堅(jiān)硬厚煤層大采高綜采支架分段調(diào)阻煤壁弱化研究

吉磊

（山西省能源職業(yè)學(xué)校（山西省能源職工教育中心）,山西 太原 030012）

0 引言

厚硬煤層具有埋藏淺、煤質(zhì)堅(jiān)硬、厚度大等特征[1-2]，在采用大采高綜采工藝開采時(shí)普遍出現(xiàn)截割牽引速度低、采煤機(jī)機(jī)身振動(dòng)強(qiáng)烈、截齒損耗嚴(yán)重等煤壁截割困難問題。煤壁和支架共同承擔(dān)頂板壓力，降低支架阻力有利于礦山壓力向煤壁轉(zhuǎn)移破煤，但有效控頂要求支架有一定支護(hù)強(qiáng)度。不同回采階段作用于煤壁-支架上的載荷顯著變化，煤壁低效截割是支架阻力與回采階段不匹配、礦山壓力不能有效破煤的結(jié)果。支架分段調(diào)阻技術(shù)在滿足不同回采階段（周期來壓前、正?；夭?、周期來壓后）頂板安全控制的要求下，調(diào)整工作阻力改變煤壁上的載荷用于壓裂破煤，能有效解決厚硬煤壁弱化的難題。因此，研究與回采階段匹配的厚硬煤層支架分段調(diào)阻技術(shù)具有重要意義。

許多學(xué)者圍繞厚煤層煤壁穩(wěn)定性[3]、支架-圍巖作用關(guān)系[4]等進(jìn)行了研究。李海濤[5]研究了煤體強(qiáng)度對大采高綜采工作面煤壁穩(wěn)定性的影響，認(rèn)為黏聚力是煤壁穩(wěn)定性的主要影響因素，煤壁破壞的臨界壓力隨著黏聚力的增大而增加，破壞高度、深度隨著黏聚力的增大而減小。張金虎等[6]分析了超大采高綜采礦壓顯現(xiàn)規(guī)律和煤壁片幫特征，研究發(fā)現(xiàn)支架載荷與采高呈正相關(guān)，通過增強(qiáng)支架工作能力、增大護(hù)幫防護(hù)面積和護(hù)幫力、提升供液速度的多維防護(hù)措施，實(shí)現(xiàn)煤壁控制。王家臣等[7]研究了高強(qiáng)度、大采高開采條件下煤壁嚴(yán)重破壞問題，得到了破壞的判據(jù)和影響因素，提出棕繩+注漿的柔性加固技術(shù)來提高煤壁穩(wěn)定性。以上研究主要以增強(qiáng)煤壁穩(wěn)定性來防止片幫，缺乏調(diào)整支架阻力改變厚硬煤層煤壁力學(xué)狀態(tài)，實(shí)現(xiàn)硬煤弱化的研究。

針對上述問題，本文以陜西榆林煤炭出口（集團(tuán)）有限責(zé)任公司楊伙盤煤礦1102 綜采工作面為工程背景，對堅(jiān)硬厚煤層大采高開采支架-煤壁-頂板相互作用體系及影響關(guān)系、改變支架阻力調(diào)整煤壁力學(xué)狀態(tài)機(jī)理等問題進(jìn)行研究，得到與回采階段相匹配的支架工作阻力，來滿足工程實(shí)踐對厚硬煤壁弱化需求，為堅(jiān)硬厚煤層大采高綜采工作面高效開采提供理論依據(jù)。

1 工程背景

楊伙盤煤礦1102 綜采工作面位于101 盤區(qū)西翼，主采的2 號煤層平均厚度為5.12 m。煤層傾角為0～3°，密度為1 310 kg/m3，平均埋深為189 m，堅(jiān)固性系數(shù)為2.5～3，節(jié)理裂隙不發(fā)育，屬堅(jiān)硬煤層。直接頂為0.60～4.84 m 的粉砂巖及砂質(zhì)泥巖，基本頂為34.41～78.0 m 的粉砂巖，直接底為0.80～12.37 m的粉砂巖、粉砂質(zhì)泥巖及泥巖。

