王繼貴

(西山煤電(集團)公司 東曲礦，山西 古交 030203)

韓咀煤業(yè)有限公司2107 工作面開采的2#煤層平均厚度6.47 m，上分層已于20 世紀90 年代采用巷柱式采煤法開采，采厚平均2.3 m，下分層留4.17 m左右的實體煤。由于受舊采殘留煤柱與空區(qū)、空巷等影響，下分層開采時礦山壓力顯現(xiàn)有別于實體煤工作面。舊采殘留的空區(qū)、空巷沿煤層走向、傾向交錯布置，缺乏規(guī)律性，且較多巷柱之間留有大量浮煤。因此，確定此復采工作面支架合理初撐力與工作阻力成為該工作面安全高效開采的關鍵。

由于2107 復采工作面特殊的頂板條件，工作面推進將交替通過舊采遺留的空區(qū)和煤柱，工作面壓力的分布特征呈高低交替變化式，分布也呈交替變化特征。故工作面支架合理初撐力與工作阻力的大小也隨頂板壓力交替變化而變化。

1 復采工作面支架的初撐力

1.1 空區(qū)下工作面支架初撐力

對于舊式“采頂留底”方法開采后的復采工作面，空區(qū)下的工作面留設頂煤較薄，且狀態(tài)不穩(wěn)定，支架初撐力太高時容易將不厚的頂板頂透或頂碎，這對頂板的支護管理不利。因此，空區(qū)下復采工作面初撐力設計應較低，但也須保證頂板不致下沉過快，同時兼顧推溜和拉架的力量要求。因為初撐力設計低了，泵站工作壓力就低，就會導致千斤頂?shù)牧α孔冃。瑥亩荒鼙ＷC工作面支架的移架過程順利進行。

綜采工作面正常生產(chǎn)時，支護條件下被切割的煤體，需經(jīng)受完整、破壞發(fā)展及裂隙發(fā)育3 個階段，狀態(tài)在變化過程中煤體內(nèi)部出現(xiàn)大量裂隙。復采工作面除受采動影響外，頂板一般為舊采殘留的“空區(qū)—煤柱”，交錯分布，故煤柱以及工作面頂煤破壞裂隙更加嚴重。存在裂隙的支護對象支撐前狀態(tài)見圖1。

圖1 支架支撐前支護對象狀態(tài)示意圖

當工作面推進至空區(qū)下方時，由于支護對象厚度較小同時存在大量裂隙，即使工作面空間內(nèi)是安全的，頂煤卻同樣可以失穩(wěn)。此時頂煤的失穩(wěn)是支架初撐力過大使其上方頂板被剪切破壞造成的，即將不厚的頂板頂透或頂碎(見圖2)，造成頂板管理維護的困難。

圖2 初撐力過大支護對象失穩(wěn)示意圖

根據(jù)頂板巖層控制的基本要求，支護系統(tǒng)的最低主動支護強度(支架初撐支護強度)應不低于直接頂巖層的自重，但如果支架的初撐力F0過大，可能會造成工作面支護對象的破壞。因此，當工作面支架穿越空區(qū)下時，現(xiàn)場操作人員應以保證支架頂板與留設的煤皮接實為原則，防止支架初撐力過高頂破頂板。液壓支架初撐力必須滿足:

式中:F0—支架初撐力，kN;

［τ］—支護對象的抗剪強度;

K—拉應力集中系數(shù)，一般取6;

ρ—煤體的平均密度，kg/m3;

g—重力加速度，m/s2;

S1—支護面積，m2。

1.2 煤柱下工作面支架的初撐力

通過殘留煤柱的復采工作面，其支架初撐力除能控制早期頂板下沉并保持工作面直接頂完整外，還需能保證支架的工作狀態(tài)符合其設計的增阻規(guī)律。需要注意的是，復采工作面上方的殘留煤柱，會由于集中應力的影響，使頂板的完整性遭到破壞，故此條件下支架初撐力除應滿足以上條件外，還需平衡煤柱集中應力，即對頂板完整性維護的能力要求較高。

若支架的初撐力過低，則其上方頂板內(nèi)裂隙進一步發(fā)育，最終造成其重量全部由液壓支架承擔，工作面可能會出現(xiàn)冒頂，給工作面的安全生產(chǎn)帶來嚴重威脅。由于支架初撐力太小不能平衡直接頂下沉的重量而造成支護對象失穩(wěn)情況示意圖見圖3。

圖3 初撐力過小支護對象失穩(wěn)示意圖

由此分析，煤柱下復采工作面支架初撐力F0須大于臨界初撐力P0。以非周期來壓期間，支架控制直接頂巖層運動應具備的合理初撐力為依據(jù)，臨界初撐力可確定為:

式中:

LC—支架長度，m;

LD—端面距，m;

hz—直接頂巖厚度，m;

γz—直接頂巖層的容重，kN/m3;

