深部大采高工作面復合頂板運動規律及支架狀態研究

劉建偉，雷照源，2，馬龍濤

(1.陜西陜煤黃陵礦業有限公司，陜西 黃陵 727307；2.西安科技大學 能源學院，陜西 西安 710054)

煤炭能源的安全高效開采是西部礦區普遍面臨的問題。為了滿足由新時代下國內主要矛盾轉化對能源的需求，煤炭資源開采已向深部邁進[1]。深部開采中地質結構復雜，應力及應力傳播發生明顯變化，礦井呈現典型的“三高一擾動”的運動特點[2-4]。給煤炭開采帶來了巨大的挑戰。根據科學采礦和煤炭革命3.0的煤炭生產理念[5]，煤炭安全生產必須以煤層賦存條件、圍巖結構特征、采動特點為基礎，分析頂板運動及相應支架的受力工況。

影響深部大采高工作面回采的主要因素為采高、推采速度、頂板結構等。王國法等闡述了液壓支架與圍巖剛度耦合、強度耦合、穩定性耦合關系理論的創立與應用，針對厚煤層超大采高綜采，分析“懸臂梁”破壞失穩的空間條件與力學條件[6，7]。龐義輝等對比分析了大采高液壓支架架型、護幫結構對圍巖的適應性，進行了大采高液壓支架結構優化設計及適應性分析[8，9]。婁金福等基于大采高采場覆巖“懸臂梁-層間巖層-砌體梁”結構模型，對特大采高綜采工作面支架合理工作阻力進行了確定。隨著煤炭資源不斷向深部邁進，巖層運動及支架選型的實踐探索及研究具有現實必要性[10]。梁運培等得出了大采高綜采采場關鍵層存在2種結構形態和6種運動型式，并給出了各結構形態和運動型式的形成條件[11]。部分專家根據礦井自身條件，分別進行大采高工作面礦壓、設備選型、煤柱設留等方面進行針對性的研究[12，13]。

上述專家學者均是在走向的基礎上展開大采高工作面圍巖運動、支架工作阻力等方面的研究，工作面方向的頂板運動及支架工況的研究較少。充分借鑒前人的研究基礎，以陜西黃陵二號井為背景，以復合頂板控制為目標，通過現場調查、數值計算、理論分析和現場監測等方法，沿工作面傾向開展深部大采高工作面群復合頂板運動，并分析滿載下支架狀態，對深部礦井建立科學-安全-和諧的開采模式，具有現實的必要性。

1 工程背景

1.1 礦井生產情況

陜西黃陵二號煤礦于黃隴礦區中部，煤炭儲量豐富，頂板結構變化大。是國家批建的14個大型煤炭生產基地(黃隴礦區)的主要生產礦井之一；是陜西煤業能源有限責任公司特大型高產高效現代化礦井；是集團所屬主要優質動力煤生產地之一。地質構造為一傾向北西-北西西的單斜構造，地層傾角一般1°～5°。延安組呈一傾向北西西之單斜構造將井田一分為二，其一位于井田中部，長約34km，寬約2.6～5km；其二位于井田西部，長約28km，寬約3.5km，幅度20～30m。

目前二號煤礦開采的四盤區為單翼開采，設置20工作面，組成大采高工作面群。各工作面走向長度2632m，傾斜長度約300m，工作面之間留設安保煤柱35m。煤層屬穩定～較穩定煤層，選用長壁后退式一次采全高采煤法，全部垮落法處理采空區頂板。直接頂為上部的細粒砂巖和粉砂巖的總和，形成復合頂板。工作面平均每天推進12刀，每刀進尺0.9m。

1.2 圍巖特性

黃陵二礦煤層在埋深500m以上占到總儲量的65%以上，煤層埋藏條件如圖1所示。

圖1 煤層柱狀圖

礦井初期普查勘探結果表明：二號井開采范圍內的四盤區，地表標高+1157～+1364m，井下標高+711～+732m，最大埋深650m，平均埋深約530m；工作面及附近鉆孔揭露的煤層厚度最大7.09m，最小5.1m，平均約為6.2m。四盤區各工作面煤層上覆頂板依次為細砂巖、粉砂巖相互交替疊加圍巖特征，見表1。

