大采高采場覆巖結構建模與支護適用性分析

謝鑫龍

（山西省煤炭建設監理有限公司，山西 太原 030012）

中國煤炭資源豐富，厚煤層資源約占全國煤炭總儲量的44%。因此，厚煤層的開發利用程度決定著我國煤炭的技術研究和經濟效益。大采高技術以其高產、高效、低成本等優點在我國礦山得到了廣泛應用。事實上，它正在成為中國厚煤層的首選開采工藝，特別是在晉城、六安、大同、陽泉、邢臺、徐州、兗州、阜新、神府和東勝等煤田。隨著工作面生產潛力顯著提高，大采高工作面也表現出與常規全機械化工作面顯著不同的巖層行為，過高的頂板壓力和較差的支護穩定性阻礙了該技術的潛力進一步釋放。前人對大采高采場頂板控制設計進行了研究，取得了豐富的研究成果和實踐經驗。如由于支架屈服能力不足，在動壓沖擊作用下，支架失效導致了頂板垮塌事故；由于采場支架工作阻力不足，導致支架失效而導致的頂落事故。造成這些事故的主要原因是指導大采高采場頂板控制設計的頂板控制理論尚不成熟，未能有效解決大采高工作面頂板事故暴露量高于常規FMM工作面的問題。因此，研究大采高FMM（或FMC）頂板移動規律，確定大采高工作面最佳支護工作阻力，是對保證大采高工作面安全生產、提高生產效率和煤炭資源具有重要的理論和實踐意義恢復[1-5]。

為了求解大采高采場支護穩定性問題，在對大采高采場上覆巖層結構進行建模后，研究了這些采場的上覆巖層結構和移動規律，建立了不同頂板控制要求下的支護強度和支護屈服度的設計準則，目的是為大采高采場合理選擇支護方式提供理論參考。

1 直接頂和主頂的結構確定

采高的變化導致上覆巖層移動空間的變化、巖塊旋轉角度的變化以及裂隙的發育。開采大采高厚煤層時，由于一次性采厚大幅增加，采空區空間增大，直接頂落帶和主頂破斷移動帶也會大幅增加。原來的直接頂落后，不足以填滿采空區，在上覆巖層中留下很大的裂隙空間。這樣，直接頂的部分巖層可以變成直接頂板。這增加了直接頂中存在大跨度懸架頂的硬巖的概率；頂板的范圍將使采場的地層數量和總厚度減少，直接頂板的高度將會增加，和采場暴露的可能性引起的動壓影響斷層運動將會顯著降低。此時，上覆巖結構模型如圖1 所示，直接頂出現大跨度懸架頂。直接頂一般定義為采空區內所有落巖的組合，在前進方向上傳遞力不能保持連通，全部由支架承擔重量。主頂是指在掘進方向上傳遞力始終保持聯系且對采場巖層性質影響顯著的巖層。因此，以往直接頂的定義不再適用于大開采高度的開采作業。在此操作下，直接頂必須定義為采空區內所有落巖巖層的組合，其傳遞力在前進方向上不能保持聯系，全部或部分由支架承擔重量。

圖1 “單關鍵層”采場結構

煤壁頂板底板支護“CW-R-F-S”系統中各因素相互影響。如頂面距離增大，頂板下沉，煤壁肋剝落深度增大，而頂面距離增大導致頂板下沉增大，進而導致頂面肋剝落深度增大。與頂板沉降高度等各因素之間的關系為非線性關系。因此，“CW-R-F-S”系統是一個非線性的、多重的、交互的時間變式系統。通過計算機模擬，可以定性和定量地處理高階段、非線性、多交互時間變式問題。在宏觀經濟、項目管理、物流、供應鏈、戰略管理、環境承載能力、礦區規劃等方面得到了廣泛的應用。通過計算機模擬，可以有效地應用于支護-圍巖系統的整體穩定性研究。

