采空區下特厚煤層采場圍巖控制研究

高 尚

(西山煤電集團 馬蘭礦，山西 古交 030205)

近距離煤層是指開采時相互影響較大的煤層群，一般來講，層間距超過30 m時，上下煤層開采影響很小，可以忽略不計，但是，對于采空區下特厚煤層開采，其覆巖破壞高度較大，容易連通上部采空區，造成工作面冒頂、壓架等安全事故[1-3]. 本文以某礦采空區下特厚煤層實際地質條件為背景，分析工作面覆巖結構特征，確定合理的支架載荷，保障采場圍巖穩定。

1 工程背景

某礦主采8#、13#煤層，其中8#煤層厚度平均為5.7 m，煤層資源已接近枯竭。13#煤層厚度平均為15 m，煤層傾角為1°～7°，平均3°，屬于近水平特厚煤層，采用綜合機械化放頂煤開采，采4 m，放11 m，采放比為1∶2.75，煤層距離8#煤層平均55 m，雖然層間巖層厚度較大，但是13#特厚煤層的頂板破壞高度遠超普通工作面，因此下煤層采空區仍極易與上煤層采空區連通，造成較大的安全隱患。在生產實際中，13#煤層首采工作面支架額定載荷提高至15 000 kN/架，但仍出現了工作面異常來壓、壓架等現象。因此，對采空區下特厚煤層覆巖結構及圍巖控制的研究十分有必要。

2 特厚煤層采場覆巖結構

2.1 上煤層底板破壞深度

8#煤層開采后，受支承壓力影響，煤層底板會受到損傷破壞，見圖1.

圖1 支承壓力影響下底板破壞深度圖

如圖1所示，煤層底板破壞最大深度為：

(1)

式中：

φf—底板巖層的內摩擦角，(°)，取30；

L—支承壓力峰值距離煤壁距離，且有：

(2)

式中：

M1—8#煤層采高，m，取5.7;

K—支承壓力集中系數，取3；

H—8#煤層開采深度，m，取305;

C—煤層的內聚力，MPa，取2.0；

φ—煤體的內摩擦角，(°)，取24；

γ—上覆巖層的平均重率，MN/m3，取0.025；

f—煤層與頂底板的摩擦系數，取0.3；

將數據帶入式(1)、式(2)，可得：

L=7.570 m

D=18.694 m

通過計算可知，8#煤層開采后，底板破壞最大深度為18.694 m，遠小于上下煤層層間距55 m，13#煤層開采時仍有大量完整頂板，因此，僅從底板破壞角度來講，8#煤層開采對13#煤層沒有影響。

2.2 頂板覆巖冒落高度預測

13#煤層開采后，頂板巖層隨煤層開采而垮落至采空區內，下面對頂板冒落高度進行合理預測。

根據理論分析，認為頂板的冒落巖層要填滿采空區，因此，冒落高度為：

(3)

式中：

hm—下煤層頂板冒落高度，m；

M2—13#煤層采高，m，取15；

Kp—頂板巖層碎漲系數，取1.3.

將數據代入式(3)，可得13#煤層的冒落高度為：

hm=50 m

冒落高度50 m與層間巖層厚度55 m比較接近，但是該方法沒有考慮巖層的斷裂下沉，且采用綜放開采時，采出率較低，煤層頂部仍會殘留3～6 m的浮煤。因此，實際生產中的冒落高度應小于50 m.

若考慮頂板巖層的回轉下沉，頂板冒落高度可表示為：

(4)

式中：

SA—巖層實際沉降值，m，一般為0.2～0.3倍的采高；

M—煤層采高，按80%的采出率，m，取12；其余符號含義與前面相同。則考慮巖層沉降時，頂板的冒落高度為：

在可持續發展的背景之下，綠色建筑行業前程似錦。為了實現節能減排、環境友好以及安逸舒適的宗旨，有必要進一步對光伏發電系統的組成、設計以及管理展開研究。

hm=28～32 m

所得結果較式(3)，頂板冒落高度有所下降，根據礦井地質資料，13#煤層直接頂厚度約25 m，因此，可以認為煤層直接頂厚度即為頂板冒落高度。

根據該礦現場回采經驗，8#煤底板破壞深度平均為5 m，除去冒落巖層外，層間仍有25 m左右的完整巖層，可以形成平衡結構，保障下煤層工作面的圍巖穩定。

2.3 頂板巖層運動規律

1) 直接頂運移規律。

根據直接頂運動實際情況，建立結構模型，見圖2[4].

