大采高綜放工作面末采位置優化研究

徐 杰 楊明明 孟 強 王 偉

(同煤大唐塔山煤礦有限公司，山西省大同市，037001)

我國煤炭資源豐富，尤其是厚煤層儲量更加可觀，約占煤炭總儲量的40%～46%，大采高綜放技術因其煤炭采出率高、支護成本低、巷道掘進量少等諸多優點，現已經成為我國3.5～8 m厚煤層開采的主要發展方向。在此基礎上，綜放開采技術也在飛速發展，不斷刷新并保持著煤炭行業高產高效的全國紀錄。與此同時，采煤設備也越發先進，液壓支架工作阻力的提高，采煤機截割功率的增加，以及刮板輸送機運載能力的增大，使得設備之間更加相互協調，配套適應性增強。因此，大采高與綜放技術相互結合，兩者之間的優點得以凸顯。塔山礦對該技術成功應用實踐，取得了很好的經濟效益與安全保障。但是，在工作面停采時，其位置與上一工作面停采線平行、滯后或者超前3種情況下礦壓顯現不同；此時工作面一側臨空，應力集中嚴重，且擴切眼后斷面大、支護時間長，使得其支護強度必須加大，造成支護成本增加。

綜上所述，筆者以塔山礦8110工作面為研究對象，采用理論分析與現場驗證相結合的方法，研究大采高綜放工作面末采時停采位置與上一工作面停采位置間的關系及礦壓顯現規律，得出周期來壓步距與停采位置間的關系，以及停采擴切眼時支護強度的現場校核，并進一步對提高末采回采率提供指導依據，最終用現場實踐進行了驗證。

1 工程地質條件概述

塔山礦8110工作面東鄰8109工作面采空區，南與1070回風巷為界，連接1070皮帶巷、輔運巷。西側為未開拓的8111工作面，北至口泉鐵路保護煤柱。工作面平均走向長度1945 m，設計可采走向長度1715 m，傾斜長度207 m，煤層厚度7.14～19.34 m，平均14.70 m。主要煤質為黑色、半亮型煤，碎塊狀、塊狀、條帶狀結構，弱玻璃光澤、瀝青光澤，水平層理，煤層中含夾矸7～13層，夾矸總厚度在0.10～4.12 m之間，平均1.67 m，工作面間煤柱寬度38 m。工作面綜合柱狀圖如圖1所示。

圖1 綜合柱狀圖

2 采場頂板結構回轉形態

采場頂板中關鍵層的不同運動形式會對采場礦壓產生不同程度的影響，上覆巖層的破斷導致關鍵層巖塊發生回轉運動，且回轉形態不同，并通過直接頂作用于支架，使得采場礦壓顯現受到影響。

2.1 關鍵層中砌體梁與懸臂梁結構

工作面不斷推進的過程中，隨著工作面后方采空區的不斷增大，頂板覆巖也不斷垮落，頂板中的主、亞關鍵層也隨之斷裂，處于斷裂帶中的巖體逐漸形成一個相對穩定的砌體梁結構，由于不同條件下的來壓步距不同，所形成的關鍵塊穩定形態不同，繼而會出現懸臂梁結構和穩定的鉸接結構，如圖2所示。

圖2 砌體梁結構形態

8110工作面末采時，8109工作面為其相鄰的采空區，其停采位置相對于8109工作面停采位置會出現平行、滯后和超前3種情況，如圖3所示，下面主要對這3種情況下工作面上覆巖層穩定條件及超前支承壓力的影響展開研究。

2.2 關鍵塊運動模型

根據上述對砌體梁結構的分析，在關鍵層中關鍵塊的穩定決定了整個砌體梁結構的穩定，現依據薄板理論對工作面頂板關鍵層的穩定性進行分析，放頂煤工作面上覆穩定巖層的力學結構示意圖如圖4所示。

由圖4可以看出，相鄰工作面之間因為存在護巷煤柱的反作用力，決定了相鄰工作面中部的固支作用，因而相鄰工作面的上覆關鍵層各自為一獨立的四邊形固支板，其穩定條件取決于該工作面的長度和推進長度。

圖3 3種不同停采位置示意圖

圖4 厚煤層整層煤回采關鍵層力學模型

由于采場垮落帶上方關鍵層四邊由下方的實體巖層支撐，故將采場關鍵層力學模型按照四邊固支板簡化后進行計算：

式中：q——載荷集度；

a、b——上覆巖層的長度與寬度；

D——板的抗彎剛度。

將板視為分條梁，沿x方向和y方向相應的彎矩為：

事實上，在薄板斷裂過程中，按撓度相等的原則可以得到：

Mx=My(4)

由上述計算可知，只有x=y時才能滿足公式Mx=My的要求，表現為見方垮落。

結合8110工作面實際數據，取q=43.4 kPa，a=207 m，b=1715 m，D=5.8 kN/m，其中b=λa，代入公式得：

巖層發生斷裂時，按照固支梁進行計算，巖層受到的正應力高于該處巖層的抗拉極限強度時，巖層將在此處斷裂。通過計算巖層斷裂的極限跨距，得到8110工作面上覆關鍵層垮落帶的穩定條件，為工作面停采位置的確定提供依據。