1102 綜采工作面采用大采高一次采全厚工藝回采（可采厚度為4.78～6.75 m，平均厚度為5.12 m），垮落法管理頂板。工作面三機(jī)配套SL-900 型雙滾筒電牽引采煤機(jī)、ZY12000/27/58D 型掩護(hù)式液壓支架、PF6/1142 型可彎曲刮板輸送機(jī)。設(shè)計(jì)采高為5.1 m，循環(huán)進(jìn)度為0.865 m，采煤機(jī)端頭斜切進(jìn)刀，每割1 刀煤，刮板輸送機(jī)推移1 個(gè)步距為完成1 個(gè)循環(huán)，往返1 次割2 刀。

1102 綜采工作面生產(chǎn)初期采煤機(jī)開機(jī)率實(shí)測結(jié)果見表1?？煽闯霾擅簷C(jī)割煤速度最大為1.9 m/min，最小為1.1 m/min，平均為1.54 m/min。7 個(gè)生產(chǎn)班內(nèi)采煤機(jī)的開機(jī)率最小為24%，最大為48%，平均為37.1%。影響采煤機(jī)作業(yè)的因素除端頭進(jìn)刀工序復(fù)雜、工人操作不當(dāng)外，主要是截割困難引起的采煤機(jī)故障：采煤機(jī)截齒和滾筒磨損嚴(yán)重，頻繁停機(jī)更換；機(jī)身振動(dòng)強(qiáng)烈，連接部件及機(jī)身零件受損維修時(shí)間長；截割牽引速度低，不能完成規(guī)定割煤進(jìn)尺。

表1 1102 綜采工作面采煤機(jī)開機(jī)率實(shí)測結(jié)果統(tǒng)計(jì)Table 1 Statistics of the actual measurement results of the shearer operating rate in the 1102 fully mechanized working face

2 支架阻力分段調(diào)整的煤壁弱化模擬分析

2.1 數(shù)值模擬

采用FLAC3D 5.0 軟件建立采場三維模型，如圖1所示。模型尺寸：90.0 m×17.5 m×60.0 m（長×寬×高），模型側(cè)面和底面為位移約束條件，按實(shí)際上覆巖層密度施加垂直應(yīng)力[8]。模擬煤層厚度為5.12 m；直接底為中砂巖，厚度為2.3 m；直接頂為砂質(zhì)泥巖，厚度為5.7 m；基本頂為粉砂巖、泥巖，厚度為40 m；工作面周期來壓步距為18.0 m。各巖層塊體力學(xué)參數(shù)見表2。

圖1 數(shù)值計(jì)算模型Fig.1 Numerical calculation model

表2 巖塊力學(xué)參數(shù)Table 2 Mechanical parameters of rock blocks

數(shù)值計(jì)算模型采用莫爾-庫倫準(zhǔn)則，網(wǎng)格為ratio 關(guān)鍵字非均等劃分[9]。利用FLAC3D 5.0 中的Extrusion 功能建立工作面液壓支架，支架關(guān)鍵節(jié)點(diǎn)搭建后，刪除多余部分進(jìn)行鏡像復(fù)制操作形成液壓支架組網(wǎng)格，連接網(wǎng)格建立主要框架結(jié)構(gòu)并進(jìn)行參數(shù)賦值[10]。

以礦井使用的ZY12000/27/58D 型掩護(hù)式液壓支架為原型（額定工作阻力為12 000 kN），分析液壓支架初撐力為2 000，4 000，6 000，8 000 kN（液壓支架額定初撐力為8 000 kN）4 種工作狀態(tài)時(shí)工作面圍巖塑性區(qū)、應(yīng)力場與位移場的分布規(guī)律。

2.2 煤壁支承壓力及影響范圍分析

工作面推進(jìn)過程中，在煤層與頂板交界處布置測點(diǎn)來監(jiān)測支承壓力峰值及影響范圍，檢測結(jié)果如圖2 所示?？煽闯鲈诠ぷ髅嬲；夭呻A段和來壓階段，煤壁測線上各點(diǎn)支承壓力峰值、影響范圍隨液壓支架初撐力增大而減小。支架初撐力從2 000 kN 增至8 000 kN，正?；夭呻A段煤壁上支承壓力峰值減小3.17 MPa、影響范圍前移8.23 m，來壓階段支承壓力峰值減小4.3 MPa、影響范圍前移10.0 m；相同支架初撐力作用下，來壓階段煤壁上支承壓力峰值和影響范圍均大于正常回采階段。

