急傾斜厚煤層短壁綜采礦壓顯現規律研究

張南翔

（孝義市應急管理局，山西 孝義 032300）

近年來，國內外專家對急傾斜煤層的開采進行了深入研究，并為現場生產管理提出了相關理論。因為當前具備的特殊性，相對的研究結果無法有效的對煤礦壓力當前體現的某些特征進行確認。因此，研究急傾斜煤層工作面開采巖石壓力的發生模式并確定可接受的參考參數是提高工作面圍巖控制水平的關鍵之一。

1 數值模擬分析

1.1 數值計算模型

根據某礦的地質條件，設置了數值相關的計算模型。模型工作面其兩條帶的寬度為2.25 m，高度為2.3 m，通道距離工作面的回風巷道80 m。高度為4.5 m，長度為10 m。為了支護支柱，支護之間的距離為800 mm×800 mm（與現有的材巷支護程序相同）。整個3D模型的大小為150 m×400 m×500 m，計算模型分為89 760個單元以及95 940個節點。模型中煤層當前傾斜角度在設置上為45°。底面限制X，Y和Z方向的自由度，頂面沒有限制。

1.2 煤巖力學參數選取

按照巖石力學在地質上的調查以及實驗結果，出于到巖石當前產生的尺寸效應，計算模型里選擇巖體力學相關的參數詳見表1所示。

表1 計算采用巖石力學參數

1.3 數值模擬計算結果及分析

時間是數值建模的關鍵領域之一。隨著工作面的不斷運動，在剪切和伸展過程中，直接頂和老頂的破壞繼續發生，表明直接頂和老頂逐漸塌陷。當工作面移動40 m時，大面積的采空區頂板會出現塌陷，工作面形成了應力減小區，應力約為7.5 MPa，工作面兩條條帶末端的應力相對較大。這基本上對應了礦山壓力的理論。當工作面移動40 m和56 m時，兩個條帶的工作間隙和損壞區域如圖1和下頁圖2所示。

圖1顯示，對工作表面的回風巷道的損壞范圍明顯大于對工作表面的輸送路徑的損壞范圍。這僅是由較小的應力引起的，而是由較大的位移引起的，這也反映了對工作端板的大規模損壞的原因。

圖1 工作面推進40 m時處破壞區圖

由圖2顯示，損傷區域的分布規律與初始壓力基本相同。當將工作面移動40 m時，工作面的頂部會造成較大的損壞區域。

圖2 工作面推進56 m時處破壞區圖

當工作面移動56 m時，會出現間歇壓力，間歇壓力階躍為16m，基本上相當于由經驗公式計算的13.2 m。按下步距的時間段的經驗公式類似于公式（1）：

該次數的計算模擬了一個長度為90m（開口10m，出口80 m）的煤層的發育，并通過分析獲得結果能夠獲得以下結論：

1）通過仿真可以得出，在進行開采的而是后，工作面當的垂直應力大概的10 MPa，峰值當前的應力出于工作面前方大概11 m的位置，其自身最大的應力大概達到了12 MPa，應力集中的系數達到了1.2。

2）在峰值應力到達工作面返回管道其中較大的一個部分前，這一部分當前垂直應力在較大程度上會保持不變，并垂直應力需要達到9 MPa。

3）在峰值應力提升到工作面里回風巷中較大部分的時候，巷道頂板當前的垂直應力會逐漸的提升到大約10 MPa。車道頂板的向下位移比其他地方大得多，而煤壁處當前的位移會不斷的增加。這可能是因為碳壁其高內應力導致的的。

2 礦山壓力監測

2.1 礦壓觀測線布置

為了充分理解復雜煤層中短壁綜采工作面選擇支架當前的工作阻力，確認工作面間歇壓力波動上的距離以及強度，認識到支架當前的載荷分布特性以及確認支架當前在工作上的阻力，并評估其對傾斜煤層的適應性。在本文中，將在+730的水平下觀察工作面在地下產生的壓力。觀察其中包含工作面當前的支護阻力以及支護物自身的適應性。