3 工作面末采超前支承壓力的確定

8110工作面與8109工作面相鄰，8110工作面回采期間，受斷層以及超前應力影響，5110巷壓力顯現強烈?，F場數據觀測，采位1172～1272 m時，5110巷超前80 m范圍內底鼓嚴重，頂板下沉嚴重，兩幫移近量大；采位1272～1441 m時，5110巷超前60 m范圍內發生1.0～1.5m的嚴重底鼓；采位1441～1620 m時，5110巷超前50 m范圍內底鼓0.5 m；采位1620～1737 m時，5110巷超前20 m有底鼓0.3 m。回采至采位1700 m后，壓力顯現有所降低，隨著工作面回采，工作面逐漸接近8109工作面實煤區，5110巷壓力顯現逐漸減小。

根據塔山礦微地震研究表明，臨空超前應力峰值范圍為50～100 m，工作面走向超前支承壓力分布情況如圖5所示。

末采位置相對滯后和平行時，工作面煤柱側與其后方的兩側均為采空區，且煤柱應力集中嚴重，在采空區殘余支承壓力與側向支承壓力的雙重作用下，頂板的懸板結構穩定性差，很難形成穩定的鉸接結構；此時，老頂巖層處于兩邊固支、兩邊簡支的狀態，如圖6(a)所示。其長邊b先出現裂隙，隨著工作面的推進另一長邊開始出現裂隙，原裂隙逐漸閉合，短邊a相繼出現裂隙，最后裂隙貫通，在板的中央出現X型破斷，逐漸形成老頂的O-X型破斷形態。隨著工作面的繼續推進，老頂的這種破斷形式呈現周期性變化，其周期來壓步距在末采時與前期沒有太大變化。對于工作面末采而言，這種狀態不利于工作面的停采作業，工作面擴切來壓明顯，嚴重影響擴切的支護工作，帶來極大的安全隱患。

圖5 工作面走向超前支承壓力分布

圖6 薄板結構彎矩分布圖

末采位置相對超前時，工作面只有后方為采空區，即相當于板一邊簡支的情況。當工作面位置未越過上一工作面停采位置或者平行時，頂板周期來壓步距與圖6(a)所示的情況一樣，但當停采位置超前與上一工作面停采位置時，該位置已進入實煤體區域，工作面老頂相當于三邊固支、一邊簡支板，如圖6(b)所示。此時，由其彎矩分布圖可以看出，其來壓步距增大，對應的O-X型破斷面積增大，來壓強度降低，礦壓顯現規律與首采工作面類似。

根據8110工作面現場實際條件與上述對采場頂板結構回轉形態以及工作面末采超前支承應力的分布情況，在保證停采保安煤柱滿足要求和預估工作面來壓區域并保證停采機道不在工作面周期來壓區域的情況下，確定8110工作面停采線位置進入8109工作面實煤區50 m。這有利于工作面的停采作業，便于停采支護，節約支護成本，提高煤炭的回采率，減少停采支護與設備的撤退時間，經濟安全效益顯著。

4 現場驗證

4.1 工作面基本頂來壓步距實測

通過塔山礦建立的礦壓綜合監測系統提供的數據與現場實際測量記錄數據綜合進行分析，在8110工作面共設6個測站，分別是10#、30#、50#、70#、90#、110#支架，6個監測支架處頂板的初次來壓步距范圍是35～40 m；工作面正常推進過程中基本頂周期來壓步距實測統計周期來壓步距分布范圍在20～30 m，平均值為25 m。工作面進入實煤區后，基本頂周期來壓步距實測統計周期來壓步距分布范圍在26～38 m，平均值為32 m。

4.2 末采切眼支護優化

8110工作面停采支護優化為錨桿+錨索+組合梁支護，共計十一排，具體支護分布情況如圖7所示。同時，在距停采線30 m時，在后部刮板輸送機頭部、尾靠采空區側位置，使用木垛間距5 m對頂板進行維護。

8110工作面正常推進時，平均來壓步距為31 m；工作面周期來壓強度小，且工作面停采位置已進入相鄰8109工作面實煤區，根據停采經驗與上述理論分析，進入實煤區后，周期來壓步距增大、強度減小，因此確定工作面距離停采線25 m時，開始減少放煤量，20～25 m范圍內2/3的支架放煤，15～20 m范圍內1/2的支架放煤，整體不放煤距離為15 m，根據上述情況確定工作面停采整體不放煤的距離為15 m。

使用聚酯纖維柔性網代替以往金屬網，通過比較發現：支護時間節省4～5 d，工作面作業人數減少，縮短了頂板裸露時間對停采期間頂板的維護，減少工作面鋪底、用車、用料等輔助工作等，進一步提高了工作人員的安全保障。

5 結論

(1)當工作面停采位置超前于上一工作面時，有利于停采擴切眼和支護，且礦壓顯現程度相對于正常推進時緩和。

(2)確定8110工作面停采線位置進入8109工作面實煤區50 m，周期來壓步距增大，強度減小。

圖7 8110工作面停采支護剖面圖

(3)老頂連續的O-X型破斷中，停采工作面切眼上覆巖層運動規律與首采工作面相類似，其頂板是一側采空的懸板，相對穩定，有利于停采。

(4)停采時間大幅縮減，支護成本降低，提高煤炭的回采率，經濟效果顯著。