表1 煤層頂底板特性

開采過程中采動煤巖應力與儲能隨時間與開采位置變化不斷釋放與轉移，加劇圍巖裂隙發育。單翼工作面有序更替，覆巖空間結構加大，2018年10月至2019年3月，二號煤礦大采高工作面頂板動力學災害頻發。因此對頂板類型的確頂十分重要。

1.3 大采高工作面直接頂確定

大采高工作面造成來壓因素十分復雜，確定深部大采高工作面直接頂厚度、是否為堅硬巖層極為重要。

由文獻可知[14]，大采高工作面直接頂厚度一般為采高的2～4倍。因此418工作面直接頂厚度為煤層上部的細粒砂巖和粉砂巖的組成的復合頂板，約21.2m。通過圍巖覆巖賦存情況，據關鍵層理論硬巖層判別公式[15]，見式(1)：

式中，γ為體積力，MPa；E為彈性模量，MPa；h為巖層厚度，m；j為巖層編號。

418工作面上部的14.8m粉砂巖、183.37m中砂巖為堅硬巖層。

依據巖層破斷形式根據破斷距(l)公式[16]計算出各巖層的破斷距。依次分別為lf=20.76m、lz=67.55m。依據判別式(2)，得出各巖層均為關鍵層。14.8m粉砂巖為亞關鍵層，其破斷、回轉、垮落為整個工作面的回采來壓提供力源。

lk

(2)

開采過程中采動煤巖應力與儲能隨時間與開采位置變化而不斷釋放與轉移，加劇圍巖裂隙發育。工作面頂板出現分層垮落現象，細砂巖會隨工作面回采直接垮落，粉砂巖呈“懸臂梁-砌體梁”結構，生成懸頂，達到破斷后形成周期垮落。易造成煤壁片幫、周期來壓劇烈等礦壓顯現。

2 復合頂板數值模擬

根據四盤區巖層賦存特點，建立FLAC3D三維數值模型，分析工作面更迭下應力分布、變形特征。圍巖力學參數見表2。

表2 圍巖力學參數

模型尺寸為1500m×570m×10m，節點共17586個、劃分網格11468個，工作面模擬至地表。模型設計三個工作面，依次開挖414、416、418工作面，工作面安保煤柱35m。通過Mohr-Coulomb準則計算，分析采動下復合頂板應力—運動—破壞特征。

3 工作面頂板演化規律

3.1 覆巖塑性破壞特征

采動后計算輸出的塑性破壞區分布數據均賦予相對的時間概念。工作面頂板受時空關系、覆巖結構、巖性等因素影響，工作面依次開采后覆巖發生破壞，其演化特征如圖2所示。

圖2 各工作面復合頂板演化規律

414、416工作面依次回采后，整個覆巖均呈現對稱的塑性破壞，以剪切破壞為主。414工作面回采后，頂板細砂巖和103m處巖層塑性貫通；頂板粉砂巖內部210m范圍完整，完整性占到整個工作面的70%。416工作面開采結束后，巖層破壞范圍增大，呈“拱”型破壞特征。103m內覆巖的塑性貫通破壞增加，粉砂巖頂板內部的完整范圍約120m，完整性占整個工作面的40%。414至416工作面開采更替中，塑性破壞高度由273m增至360m。

418工作面開采，加劇了盤區內擾動范圍，如圖2(b)所示。開采穩定后，覆巖塑性破壞加大并具有對稱性，最大破壞高度與416工作面基本一致。418工作面頂板的粉砂巖內部約80m穩定，完整性約為26.7%。此時，各工作面粉砂巖頂板的完整范圍約100m、0m、80m。

