复采工作面支架的合理初撑力与工作阻力

王继贵

(西山煤电(集团)公司 东曲矿，山西 古交 030203)

韩咀煤业有限公司2107 工作面开采的2#煤层平均厚度6.47 m，上分层已于20 世纪90 年代采用巷柱式采煤法开采，采厚平均2.3 m，下分层留4.17 m左右的实体煤。由于受旧采残留煤柱与空区、空巷等影响，下分层开采时矿山压力显现有别于实体煤工作面。旧采残留的空区、空巷沿煤层走向、倾向交错布置，缺乏规律性，且较多巷柱之间留有大量浮煤。因此，确定此复采工作面支架合理初撑力与工作阻力成为该工作面安全高效开采的关键。

由于2107 复采工作面特殊的顶板条件，工作面推进将交替通过旧采遗留的空区和煤柱，工作面压力的分布特征呈高低交替变化式，分布也呈交替变化特征。故工作面支架合理初撑力与工作阻力的大小也随顶板压力交替变化而变化。

1 复采工作面支架的初撑力

1.1 空区下工作面支架初撑力

对于旧式“采顶留底”方法开采后的复采工作面，空区下的工作面留设顶煤较薄，且状态不稳定，支架初撑力太高时容易将不厚的顶板顶透或顶碎，这对顶板的支护管理不利。因此，空区下复采工作面初撑力设计应较低，但也须保证顶板不致下沉过快，同时兼顾推溜和拉架的力量要求。因为初撑力设计低了，泵站工作压力就低，就会导致千斤顶的力量变小，从而不能保证工作面支架的移架过程顺利进行。

综采工作面正常生产时，支护条件下被切割的煤体，需经受完整、破坏发展及裂隙发育3 个阶段，状态在变化过程中煤体内部出现大量裂隙。复采工作面除受采动影响外，顶板一般为旧采残留的“空区—煤柱”，交错分布，故煤柱以及工作面顶煤破坏裂隙更加严重。存在裂隙的支护对象支撑前状态见图1。

图1 支架支撑前支护对象状态示意图

当工作面推进至空区下方时，由于支护对象厚度较小同时存在大量裂隙，即使工作面空间内是安全的，顶煤却同样可以失稳。此时顶煤的失稳是支架初撑力过大使其上方顶板被剪切破坏造成的，即将不厚的顶板顶透或顶碎(见图2)，造成顶板管理维护的困难。

图2 初撑力过大支护对象失稳示意图

根据顶板岩层控制的基本要求，支护系统的最低主动支护强度(支架初撑支护强度)应不低于直接顶岩层的自重，但如果支架的初撑力F0过大，可能会造成工作面支护对象的破坏。因此，当工作面支架穿越空区下时，现场操作人员应以保证支架顶板与留设的煤皮接实为原则，防止支架初撑力过高顶破顶板。液压支架初撑力必须满足:

式中:F0—支架初撑力，kN;

［τ］—支护对象的抗剪强度;

K—拉应力集中系数，一般取6;

ρ—煤体的平均密度，kg/m3;

g—重力加速度，m/s2;

S1—支护面积，m2。

1.2 煤柱下工作面支架的初撑力

通过残留煤柱的复采工作面，其支架初撑力除能控制早期顶板下沉并保持工作面直接顶完整外，还需能保证支架的工作状态符合其设计的增阻规律。需要注意的是，复采工作面上方的残留煤柱，会由于集中应力的影响，使顶板的完整性遭到破坏，故此条件下支架初撑力除应满足以上条件外，还需平衡煤柱集中应力，即对顶板完整性维护的能力要求较高。

若支架的初撑力过低，则其上方顶板内裂隙进一步发育，最终造成其重量全部由液压支架承担，工作面可能会出现冒顶，给工作面的安全生产带来严重威胁。由于支架初撑力太小不能平衡直接顶下沉的重量而造成支护对象失稳情况示意图见图3。

图3 初撑力过小支护对象失稳示意图

由此分析，煤柱下复采工作面支架初撑力F0须大于临界初撑力P0。以非周期来压期间，支架控制直接顶岩层运动应具备的合理初撑力为依据，临界初撑力可确定为:

式中:

LC—支架长度，m;

LD—端面距，m;

hz—直接顶岩厚度，m;

γz—直接顶岩层的容重，kN/m3;

LR—支架宽度，m。

对于不稳定顶板:P0H=1.35P0

对于中稳定顶板:P0H=1.2P0

对于稳定顶板:P0H=1.1P0

P0H为理想初撑力值。

2 复采工作面支架的工作阻力

2.1 空区下工作面支架工作阻力

位于空区下方的工作面在开采过程中，其支架主要承担的是上方部分顶煤的重量。考虑到工作面顶板厚度、载荷层以及地质构造等影响因素，使得顶板的破裂不一定能够形成稳定的平衡结构。另外，工作面基本顶破碎长度不一定是固定的，使得其周期来压步距也是一个范围。因此，支架工作阻力可按给定载荷方法进行估算。顶板控制力学模型见图4。