2 SD 模型的建立

支護—圍巖系統在空間上由“煤墻—頂板—底板—支護”組成，具體上由“煤墻直接頂—直接底板—單支護”組成。由于工作面中的“CW-R-F-S”系統是一個隨著工作面推進的動態系統，因此可以將系統的時間邊界定義為一個開采周期。邊界內為煤壁、直接頂板、直接底板和單支架，邊界外為與推進速度等系統相關的生產環境。為研究“CW-R-F-S”系統目標控制的穩定性，我們可以選擇下列因素為主要變量的系統，如等效電阻的支持（人），額定工作阻力的支持（依據），頂板塌陷的端面（RSHF）煤壁肋片剝落深度（DCWRS）、端面距離（TFD），推進的速度工作面（ASWF），工作面合理推進速度（RASWF）、頂板沉陷（RS）、頂板沉陷速度（RSV）、底板沉陷距離（FS）、支護支架等效阻力（ERSG）、支護支架額定阻力（RRSG）、工作面頂板沉陷速度（RSVHF）、支護支柱最大沉陷（MSSP）、開采周期時間（MCT）、地板比壓力（SPF）、地板極限壓力（LPL）、支撐阻力應用比（ARSR）、支撐阻力添加率（RSRA）、泵比壓力（SPP）、泵額定壓力（RPP）、原端面距離（OTFD）、地板對ARSR 的影響系數（ICFARSR）、煤層壁肋剝落速度（VCWRS）、支護穩定系數（SCS）、SCS 對ARSR 的影響系數（ICSCSARSR）、控制支護距離（UCDS）、支護支護長度（SGL）、支護長度應用比（ARSGL）、煤壁與距離（PCWSG）、支架護套阻力的應用比（ARSGR）、支架護套阻力添加率（RSGRA）等。

2.1 模擬SD 模型的設計

為得到“CW-R-F-S”系統穩定性與ASWF、OTFD、支護阻力、SGL、SCS 等影響因素之間的關系，結合煤礦15104 工作面地質及生產情況，利用Vensim軟件模擬了FMMLMH 工作面“CW-R-F-S”系統在不同工況下的穩定性，如表1 所示。

表1 仿真項目

2.2 基本假設

為了建立系統模型，假設“CW-R-F-S”系統的運動是可控的，說明“CW-R-F-S”系統的變形是可接受的；支護選擇合理，即工作阻力符合圍巖變形規律；模擬參數對圍巖變形速度影響不大。

本文利用Vensim 軟件將仿真值與支護抗力（ERS）、DCWRS、RS 和RSHF 的實測值進行比較，如圖2 所示。由圖2 可知，ERS、RS、DCWRS 和RSHF 仿真值與實測值的最大誤差分別為5.33%、9.9%、18.8%和82.11%；它們之間的平均誤差分別為2.11%、2.86%、7.23%、30.51%，最小誤差均為0。仿真結果與實測結果吻合較好，表明SD模型是有效的。

圖2 仿真值與實測值的對比

3 仿真結果分析

影響采場巖層動態的巖層是有限的、可知的、可變的。實際應用表明，對采場巖層性質有顯著影響的巖層僅限于“直接頂”和“主頂”等很小一部分上覆巖層。根據到支架的距離、巖性和采場“主頂”內巖層的厚度，上覆巖層結構可以是“硬-硬”“弱-硬”“硬-弱”和“弱-弱”。后兩類為“單關鍵層”結構，前兩類為“雙關鍵層”結構。

如下頁圖3 所示，RASWF 分別為2 m/d、4 m/d、8 m/d，即MCT 分別為420 min、210 min、105 min 時“CW-R-F-S”系統穩定性的變化。從圖3 中可以看出，由于ASWF 的加速和MCT 的減小，使得累積變形減小，因為圍巖變形與時間存在函數關系。當RASWF為8 m/d 時，由于MCT 過短，ERS 和ERSG 無法達到其額定值。因此，適當地加大ASWF 的推進速度，可以保證“CW-R-F-S”系統的穩定性處于良性循環狀態。

圖3 ASWF 對“CW-R-F-S”系統穩定性的影響

OTFD 的定義是指支架尖端與煤壁之間的水平距離，在不發生肋骨剝落的情況下。下頁圖4為“CW-R-F-S”系統在OTFD 分別為0 mm、340 mm 和1 180 mm 時的穩定性變化。OTFD 的增加對RS 的影響不大，但對DCWRS 和RSHF 有發現的影響，特別是當OTFD 大于340 mm 時，DCWRS 和RSHF 急劇增加。TFD 的增加會降低ARSR 和ARSGR，支撐阻力達到RWRS 和ERG 的時間會增加。因此，圍巖控制效果并不理想。

圖4 OTFD 對“CW-R-F-S”系統穩定性的影響

4 結語

隨著開采高度的增加，直接頂厚度會大幅度增加，直接頂出現大跨度懸架頂板硬巖層的可能性也會增大。工作面“CW-R-F-S”系統的SD 模型能夠很好地反映支護與圍巖的關系，用Vensim 軟件，分析了“CW-R-F-S”系統在15104 工作面煤礦支護穩定性。