綜放仰采工作面覆巖移動規律及支架工作阻力確定

郭玉峰， 浦仕江， 付巍， 梁文勖

(1.山西西山晉興能源有限責任公司， 山西 呂梁 033602；2.貴州大學 礦業學院， 貴州 貴陽 550025；3.煤科集團沈陽研究院有限公司， 遼寧 撫順 113122；4.煤礦安全技術國家重點實驗室， 遼寧 撫順 113122 )

0 引言

傾斜長壁采煤法逐漸得到了廣泛應用，相比于走向長壁采煤法有簡化生產、運輸和通風系統等優點。但在仰斜開采時，由于采空區側支撐壓力較大，使得部分煤體在與其自身重力的共同作用下容易發生片幫、冒頂等事故，加之工作面推進時頂板不易形成結構，頂板破斷后直接作用在支架上，也給工作面支架的穩定帶來了極大的考驗[1-3]。因此，近年來眾多學者對仰采工作面安全開采展開了相關研究。楊勝利等[4]結合山西方山瑞隆礦 8101 綜放工作面煤壁的主要破壞形式，建立了綜放仰采工作面煤壁破壞的力學模型，并對影響煤壁穩定性的因素進行了敏感性分析，探討了厚煤層煤壁破壞的機理。王圣志等[5]采用PFC2D顆粒流軟件模擬山東兗州煤業股份有限公司濟寧二號煤礦10301工作面不同傾角下的覆巖運移規律，并結合現場實測方法確定合理的放煤參數，得到了采放比、放煤步距、仰采角度對頂煤放出率的影響規律。馮星[6]結合安徽淮北礦業集團公司渦北礦8105-1仰采工作面開采條件，對“三軟”煤層仰采工作面覆巖運動規律及其控制技術進行了系統研究，并分析了不同仰采角度對工作面應力分布及覆巖位移特征的影響。郭衛彬等[7]分析了仰斜工作面煤壁與覆巖的失穩特征，并根據覆巖移動的特點確定了控制煤壁穩定性的不同方法。王紅偉等[8]根據覆巖的移動特點總結了大傾角綜放采場圍巖變形與支架穩定的分區特征，并確定了偽仰斜工作面支架布置方式。羅生虎等[9]采用理論分析方法分析了仰采工作面煤壁和直接頂的失穩特點，建立了保持煤壁和端面頂板穩定性的力學關系模型，探討了支架初撐力、立柱前傾角和仰采角之間的相互影響關系。陳磊[10]通過分析覆巖初次來壓和周期來壓時的頂板破斷形式，得到了周期來壓期間支架實時阻力的計算公式。

以上研究主要集中在仰采角度變化對覆巖運移規律的影響上，確定了工作面的來壓步距，為煤壁片幫及支架阻力確定提供了大量的理論依據，但對綜放仰采工作面頂底板受力特征缺乏系統的研究。此外，現有的利用頂板-支架力學關系確定支架工作阻力的計算方法較為繁瑣，很多方法應用于工程現場不具有實用性。因此，本文以山西方山瑞隆礦8102綜放仰采工作面為研究背景，通過數值模擬確定綜放仰斜開采的覆巖移動規律，并將所得結果應用于目前幾類常用的支架工作阻力計算公式中，對比各個計算公式所得結果，確定8102工作面仰斜開采的合理支架工作阻力，以期為類似條件下的工程應用提供理論和數據參考。

1 工程概況

瑞隆礦8102綜放仰采工作面開采7+8號煤層，工作面開采深度為250～312 m，7+8號煤層的平均厚度為9.1 m，工作面煤體的堅固性系數f<1.2。工作面的傾向長度為160 m，走向長度為510 m，工作面所在區段地質和開采條件比較復雜，工作面平均傾角為14°，最大傾角為23°，工作面在推進方向上仰采角度為16°。直接頂板為灰巖，發育有節理、裂隙，厚度變化較小，為14 m左右。8102綜放仰采工作面采用走向長壁后退式進行開采，采用一刀一放的放煤方式，采放比為1∶2。區段內煤層節理、裂隙發育。當工作面仰斜推進時，煤壁破壞嚴重。因此，為保證采場圍巖穩定性，需要對綜放仰采工作面覆巖移動規律及支架工作阻力確定進行研究。