由此可知，大采高工作面群覆巖塑性破壞擾高度約360m；工作面復合頂板出現分層垮落現象且粉砂巖具有穩定性。隨開采范圍增大，粉砂巖完整性逐漸降低；粉砂巖為工作面來壓提供力源。

3.2 工作面頂板應力擾動特征

頂板的原巖應力擾動應力是判斷各巖層能量的釋放和轉化的關鍵。為了反映盤區頂板隨層位不同的變化，依次提取沿工作面個位置的應力峰值，如表3所示。第一次(414開挖)計算結果相比較，盤區工作面更迭后，增加了3～4MPa；416、418依次開挖，各巖層應力相差在1MPa內。煤柱受兩個工作面的采動影響的疊加，應力峰值約為工作面側的1.6倍。盤區隨著工作面開挖個數的增加，煤柱應力最終穩定在42MPa左右。

表3 應力峰值特征

三個工作面開采后擾動后，頂板分布規律基本相同，其布情況如圖3所示。工作面開挖擾動后，煤柱側應力變化最大，且粉砂巖峰值略高細砂巖。工作面兩側的應力峰值穩定在工作面邊界在30m左右，工作面中部280m為卸壓區。

圖3 工作面復合頂板應力擾動特征

由此表明：各工作面采動下的頂板塑性破壞、應力釋放具有一定的獨立性。正常盤區工作面更替時，工作頂板應力能夠得的充分釋放。由于復合頂板的協同性和儲能的差異性，粉砂巖的破損-垮落釋放的能量大，易造成工作面動力災害。工作面臨空位置相對應力較為，來壓更為劇烈。

4 支架參數確定

4.1 支架選型確定

通過上述分析，各工作面運動具有獨立性，但隨著工作面的更迭，增加了覆巖的擾動尺寸。因此，支架選型主要考慮“復合頂板-支架”的雙饋作用。

深部大采高工作面復合頂板下的支架必須保證穩定性強、工作阻力高等特點。同時支架必須具備支架水平抗傾和承載能力，以便適應復合頂板運動對支架穩定性影響。工作面復合頂板失穩過程形成了“支架-頂板”的動態力學過程，如圖4所示。

圖4 工作面復合頂板垮落狀態

底板反力作用于支架底座前端為作用點O，根據力矩極限平衡條件可知，支架自重作用方向與支架底座下邊緣的水平距離(b)與煤層傾角(α)成反比，見式(1)、式(2)。支架底座越寬、支架重心越低、支架越穩定，適應性越強。

b=(B/2)cosα-csinα

(2)

式中，α為工作面煤層傾角，(°)；b為支架自重作用方向與支架底座下邊緣的水平距離，m。

因此選用高工作阻力的二柱掩護式支架支護，支架底座寬度初步確定為1750mm。

根據支架支護強度計算公式(3)所示：

P=(6～8)×M×γ

(3)

式中，P為支架支護強度，t/m2；M為采高，取6.0m；γ為頂板巖石容重，2.5t/m3。

由此可知，支架額定工作阻力在9000～12000kN之間，則初撐力在6000～9350kN之間。故此，選用ZY12000/28/63D型掩護式液壓支架。

4.2 支架模擬設計

支架頂梁的整個受力80%作用在立柱后側。受深部、采高大，支架重心高的影響，為確保支架各部件在工作過程中受力，利用ANSYS對支架進行滿載下三維數值計算分析，如圖5所示。頂梁上均勻分布壓力，將頂梁分為兩段，根據頂梁承載頂板的比例(1∶4)，前、后端分別施加1.56MPa和6.24MPa，合力大小等于支架工作壓力12000kN；支座底面全部約束。