圖2 直接頂運移結構模型圖

隨著底部煤層的開采，在放頂煤的初期階段，上部頂板破碎程度較低，形成平衡結構，放出率較低；隨著放煤的進行，頂部空間增大，大塊頂煤不斷放出，平衡結構向上移動，形成圖2所示結構；頂煤繼續放出，在放頂煤的最后階段，直接頂巖層與垮落矸石形成半拱結構，隨工作面的推進而垮落。

2) 基本頂運移規律。

基本頂巖層的運動對采場礦壓顯現有著重要的影響。隨著工作面的推進，基本頂初次斷裂，造成采場的初次來壓，工作面繼續推進，基本頂周期性斷裂，造成采場的周期來壓。分析基本頂運移情況，建立結構模型，見圖3.

圖3 基本頂運移結構模型圖

直接頂開始垮落后，破碎巖層與垮落矸石形成平衡結構，上部基本頂形成一個大結構；隨著直接頂的不斷垮落，基本頂在自身重力作用下向下移動，不斷下沉，原有平衡結構失穩，直到基本頂觸矸平衡，形成圖3所示的結構。

3 工作面壓架機理及控制

3.1 支架工作阻力的確定

工作面支架合理工作阻力的確定對采場圍巖穩定有著重要影響，本文利用3種方法對工作面的支架阻力進行合理預測。

1) 根據砌體梁理論。

根據砌體梁理論，采空區下工作面支架工作阻力為：

Q=PBLk+Q0

(5)

式中：

Q—支架工作阻力，kN；

B—支架寬度，m，取1.75：

Lk—支架控頂距，m，取6；

Q0—基本頂回轉力，kN；

P—支護強度，kPa，而：

P=Mdγ+hmγ

(6)

(7)

式中：

γ—頂板巖層平均容重，MN/m3，取0.025；

Md—頂煤厚度，m，取11；

l1—基本頂周期來壓步距，m，取16.8；

φ—巖塊間摩擦角，(°)，取30；

θ—巖塊破斷角，(°)，取75；

hj—基本頂厚度，m，取30；

Qg—基本頂鉸接塊重量，kN，取12.6；其余符號含義與前面相同。

代入數據，聯立式(5)、(6)、(7)可得支架工作阻力為13 368.6 kN.

2) 根據載荷估算法。

工作面推進到煤柱下時，支架的工作阻力為：

Q=12McLkγB

(8)

式中：

Mc—煤層采煤高度，m，取4；其余符號含義與前面相同，代入數據可得支架工作阻力為12 600 kN.

3) 根據工作面實測數據。

在13#煤層首采工作面，對支架載荷進行現場觀測，這也是選擇支架合理工作阻力的有效方法。

根據觀測結果可知，支架載荷分布大多集中在8 000～14 000 kN，但是在頂板來壓期間和過上煤層采空區殘留煤柱時，瞬時載荷超過20 000 kN，容易發生壓架事故。

綜合以上分析可知，采用額定載荷為15 000 kN的液壓支架平時可以滿足生產需求，但仍有壓架危險，需采取一定措施，防止壓架事故的發生。

3.2 工作面壓架控制措施

控制工作面壓架的傳統方法有增加支架工作阻力、適當讓壓和加強管理等，但并不能從根本上解決問題。根據該礦實際條件，提出以下兩種控制方法：

1) 弱化煤柱：實際生產中發現，上工作面殘留煤柱下底板應力集中是造成工作面壓架的重要因素。因此，采用爆破或水力至裂法弱化煤柱，消除應力集中，能從根本上避免工作面壓架事故。

2) 弱化基本頂：基本頂來壓是造成工作面壓架的另一個重要因素。基本頂強度較大，懸露距離過長，突然垮落時會導致頂板壓力急劇上升。因此，弱化基本頂，減少頂板垮落步距，也可以避免壓架事故的發生。

4 結 論

根據某礦實際地質條件，對采空區下特厚煤層圍巖特征及控制進行研究，得到以下結論：

1) 對上煤層底板破壞深度和下煤層頂板冒落高度的研究得出，13#煤層開采后，層間仍有約25 m左右完整巖層，根據工作面現場實測情況來看，與該結論相吻合，認為可形成平衡結構。

2) 對工作面支架工作阻力進行計算分析，認為額定載荷15 000 kN的液壓支架基本可以滿足生產需求，但仍有壓架危險，根據實際情況，提出防治措施，以保障工作面的安全生產。