1）在自港道口開挖起每隔10 m的兩段工作面中，設置壓力尺以測量工作面的進給范圍。

2）從工作面回風巷下方約5 m開始，沿著工作面每10 m，從上至下設置一條控制線，編號為1，2，3，…，5。讀取高度和支護的工作阻力，以及測量或讀取精度，以毫米和兆帕為單位，測量線在測量區域的上方和下方延伸6 m，總共有5條測量線。

3）為了初步支護兩個工作面條，每4 m設置一個測量點，并且兩個工作面條各有5個測量點，以測量立柱的工作阻力，機架的高度。可移動機架的頂部和底部以及高度，其精度以毫米和兆帕為單位。另外，測量新支護桿的操作阻力，頂部和底部高度以及可移動支護桿的高度。

4）為了支護上端和下端（4個橫梁和12根柱子或端支架），每6個測量點，在上端和下端總共有12個測量點，用于測量柱的工作阻力。

2.2 工作面液壓支架工作阻力觀測結果

底部液壓支架工作阻力的觀測數據的統計分析結果表2。

表2 工作面液壓支架工作阻力觀測統計分析結果kN

從表2中可以發現工作面的礦壓顯現具有以下特征:

1）在工作面循環過程中，底部液壓支架上產生的負載不斷的提升，可是因為3根測量線里在工作面下端其測量線獲得的改變工作阻力發展的方向不斷的提升。區別在于，機架的工作面阻在循環中為5號相對平穩地增加，而機架30號和60號的工作電阻在循環中突然增加，但增加了在第30號幀的跳躍中的“跳躍”小于第60號架的。

2）工作面的支護承受得更少：支護的平均安裝力為1 517.3 kN，是標稱安裝力2 616 kN的58%。工作表面支護的平均工作電阻達到了2 048.3 kN，其屬于額定工作電阻（3 200 kN）%的64；負載當前比較高的30號架的平均工作阻力只是標稱工作電阻其自身的69.4%，相對較低的（5號機架）平均工作電阻只是標稱值的57%。可以看出，當大傾角完全機械化時，支架上的載荷很小，支架的性能能夠滿足提出的要求。

3）在整體進行觀察的同時，幾乎所有支護物都顯示出增加的阻力運行狀態，支護物5號，30號，60號的初始支護力及其終點分別為1 333.9、1 636.7和151.3 kN。循環阻力為2 035.5、2 469.9、2 323.4 kN，是相應支架的安裝力的1.53、1.51和1.47倍；按照當前工作面所處在的一般位置，支護的平均安裝力為15173kN，到周期結束時，支護力增加到2276.3kN，這屬于支架進行平均安裝力所能夠達到的1.50倍。

4）觀測站當前最大工作阻力低于額定工作上產生的阻力，這顯示出ZY3200/13.5/28型支架可以對采礦強度提出的要求給予滿足。

2.3 工作面周期來壓特點

在修整工作面的循環中，壓力的觀察數據隨工作面的移動獲得的支護件的工作阻力的變化趨勢如圖3所示。由圖3可以得出結論，木城澗短壁綜采工作面承受間歇性壓力。提供以下特征：

圖3 支架工作阻力隨工作面推進的變化趨勢圖

工作面周期并不明顯。從整個工作表面的角度來看，除了30號機架外，其余支護件的周期性壓力都不明顯。工作面的循環壓力步長為9~17 m，平均循環壓力步長為11.8 m。施加壓力時的載荷為1 961.2 kN，支護載荷為2 692.4 kN，施加壓力時的動載荷系數為1.38。

在工作面的不同位置處的周期性壓力的指標明顯不同，為進行比較，在工作面的兩端處的周期性壓力小于在工作面的中部。在周期性壓力下，工作面下端的支護載荷達到了2 160~2 900 kN，上端則是2 080~3 000 kN，動載荷系數是1.15~1.43。中部在承受壓力的時候，支護載荷能夠達到2 670~3 160 kN，動載荷系數可以達到1.30~1.66。假如按照中間支護物在載荷變化去完成周期性步距的確認，獲得平均周期性當前的步距達到了11.3 m。

3 結語

通過對礦壓力的數值模擬和監測，發現工作面的周期性壓力影響較大，兩端的周期性壓力小于工作面中部。工作表面的初始壓力步進距離約為40 m，周期性壓力步進距離為16 m，動態載荷系數為1.38。計算結果通常與現場觀察結果一致。