圖5

當頂板壓力不斷增大，支架立柱達到額定載荷，安全閥開啟；調整后，立柱的支撐力就表現為頂板壓力的分力。當支架所受合力的作用點偏出支架下部邊緣，將導致支架傾覆。

4.3 應力與位移計算

通過支架進三維數值計算，支架主要構件進行力學特性分析，如圖6—圖9所示：

圖7 位移分布

圖8 移架時位移分布

圖9 頂梁等效應力布

正常支護時，結合圖12支承壓力分析：工作面前上方應力大，導致端頭位移移動量最大(95.41mm)；位移沿著與端頭鏈接的頂梁依次減少，與液壓柱連接處有少量位移(10.6mm)。四連桿和底座處于穩定狀態。

移架過程中除底座外，其余均產生位移。頂梁端頭處的位移量最大，為14.88mm；四連桿位移量少(1.653mm)?？傮w上呈現：由上到下依次減少，底座無位移。

頂梁一直處于支護狀態時，由圖14可知。上部均有受力，頂梁與下部連接處所受的力最大，能達到592.5MPa；距結合處的距離越遠，力越小，最小達到22.15MPa。

連桿受力與圖13相似，連接上下構件受力最大，中部最小。由于受力的方向不同，上部的受力內側向上，最大137.8MPa；下部與上部相反(內側向下)，最大受力為126.9MPa。

綜上所述：支架與煤墻接觸地方位移量大且構件連接處受力大，但該支架具有穩定性與可靠性，滿足實際工作需要，能夠達到安全生產。

5 效果驗證

累計統計418工作面1個月(持續的推采245m)的支架工作阻力監測數據，并利用PM-31電液控制系統自動監測工作面推進過程中支架的工況情況。工作面壓力分布、120#的初撐力、工作阻力，分別如圖11所示。

圖11 418工作面11月支架壓力分布

工作面整體壓力較大且具有分區現象，如圖10所示。高工作阻力主要集中在50#-165#之間，其中分區為55#-100#((2)區)、110#-155#((1)區)；1#50#、170#-175#壓力較小，基本保持在35MPa以下。

圖10 連桿的應力分布

245m的持續推采中，工作面正常生產(無來壓)期間，支架總體的工作阻力有小幅度的起伏變化；當支架位置繼續沿走向方向延伸時，工作阻力發生變化。工作面累計周期來壓7次，其中9～12d周期來壓時間較長，來壓壓力超過40MPa；(1)區比(2)區來壓的時效性較長，且壓力值較大并具有一定的持續性，且45MPa以上較為頻繁。

非周期來壓期間，支架壓力在30～35MPa、35～40MPa分別占有整體的46.17%、32.35%。支架的平均工作阻力為7500～8420kN，是額定工作阻力的62.5%～70.2%之間，支架有一定的富余量；周期來壓期間支架加權平均工作阻力為10550kN，是額定工作阻力的87.9%，其中最大工作阻力為11312.8kN，為額定工作阻力的94.2%，表明支架能夠適應周期來壓期間的頂板壓力。

工作面120#初撐力及工作阻力連續監測9200次。

120#支架初撐力平均值在500kN左右，最大值達到660kN；工作阻力最大值在11070kN，平均壓力在約9850kN，且多次出現應力波峰變化。由此表明ZY12000/28/63D型掩護式液壓支架在支撐過程中有一定富余量，能滿足生產的需求。

6 結 論

1)大采高工作面群頂板的細砂巖隨采隨落；粉砂巖具有承載性，并為礦井提供來壓力源。各工作面采動下的頂板塑性破壞、應力釋放具有一定的獨立性。且更迭后覆巖塑性破壞高度達到約360m，并保持穩定。

2)受工作面更迭影響，后續工作面中后部壓力大于其他位置。確定了四盤區選用高工作阻力的二柱掩護式支架支護，型號為ZY12000/28/63D。

3)支架的平均工作阻力是額定工作阻力的62.5%～70.2%之間；周期來壓期間支架平均工作阻力是額定工作阻力的87.9%，最大工作阻力，為額定工作阻力的94.2%，表明支架能夠適應周期來壓期間的頂板壓力。能夠滿足生產的需求。