圖2 支架初撐力與超前支承壓力峰值及影響范圍關(guān)系Fig.2 The relationship between the support initial support and the front abutment pressure and the influence range

液壓支架對上覆巖層控制作用減弱，則覆巖失穩(wěn)運(yùn)動(dòng)對煤壁作用增強(qiáng)，有利于礦山壓力破煤。不同回采階段煤壁懸頂長度不同，頂板活動(dòng)程度差異較大，因此，應(yīng)合理匹配支架初撐力，以與回采階段相適應(yīng)。

2.3 煤壁水平位移變化

頂板回轉(zhuǎn)下沉過程中，載荷作用于煤壁使其發(fā)生變形破壞，向工作面方向運(yùn)移，產(chǎn)生煤壁的水平位移變化，是衡量煤壁破壞程度的重要指標(biāo)。不同液壓支架工作初撐力條件下，煤壁各點(diǎn)位移值如圖3所示?？煽闯鲆簤褐Ъ艹鯎瘟? 000 kN 時(shí)，來壓階段和正常回采階段煤壁位移值分別為35，20 mm；初撐力增至8 000 kN 時(shí)，煤壁水平位移值在來壓階段減小了17 mm，在正常回采階段減小了7.5 mm。可見，降低支架初撐力有利于堅(jiān)硬煤壁弱化。

圖3 液壓支架初撐力與煤壁位移關(guān)系Fig.3 The relationship between the support initial support and the coal wall displacement

2.4 圍巖塑性區(qū)分布規(guī)律

來壓階段和正?；夭呻A段圍巖塑性區(qū)分布規(guī)律如圖4、圖5 所示。正?；夭呻A段液壓支架初撐力為2 000，4 000，6 000，8 000 kN 時(shí)，煤壁塑性破壞區(qū)最大寬度分別為4.30，2.60，1.73，0.86 m。來壓階段液壓支架初撐力為2 000，4 000，6 000，8 000 kN 時(shí)，煤壁塑性破壞區(qū)最大寬度分別為5.19，3.46，2.60，1.73 m。不同回采階段，圍巖塑性區(qū)的破壞程度隨液壓支架初撐力的增加而降低，說明煤壁破壞程度減小。

圖4 正?；夭呻A段工作面圍巖塑性區(qū)分布Fig.4 Surrounding rock plastic zone distribution of working face during normal mining stage

圖5 來壓階段工作面圍巖塑性區(qū)分布Fig.5 Surrounding rock plastic zone distribution of working face during pressure stage

3 支架阻力分段調(diào)整的合理區(qū)間確定

由不同回采階段液壓支架工作阻力與煤壁上支承壓力峰值、影響范圍關(guān)系、煤壁位移和圍巖塑性區(qū)分布分析可知，煤壁上的礦山壓力是影響堅(jiān)硬煤壁弱化的主要因素，減小液壓支架阻力能有效調(diào)整煤壁力學(xué)狀態(tài)，有利于煤壁弱化?；谄胶忭敯遢d荷和弱化煤壁的準(zhǔn)則，在頂板安全控頂前提下，調(diào)整支架阻力滿足煤壁弱化要求，即煤壁弱化技術(shù)的關(guān)鍵在于不同回采階段下合理支護(hù)參數(shù)的確定。

不同回采階段支架阻力的確定原則：周期來壓前，頂板懸露長度最長，煤壁上頂板壓力大、煤質(zhì)疏松易截割，而工作面圍巖控制困難，應(yīng)調(diào)整液壓支架阻力保證頂板控制安全[11]；正?；夭呻A段，支架后方懸露頂板長度不斷增大，支架頂梁后方頂板與端面頂板塑性破壞區(qū)范圍不斷增大，在有效控頂前提下，應(yīng)調(diào)整支架阻力滿足煤壁弱化要求[12]；周期來壓后，頂板懸露長度較小，工作面圍巖較易控制，但是堅(jiān)硬煤層上頂板壓力較小，應(yīng)調(diào)整液壓支架阻力實(shí)現(xiàn)煤壁弱化[13-14]。