2 綜放仰斜開采覆巖運移規律數值模擬

2.1 模型建立

以8102工作面地質和開采技術條件為背景，考慮邊界效應，采用平面應變模型，模型長度為160 m，高度為100 m，上部加均勻載荷，采高為9 m。模型共有塊體3 354個，采用四邊形單元劃分，劃分后共有5 304個單元，11 833個接觸面。模型包含4個邊界，上邊界為應力邊界，施加5.0 MPa的正壓力(上邊界距地表200 m)，取重力加速度g為9.8 m/s2。模型的左右邊界及下部邊界為位移邊界，左右邊界限制水平位移，下部邊界限制垂直位移，采用Mohr-Coulomb本構模型進行計算。建立的數值模型如圖1所示，煤巖體的力學參數指標見表1。

圖1 數值模型

2.2 模擬結果分析

2.2.1 支承壓力分布

不同層位支承壓力峰值及峰值點位置隨工作面推進變化曲線如圖2所示。由圖2可看出，隨工作面推進，底煤在工作面推進前20 m過程中壓力峰值變化最大，頂煤變化幅度次之，直接頂壓力峰值變化均勻，說明頂煤為垮落帶，受采動影響較大，直接頂大部分為斷裂帶，應力峰值隨著工作面推進距離的增加而逐漸增大。基本頂支承壓力峰值受工作面推進影響不大，且基本頂遠離采空區，說明基本頂已過渡為彎曲下沉帶，底煤是綜放仰采工作面應力最為集中的區域。

表1 煤巖體物理力學參數

圖2 支承壓力峰值與煤壁距離變化曲線

不同層位支承壓力峰值及位置變化曲線如圖3所示。由圖3可看出，煤層內支承壓力峰值點距煤壁最近，且底煤內支承壓力峰值點隨工作面推進逐漸遠離煤壁，頂煤內支承壓力峰值點在工作面推進16 m過程中距煤壁距離由6 m下降為3 m，在繼續推進至40 m過程中穩定于煤壁前3 m，隨工作面繼續推進，峰值點穩定于煤壁前方4 m；直接頂、基本頂內支承壓力峰值隨工作面推進先增后減，直接頂內支承壓力峰值點距煤壁5～13 m，基本頂內支承壓力峰值點距煤壁9～18 m。直接頂、基本頂內支承壓力峰值點隨工作面推進逐漸靠近煤壁，基本頂所受影響最大，這可能是因為煤巖體向采空區的垂直位移大于水平位移，基本頂剛度大，極限跨距大，直接頂、煤層相對較軟，向采空區運移時基本頂受擾動更深入，支承壓力峰值點距煤壁較遠。

圖3 不同層位支承壓力峰值及位置變化曲線

2.2.2 覆巖移動規律

其中，例[1]標記ODC行為對自身不良影響的動詞詞組占據最高比重，“hollow out”“hemorrhage”都是重程度動詞，更加彰顯美國行為對自身的危害性。對雙方及整個世界的危害如例[2]也占據較大比重，體現了中方戰略目光的宏大和深遠。但是，標記美方行為只對中方造成危害的動詞詞組卻少有使用，甚至不足0.1%，暗含了中方毫不示弱的態度和能夠抵御打擊的信心。

