大傾角綜采工作面液壓支架運行狀態(tài)分析及保護煤柱參數(shù)研究

武永剛

（山西焦煤集團有限責任公司屯蘭礦，山西 古交 030206）

引言

我國蘊藏煤炭資源的地域分布廣泛，煤炭所存儲地域的地質(zhì)條件、煤層條件復雜，為保證各地域煤礦的安全開采，保證煤礦的資源利用率、回采率和服役年限，采用合理、有效的巷道支護方式尤為重要。對于大傾角煤層而言，制約其生產(chǎn)效率的主要因素為對頂板管理不到位。因此，針對大傾角綜采工作面掌握礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，并根據(jù)液壓支架的運行狀態(tài)，合理確定煤層區(qū)段保護煤柱的參數(shù)對于高效、安全生產(chǎn)具有重要意義[1]。本文將重點對32147 工作面的液壓支架運行狀態(tài)進行分析，并完成保護煤柱參數(shù)的優(yōu)化研究。

1 大傾角煤層工作面采煤方法選擇及礦壓規(guī)律分析

本文將對適用于大傾角煤層采煤方法進行概述，分析大傾角煤層工作面開采時存在的技術(shù)難點和可采用的頂板控制技術(shù)。結(jié)合32147 工作面的實際情況對其礦壓顯現(xiàn)規(guī)律進行分析，為后續(xù)液壓支架工作狀態(tài)的分析奠定基礎。

1.1 適用大傾角工作面的采煤方法

本文所研究32147 綜采工作面煤層的平均傾角為35°，屬于大傾角綜采工作面；而且該綜采工作面地質(zhì)條件復雜，各階段斷裂構(gòu)造的差別較明顯，頂板管理困難；同時，工作面的褶皺構(gòu)造的長度也存在明顯的差異。上述問題均為大傾角綜采工作面開采時的難點。

為保證大傾角綜采工作面的安全開采需對頂板進行有效管理，包括在正常時期、特殊時期的管理。其中，特殊時間的頂板管理包括來壓及停采前的頂板控制、過斷層及頂板破碎帶頂板控制、片幫冒頂防治技術(shù)（防止片幫冒頂和處理片幫冒頂兩項舉措）。

結(jié)合32147 綜采工作面的開采難度和常規(guī)的頂板管理控制技術(shù)，適用于大傾角綜采工作面的開采技術(shù)包括有水力采煤方法、斜坡采煤方法、長孔爆破采煤法、偽斜柔性掩護支架采煤方法、急傾斜綜合機械化采煤方法和液壓支架放頂煤采煤方法[2]。

綜合對各種采煤方法對應的煤炭回收率、煤炭回采率、勞動優(yōu)勢以及綜采設備的優(yōu)勢，針對32147 綜采工作面的實際情況，將采用大傾角綜合機械化采煤方法對煤層進行開采。

1.2 大傾角工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律

針對礦壓顯現(xiàn)規(guī)律的研究，本節(jié)通過建立模型對其進行數(shù)值模擬研究。首先，需對現(xiàn)場巖層進行采樣，對其巖石力學性能進行測試，測試結(jié)果如表1 所示。

表1 32147 綜采工作面力學性能測試結(jié)果

結(jié)合上述參數(shù)搭建一個長度為100 m、高度為100 m 的數(shù)值模擬模型。本文重點研究內(nèi)容為對液壓支架運行狀態(tài)分析和保護煤柱參數(shù)的優(yōu)化。因此，此處僅列出礦壓顯現(xiàn)規(guī)律的分析結(jié)果：

1）由于32147 綜采工作面的底板比頂板的力學性能低，當初次來壓后，工作面的底板巖層首先出現(xiàn)破壞和底鼓的現(xiàn)象。

2）綜采工作面應力集中的位置主要處于煤壁前方8～12 m。

3）32147 綜采工作面直接頂?shù)某醮慰迓洳骄酁?9.5 m，周期垮落步距為6.5 m；老頂?shù)某醮蝸韷翰骄酁?5.6 m，周期來壓的步距為14.24 m。

2 大傾角綜采工作面液壓支架運行狀態(tài)研究

為充分掌握工作面液壓支架的運行狀態(tài)，本節(jié)將通過設計監(jiān)測方案對液壓支架支護阻力頻率、整體平均受力情況進行分析。

2.1 監(jiān)測方案的設計

在工作面上順槽和下順槽分別設置4 個監(jiān)測點，其中，在上順槽主要對工作面的ZJ3600-11/23 型液壓支架進行監(jiān)測，監(jiān)測點包括28 號、29 號、30 號和31 號；在下順槽主要對工作面的ZZ6000 型液壓支架進行監(jiān)測，監(jiān)測點包括37 號、38 號、39 號和40 號。所選的監(jiān)測系統(tǒng)為KBJ-2004B 型礦用多功能監(jiān)測系統(tǒng)，并分別在上順槽和下順槽各布置一臺[3]。