LR—支架寬度，m。

對于不穩(wěn)定頂板:P0H=1.35P0

對于中穩(wěn)定頂板:P0H=1.2P0

對于穩(wěn)定頂板:P0H=1.1P0

P0H為理想初撐力值。

2 復采工作面支架的工作阻力

2.1 空區(qū)下工作面支架工作阻力

位于空區(qū)下方的工作面在開采過程中，其支架主要承擔的是上方部分頂煤的重量?？紤]到工作面頂板厚度、載荷層以及地質(zhì)構造等影響因素，使得頂板的破裂不一定能夠形成穩(wěn)定的平衡結(jié)構。另外，工作面基本頂破碎長度不一定是固定的，使得其周期來壓步距也是一個范圍。因此，支架工作阻力可按給定載荷方法進行估算。頂板控制力學模型見圖4。

圖4 空區(qū)下頂板控制力學模型圖

基本頂以載荷形式給予支架的力為P1，基本頂失穩(wěn)瞬間，其全部重力均由支架承擔，則有:

式中:

h—基本頂及上覆承載層厚度，m;

γ1—基本頂巖石容重，N/m3;

B—支架寬度，m;

L—基本頂斷裂長度，m。

由此確定，P1的大小即為空區(qū)下復采工作面支架工作阻力的值。復采工作面實際開采過程中，其上方的空區(qū)內(nèi)可能會因頂板的部分垮落而充填了松散煤巖，使得其工作阻力承擔了基本頂與松散塊體兩部分重量，使得實際工作阻力大于P1。

2.2 煤柱下工作面支架工作阻力

韓咀煤業(yè)有限責任公司2107 工作面上分層殘留煤柱寬度不一，且分布無規(guī)律，但多數(shù)屬兩側(cè)采空狀態(tài)，其長期承受的支承壓力與煤柱寬度密不可分。

B 表示煤柱寬度，L 表示煤柱支承壓力影響范圍。當B ＞2L 時，煤柱表現(xiàn)為中間低兩端高的支承壓力，中央表現(xiàn)為原巖應力狀態(tài)(見圖5);當L ＜B ＜2L 時，煤柱上方支承壓力表現(xiàn)為馬鞍型狀態(tài)(見圖6);當B ＜L 時，煤柱兩側(cè)支承壓力較小，中央載荷急劇增大，其應力分布趨于均勻(見圖7)。韓咀煤礦殘留煤柱受力狀態(tài)多為后兩種。

圖5 煤柱寬度很大時彈塑性變形區(qū)及鉛直應力

圖6 煤柱寬度較大時彈塑性變形區(qū)及鉛直應力

當復采工作面推進通過煤柱過程中，工作面支架工作阻力隨著煤柱寬度不同其出現(xiàn)最大值的位置也不相同，可能在煤柱正下方，也可能會出現(xiàn)在煤柱邊緣，最大值能達到4 ～5γh。復采工作面正常生產(chǎn)過程中，煤柱兩幫位置必然會破壞嚴重，導致煤柱的塑性區(qū)寬度增大。這就使得工作面在煤柱邊緣處頂板難以維護，并且工作面推進進入煤柱一段距離后工作阻力才達到最大值即4 ～5γh。

圖7 煤柱寬度較小時彈塑性變形區(qū)及鉛直應力

若煤柱足夠?qū)?，復采工作面進入煤柱下方其工作阻力的確定與一般實體煤工作面確定方法類似。雖然舊采殘留的煤柱由于集中應力以及采動的影響有較多裂隙，煤柱下工作阻力仍可按給定載荷方法估算。其中，基本頂可取工作面上方頂煤的厚度，直接頂取煤層上方直接頂巖層的厚度，基本頂以載荷形式給予支架的力為P1，則有:

式中:

h—基本頂及上覆承載層厚度，m;

γ1—基本頂巖石容重，N/m3;

B—支架寬度，m;

L—基本頂斷裂長度，m。

復采工作面的基本頂破裂過程中，其基本頂直接頂?shù)娜恐亓芍Ъ艹袚?，以此可估算支架的支護阻力P 為:

式中:

LK—控頂距，m;

γ—直接頂巖石容重，N/m3;

∑h—直接頂厚度，m;

β—斷裂角。

煤柱下復采工作面頂板控制力學模型見圖8。

圖8 煤柱下頂板控制力學模型

綜上可知，復采工作面位于煤柱下方時，其工作阻力的確定與煤柱寬度、工作面位置以及頂板煤巖性質(zhì)等有關。確定復采工作面支架工作阻力可根據(jù)以上確定的P 值和4 ～5γh 值，取兩者中的較大值。

3 結(jié) 論

通過對復采工作面特殊頂板地質(zhì)條件進行理論研究與受力分析，得出舊采采用“采頂棄底”方法開采后，遺留的復采工作面支架初撐力與工作阻力的確定應分空區(qū)下、煤柱下兩種狀態(tài)來分析。

復采工作面位于空區(qū)下方時，其支架初撐力以其不會將頂板頂透或頂碎為原則，此時需滿足:F0≤(［τ］+Kρgh)S1;煤柱下復采工作面支架初撐力不能太小，需保證能夠防止直接頂?shù)脑缙陔x層與破碎，其最小臨界應力為:P0=(LC+LD)·hz·γz·LR.

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