結合放頂煤實際開采情況，前部采煤機割煤和后部放頂同時進行，且間距為5 m。不同推進距離下工作面上覆巖層破壞特征分析如圖4所示。

圖4 不同推進距離下覆巖移動規律

從圖4可看出：當工作面推進10 m時，頂煤裂隙發育但未出現垮落，工作面推進20 m時，頂煤發生垮落，直接頂產生離層并向上發展。隨著工作面的推進，垮落帶逐漸升高，垮落范圍也是隨之增大，垮落角度為75° 左右。當工作面推進至25 m時，直接頂巖層發生垮落，基本頂石灰巖與煤層交界面發生離層。工作面推進至30 m時，直接頂巖層整體離層發生垮落，垮落高度為4.5 m，工作面繼續推進，上覆巖層垮落高度增加，垮落范圍增大。當工作面推進至40 m時，直接頂巖層已全部垮落觸底，基本頂石灰巖斷裂，形成初次來壓。當工作面推進至50 m時，基本頂出現第1次周期性的斷裂，即為工作面第1次周期來壓，以后工作面每推進10～15 m，基本頂就會發生周期性斷裂，即基本頂的周期來壓步距為10～15 m。

綜上所述，在仰斜開采中，受傾角和開采方式的影響，底煤應力最為集中，工作面具有明顯的初次來壓和周期來壓特征，與近水平煤層綜放工作面相比，周期來壓步距明顯減小，上覆巖層峰值強度相對較低，頂板不易形成結構，來壓較頻繁，礦壓顯現較劇烈。

3 支架工作阻力確定

大量實測結果表明，綜放工作面支架工作阻力的大小取決于采動影響后直接頂和頂煤傳遞至支架的變形壓力[11-13]。上文根據數值模擬研究了覆巖運移規律，并確定了采動影響下的周期來壓步距，為計算支架工作阻力提供了參數。仰斜開采工作面如圖5所示，結合目前幾類支架工作阻力計算方法[14]，考慮其優缺點及實用性，確定合適的支架工作阻力。

圖5 仰斜開采工作面

3.1 經驗估算法

經驗估算法簡單易行，在仰采階段，用經驗估算法計算支架工作阻力時，以采高為基本參數，工作面支架支護強度Q和工作阻力P為

(1)

P=QLl/η

(2)

式中：H為采高，取3.1 m；K為垮落巖層的碎脹系數，通常取1.3～1.4；ρ為直接頂巖層密度，取2 500 kg/m3；β為沿走向的煤層傾角，取16°；L為控頂距，取5.4 m；l為支架中心距寬度，取1.75 m；η為支架支承效率，取90%。

將以上數據代入式(1)、式(2)，當K取1.3時，P=5 215 kN；當K取1.35時，P=4 470 kN；當K取1.4時，P=3 911 kN。由計算結果可看出，計算結果與碎脹系數K的取值關系很大，K值很小的變化將對支架工作阻力計算的結果產生很大影響，而K值往往又不容易精確取值，因此，利用經驗估算法計算支架工作阻力，其計算精確度還有待驗證。

3.2 頂板分類計算法

按基本頂Ⅰ—Ⅲ級級別來壓顯現，利用頂板分類計算支架工作阻力法計算額定支護強度下限Q和支架工作阻力P：

Q=(72.3H+4.5LM+78.9L-

10.2N-62.1)cosβ

(3)

(4)

式中：LM為基本頂周期來壓步距，取12.5 m；N為直接頂厚度與采高之比，取4.7。

根據8102工作面實際情況及以上對覆巖運移規律的研究，將LM和N的數值代入式(3)、式(4)，求得支架工作阻力P=6 015 kN。

3.3 “砌體梁”理論計算法

“砌體梁”理論計算方法認為基本頂巖層能形成結構，由支架承受直接頂載荷，而載荷大小為基本頂結構失穩時的載荷大小。因此，在支架控頂范圍內的直接頂重力Q1與基本頂之上的隨動巖層作用力Q2和基本頂回轉失穩時作用在支架上的力F之和即為支架工作阻力P。

作用在支架上的直接頂重力Q1為

Q1=l∑hLρgcosβ

(5)

隨動巖層作用力Q2為

Q2=lρgh1(LM+L)cosβ

(6)

基本頂回轉失穩作用在支架上的力F為

(7)

