工作面前方采空區(qū)側(cè)支承壓力影響范圍大于實(shí)體煤側(cè)支承壓力影響范圍。

4 巷道表面位移的變化規(guī)律觀測(cè)

為進(jìn)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(hù)范圍和支護(hù)強(qiáng)度評(píng)價(jià)提供實(shí)測(cè)依據(jù)，故對(duì)巷道表面位移進(jìn)行觀測(cè)。

1）觀測(cè)站位置及觀測(cè)方法。3043工作面運(yùn)輸順槽和回風(fēng)順槽的布置表面位移測(cè)區(qū)，觀測(cè)方法采用十字布點(diǎn)法。

2）實(shí)體煤側(cè)實(shí)測(cè)分析。距工作面30～40m范圍時(shí)，頂板和兩幫均觀測(cè)到有變形量，說(shuō)明受到了支承壓力的影響。距工作面23～28m范圍時(shí)，頂板和兩幫變形量明顯增大，受到上覆巖層中垮落帶運(yùn)動(dòng)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(cè)實(shí)測(cè)分析。距工作面60m左右時(shí)，頂板和兩幫均觀測(cè)到有變形量；距工作面50 m左右時(shí)，頂板和兩幫變形量明顯增大，相對(duì)實(shí)體煤側(cè)的采動(dòng)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(duì)實(shí)體煤側(cè)的增加了5 m左右；頂板最大下沉速度109mm/d，相對(duì)實(shí)體煤側(cè)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(duì)實(shí)體煤側(cè)的增加了89 mm/d左右，最大移近量為621mm。

4）觀測(cè)結(jié)論。a.實(shí)體煤側(cè)工作面采動(dòng)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(cè)工作面采動(dòng)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(jié)論

1）根據(jù)理論計(jì)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(shí)體煤側(cè)由超前支承壓力分布實(shí)測(cè)和巷道表面位移變化觀測(cè)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(yīng)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(cè)由超前支承壓力分布實(shí)測(cè)和巷道表面位移變化觀測(cè)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(yīng)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(shí)體煤側(cè)的大。

4）根據(jù)理論計(jì)算與實(shí)測(cè)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(yùn)輸順槽和回風(fēng)順槽在兩側(cè)均為實(shí)體煤區(qū)域現(xiàn)有的超前支護(hù)距離定為30 m能夠滿足安全生產(chǎn)要求。當(dāng)回風(fēng)順槽一側(cè)為采空區(qū)時(shí)應(yīng)加大巷道超前支護(hù)強(qiáng)度，超前支護(hù)距離不宜小于45 m。特別是當(dāng)工作面推進(jìn)到地質(zhì)構(gòu)造區(qū)域應(yīng)進(jìn)一步加強(qiáng)支護(hù)。

[1]弓培林.大采高采場(chǎng)圍巖控制理論及應(yīng)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(xué).放頂煤采場(chǎng)前支承壓力分布特征[J].太原理工大學(xué)學(xué)報(bào)，2001，32（3）：216-218.

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