液壓支架工作阻力與圍巖塑性區(qū)分布關(guān)系如圖6所示。當(dāng)支架工作阻力大于8 000 kN 時(shí)，煤壁破壞深度為0.1～0.5 m，同時(shí)滿足周期來壓前對頂板安全控制要求，因此，支架工作阻力應(yīng)大于8 000 kN。當(dāng)支架工作阻力為4 000～6 000 kN 時(shí)，煤壁破壞深度達(dá)0.5～1.0 m，滿足快速截割要求；頂板破壞高度為0.5～3.95 m，在控制范圍內(nèi)，因此，周期來壓后液壓支架合理工作阻力為4 000～6 000 kN。當(dāng)支架工作阻力為6 000～8 000 kN 時(shí)，頂板完整，煤壁破壞深度為0.5 m，可滿足截割要求，因此，正?；夭呻A段液壓支架合理工作阻力為6 000～8 000 kN。

圖6 液壓支架工作阻力與圍巖塑性區(qū)分布關(guān)系Fig.6 The relationship between the working resistance of hydrauhic support and surrounding rock plastic zone distribution

4 現(xiàn)場應(yīng)用

在楊伙盤煤礦1102 工作面進(jìn)行了堅(jiān)硬厚煤層煤壁弱化工業(yè)性試驗(yàn)，根據(jù)不同回采階段調(diào)整液壓支架工作阻力，觀測采煤機(jī)割煤時(shí)間和支架運(yùn)行狀況，結(jié)果見表4。

表4 工作面液壓支架支護(hù)強(qiáng)度與采煤機(jī)割煤時(shí)間Table 4 Support strength of hydraulic support in working face and coal cutting time of shearer

由表4 可看出，分段調(diào)整液壓支架工作支護(hù)阻力后，在有效控頂前提下，采煤機(jī)平均割煤時(shí)間降至1.8 h，降低了21.7%，有效實(shí)現(xiàn)了煤壁弱化，顯著提高了割煤效率。

對液壓支架工作特性實(shí)測發(fā)現(xiàn)，115 個(gè)工作循環(huán)中增阻狀態(tài)占統(tǒng)計(jì)循環(huán)數(shù)的64.8%，其中，1 次增阻型占75.50%，2 次增阻為20.16%，多次增阻僅為4.34%；同時(shí)支柱活柱伸縮量百分比在0～3%的比率為90%，表明現(xiàn)場生產(chǎn)中液壓支架運(yùn)轉(zhuǎn)和控頂能力良好。

5 結(jié)論

（1）在工作面正?；夭呻A段和來壓階段，煤壁測線上各點(diǎn)支承壓力峰值、影響范圍隨液壓支架初撐力增大而減小；相同支架初撐力作用下，來壓階段煤壁上支承壓力峰值和影響范圍均大于正?；夭呻A段。

（2）液壓支架初撐力為2 000 kN 時(shí)，來壓階段和正?；夭呻A段煤壁位移值分別達(dá)35，20 mm；初撐力增至8 000 kN，煤壁水平位移值在來壓階段減小了17 mm，在正?；夭呻A段減小了7.5 mm，說明降低支架初撐力有利于堅(jiān)硬煤壁弱化。

（3）不同回采階段，圍巖塑性區(qū)的破壞程度隨液壓支架初撐力的增加而降低，說明煤壁破壞程度減小。

（4）在頂板安全控頂前提下，調(diào)整不同回采階段支架工作阻力以滿足煤壁弱化要求：正?；夭呻A段為6 000～8 000 kN、周期來壓后為4 000～6 000 kN、周期來壓前大于8 000 kN，可以保證頂板安全和厚硬煤壁高效截割。

（5）現(xiàn)場應(yīng)用結(jié)果表明：支架活柱伸縮量在0～3%的比率為90%，運(yùn)轉(zhuǎn)良好；采煤機(jī)平均割煤時(shí)間降至1.8 h，降低了21.7%，有效實(shí)現(xiàn)了煤壁弱化，提高了割煤效率。