图4 空区下顶板控制力学模型图

基本顶以载荷形式给予支架的力为P1，基本顶失稳瞬间，其全部重力均由支架承担，则有:

式中:

h—基本顶及上覆承载层厚度，m;

γ1—基本顶岩石容重，N/m3;

B—支架宽度，m;

L—基本顶断裂长度，m。

由此确定，P1的大小即为空区下复采工作面支架工作阻力的值。复采工作面实际开采过程中，其上方的空区内可能会因顶板的部分垮落而充填了松散煤岩，使得其工作阻力承担了基本顶与松散块体两部分重量，使得实际工作阻力大于P1。

2.2 煤柱下工作面支架工作阻力

韩咀煤业有限责任公司2107 工作面上分层残留煤柱宽度不一，且分布无规律，但多数属两侧采空状态，其长期承受的支承压力与煤柱宽度密不可分。

B 表示煤柱宽度，L 表示煤柱支承压力影响范围。当B ＞2L 时，煤柱表现为中间低两端高的支承压力，中央表现为原岩应力状态(见图5);当L ＜B ＜2L 时，煤柱上方支承压力表现为马鞍型状态(见图6);当B ＜L 时，煤柱两侧支承压力较小，中央载荷急剧增大，其应力分布趋于均匀(见图7)。韩咀煤矿残留煤柱受力状态多为后两种。

图5 煤柱宽度很大时弹塑性变形区及铅直应力

图6 煤柱宽度较大时弹塑性变形区及铅直应力

当复采工作面推进通过煤柱过程中，工作面支架工作阻力随着煤柱宽度不同其出现最大值的位置也不相同，可能在煤柱正下方，也可能会出现在煤柱边缘，最大值能达到4 ～5γh。复采工作面正常生产过程中，煤柱两帮位置必然会破坏严重，导致煤柱的塑性区宽度增大。这就使得工作面在煤柱边缘处顶板难以维护，并且工作面推进进入煤柱一段距离后工作阻力才达到最大值即4 ～5γh。

图7 煤柱宽度较小时弹塑性变形区及铅直应力

若煤柱足够宽，复采工作面进入煤柱下方其工作阻力的确定与一般实体煤工作面确定方法类似。虽然旧采残留的煤柱由于集中应力以及采动的影响有较多裂隙，煤柱下工作阻力仍可按给定载荷方法估算。其中，基本顶可取工作面上方顶煤的厚度，直接顶取煤层上方直接顶岩层的厚度，基本顶以载荷形式给予支架的力为P1，则有:

式中:

h—基本顶及上覆承载层厚度，m;

γ1—基本顶岩石容重，N/m3;

B—支架宽度，m;

L—基本顶断裂长度，m。

复采工作面的基本顶破裂过程中，其基本顶直接顶的全部重力均由支架承担，以此可估算支架的支护阻力P 为:

式中:

LK—控顶距，m;

γ—直接顶岩石容重，N/m3;

∑h—直接顶厚度，m;

β—断裂角。

煤柱下复采工作面顶板控制力学模型见图8。

图8 煤柱下顶板控制力学模型

综上可知，复采工作面位于煤柱下方时，其工作阻力的确定与煤柱宽度、工作面位置以及顶板煤岩性质等有关。确定复采工作面支架工作阻力可根据以上确定的P 值和4 ～5γh 值，取两者中的较大值。

3 结 论

通过对复采工作面特殊顶板地质条件进行理论研究与受力分析，得出旧采采用“采顶弃底”方法开采后，遗留的复采工作面支架初撑力与工作阻力的确定应分空区下、煤柱下两种状态来分析。

复采工作面位于空区下方时，其支架初撑力以其不会将顶板顶透或顶碎为原则，此时需满足:F0≤(［τ］+Kρgh)S1;煤柱下复采工作面支架初撑力不能太小，需保证能够防止直接顶的早期离层与破碎，其最小临界应力为:P0=(LC+LD)·hz·γz·LR.

［1］ 肖远见，韩志华.液压支架初撑力的确定［J］.矿业安全与环保，2003，30(S1):207 -208.

［2］ 张学斌，李林，刘德利.浅析近距离煤层采动后底板应力分布规律［J］.山东煤炭科技，2011(1):109 -110.

［3］ 王悦汉，平寿康.液压支架初撑力的研究［J］.中国矿业学院学报，1981(4):23 -33.

［4］ 翟新献，钱鸣高，李化敏，等.小煤矿复采煤柱塑性区特征及采准巷道支护技术［J］.岩石力学与工程学报，2004，23(22):3799 -3802.

［5］ 陆 刚.衰老矿井残煤可采性评价与复采技术研究［D］.北京:中国矿业大学，2010.

［6］ 朱 涛.极近距离煤层刀柱采空区下长壁开采矿山压力及其控制研究［D］.太原:太原理工大学，2007.

［7］ 钱鸣高，石平五，许家林，等.矿山压力与岩层控制［M］.北京:中国矿业大学出版社，2010:169 -170.

［8］ 南 华，王庆华，赵显文.综放特厚顶煤破坏机理研究［M］.北京:煤炭工业出版社，2010:77 -79.