式中：∑h為直接頂厚度，取14 m；h1為第1層直接頂的厚度，取2.5 m；h3為基本頂巖層厚度，取8.2 m；h2為隨動巖層厚度，取18.5 m；δ為B巖塊下沉量，仰采階段取0.80 m；φ為巖塊內摩擦角，取37°；θ為巖塊的破斷角，取17°。

綜合式(5)—式(7)可得

(8)

將上述數據代入式(8)，可得P=6 225 kN。

3.4 動載荷計算法

采動影響后，頂煤煤體在頂板壓力及支架的反復支撐作用下于架后垮落，失去同前方煤體的力學聯系，成為散體，而基本頂巖塊及上覆載荷將隨直接頂垮落并傳遞作用在支架上，是一種動載沖擊，由此可判斷支架工作阻力P即為直接頂、基本頂及其覆巖沖擊載荷之和，計算公式為

P=Q1+(QB+qLM-fB)Kd

(9)

式中：QB為B巖塊重力，QB=h3lLMρgcosβ；q為B巖塊上覆巖層的載荷集度；fB為B巖塊滑落時所受的摩擦力，fB=fztan(φ-θ)cosβ，fz為巖塊間的擠壓力；Kd為動載系數，取1.3。

綜合式(5)和QB、fB的計算公式可得

(10)

將上述數據代入式(11)可得P=6 359 kN。

3.5 綜合分析

綜上所述，各方法應用在仰采工作面中均有一定差距，其中頂板分類計算法、“砌體梁”理論計算法、動載荷計算法之間計算結果差距稍小，由于考慮了直接頂的緩沖作用和基本頂的沖擊因素，動載荷計算法計算結果最大。動載荷計算法是基于“砌體梁”理論針對大采高工作面提出的支架工作阻力確定方法，該方法在確定來壓步距和動載荷系數后就可很快求出，將8102工作面數據代入各種計算方法中比較得到，動載荷計算法計算結果最大，為保險起見，選取動載荷計算法得到的支架工作阻力為6 359 kN/架，依照支架額定工作阻力的90%計算，工作阻力大于7 066 kN的支架型號即可滿足8102工作面支撐要求。

4 工程應用分析

根據以上數值模擬和理論分析結果，在8102工作面中部采用ZF7200-18/33型支架、過渡架使用ZFG8000-18/33型支架進行支護，由于周期來壓頻繁，在工程應用中采取了以下措施：

(1) 減少液壓支架管路壓力的損失，盡可能提高支架初撐阻力，增強支架支護效果。

(2) 采用馬麗散超前煤體加固措施，防止煤壁片幫、端面冒頂事故。

(3) 每次割煤后及時將液壓支架伸縮板和護幫板推出，保證及時支護。

觀測結果顯示，頂板初次來壓期間，只有小范圍出現煤壁片幫失穩，工作面圍巖得到了有效控制，仰采階段支架平均工作阻力為4 854 kN/架，來壓時最大工作阻力為6 154 kN/架，相當于支架工作阻力的85%， ZF7200-18/33型支架符合8102工作面的支護要求，確保了工作面的安全高效開采，表明動載荷計算法更適合8102工作面支架工作阻力的計算。

5 結論

(1) 采用UDEC2D模擬了不同推進距離下仰斜綜放開采覆巖運移規律和頂板垮落特征，仰斜綜放開采相比于走向近水平綜放開采，頂板不易形成結構，來壓較頻繁，礦壓顯現較劇烈。

(2) 通過對比目前幾種計算支架工作阻力的方法，得到了各類方法的計算結果，結果各有差距，將8102工作面數據代入各種計算方法中, 動載荷計算法計算結果最大，通過對比并為保險起見，確定支架最大工作阻力為6 359 kN/架。

(3) 選用ZF7200-18/33型支架對8102工作面進行支護，支架平均工作阻力為4 854 kN/架，來壓時最大工作阻力為6 154 kN/架，相當于支架工作阻力的90%，符合工作面的支護要求。應用結果表明，相比其他支架工作阻力計算方法，動載荷計算法更適合8102工作面支架工作阻力計算。