2.2 運行狀態(tài)

對上、下順槽液壓支架運行監(jiān)測結(jié)果進行統(tǒng)計，并得出如表2 所示的監(jiān)測結(jié)果。

表2 液壓支架初撐力與末阻力監(jiān)測結(jié)果

分析可知：當前工作面所配套液壓支架的前柱和后柱的載荷不一致，平均呈現(xiàn)為前柱的工作阻力大于后柱，且前后柱的載荷比范圍在2～8.35 之間，波動范圍較大；此種情況極易導致單個液壓支架由于應力集中的情況而損壞。具體推算至實際生產(chǎn)中，所面臨的情況為工作面頂板直接頂直接破碎，從而導致液壓支架后部出現(xiàn)垮空的現(xiàn)象[4]。

3 大傾角煤層區(qū)段保護煤柱參數(shù)研究

鑒于當前液壓支架并未能夠?qū)敯暹M行有效管理，即在開采中存在一定的安全隱患。因此，需要對工作面煤柱寬度進行重新確定。為保證工作面巷道的穩(wěn)定性，需要綜合工作面的卸載松散區(qū)（破裂區(qū)）、塑性強化區(qū)（塑性區(qū)）、彈性變形區(qū)和原始應力區(qū)的情況。本節(jié)將通過理論計算和數(shù)值模擬的兩項手段綜合確定保護煤柱的寬度。

3.1 煤柱寬度計算

結(jié)合相關規(guī)范，大傾角工作面煤柱穩(wěn)定運行狀態(tài)所要求煤柱寬度B 的計算公式如式（1）所示：

式中：R 為工作面煤柱在巷道一側(cè)的塑性區(qū)域半徑，取1.5 m；m 為32147 綜采工作面的煤層厚度，取2.81 m；X0為工作面煤柱在巷道一側(cè)的塑性區(qū)寬度，取8.76 m。

將上述參數(shù)代入式（1）中，得出適用于大傾角綜采工作面的煤柱寬度范圍為13.07～15.88 m。

3.2 煤柱寬度的數(shù)值模擬分析

結(jié)合32147 綜采工作面的地質(zhì)、煤層條件建立RFPA 模型，模型的長度為60 m、高度為75 m，分別對煤柱寬度為30 m、22 m、15 m 和12 m 的情況進行對比分析其對應巷道狀態(tài)對比如圖1 所示，并得出如下結(jié)論：

圖1 不同煤柱寬度對應巷道狀態(tài)對比

1）當煤柱寬度為30 m 和22 m 時，在綜采工作面和煤巷之間的護巷煤柱兩側(cè)均形成塑性變形區(qū)，巷道處于絕對穩(wěn)定狀態(tài)。

2）當煤柱寬度為15 m 時，綜采工作面和煤巷之間的護巷煤柱兩側(cè)形成塑性變形強化區(qū)域和小部分的彈性區(qū)域。此時，巷道處于臨界穩(wěn)定狀態(tài)。

3）當煤柱寬度為12 m 時，綜采工作面和煤巷之間的護巷煤柱兩側(cè)形成塑性變形強化區(qū)域和卸載松散區(qū)。此時，巷道處于非穩(wěn)定狀態(tài)[5]。

考慮到煤柱過寬容易造成煤炭資源浪費，結(jié)合理論計算結(jié)果，最終確定煤柱寬度為15 m。

4 結(jié)論

液壓支架作為綜采工作面的關鍵支護設備，其對頂板的管理效果直接影響煤礦的安全生產(chǎn)。本文重點對32147 綜采工作面的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律、液壓支架運行狀態(tài)進行分析，完成了保護煤柱寬度的綜合優(yōu)化確定，并總結(jié)如下：

1）2147 綜采工作面直接頂?shù)某醮慰迓洳骄酁?9.5 m，周期垮落步距為6.5 m；老頂?shù)某醮蝸韷翰骄酁?5.6 m，周期來壓的步距為14.24 m。

2）當前工作面所配套液壓支架的前柱和后柱的載荷不一致，此種情況極易導致單個液壓支架由于應力集中的情況而損壞，從而導致液壓支架后部出現(xiàn)垮空的現(xiàn)象。

3）綜合理論計算和數(shù)值模擬分析結(jié)果，綜合確定煤柱寬度為15 m。