浅析大柳塔煤矿52煤7m大采高综采工作面支架工作阻力

作者：张毅

   很多学者对大采高综采工作面的覆岩结构与矿压显现规律开展了大量工作，但针对类似大柳塔煤矿52煤三盘区埋深平均195m，采高平均6.7 m，工作面长度达300 m条件下的矿压规律以及合理煤柱留设还未深入研究。大柳塔煤矿52煤三盘区采煤方法为7米大采高支架一次采全高综合机械化长壁开采方法，全部垮落法管理顶板，其首采工作面52304面在回采过程中共发生过11次冒顶和一次压架事故，第二个工作面52303面在回采过程中共发生过3次冒顶事故，工作面及两顺槽顶板管理十分困难。作者通过现场实测，分析了大采高工作面矿压显现规律以及合理的工作阻力，为指导大采高综采工作面回采以及支架的选型提供了经验，同时，对于7m大采高工作面顶板管理具有重要意义。

1  工作面概况

  大柳塔井52304、52303综采工作面煤层厚度6.6～7.3m，平均6.94m，煤层倾角1～3°，埋深180～260m，上覆基岩厚度为110～210m，与上覆已采的22煤层间距为150m左右。52304工作面走向推进长度4547. 6m，采取“刀把面”布置形，其中，52304-1面宽147. 5m，总推进长度148. 7m；52304面宽301m，总推进长度4389. Im。52303面宽301. Sm，推进长度4443. 3m m，工作面顶底板情况见表1。

  52304工作面配备了由郑煤集团生产的7m大采高掩护式液压支架，支护高度为3. 2～7m，支架宽度为2. 05m，初撑力12370kN，工作阻力16800kN。运顺内布置了1台ZYDC11000/28/47型超前支架，回顺内布置了2台ZFDC35400/27／47型超前支架。52303工作面支架参数见表2。

  工作面配备了DBT公司生产的功率为3×1600kW的中双链刮板输送机、700kW中双链转载机、700kW破碎机。

2工作面矿压观测

  工作面内支架矿压显现特征观测时，调取工作面支架PM32压力监测系统（图1）上的压力数据，绘制成曲线进行矿压规律的分析，包括分析工作面的初次来压与周期来压步距、来压强度与动载系数、来压持续时间与长度以及支架的增阻特性等。为了便于分析选取35#、75#、115#支架进行研究。

  同时进行现场矿压显现实地观测，记录工作面支架的支护状况以及围岩的运动情况，包括支架的初撑力、来压时安全阀开启及立柱下缩量、来压时顶板漏矸以及煤壁片帮情况等。

3  工作面矿压规律

3.1  沿工作面走向

3.1.1初采期间

  表3为初采期间5 2 3 04面和5 2 3 0 3面初次来压、周期来压统计表，从表3可以看出，倾斜长度为301m的工作面，初次来压步距在71.9～73m之间，工作面两端1#～30#、125#～150#架基本无来压，来压区域(35#～115#)支架工作阻力大部分为15720. 5k～18432. 3kN，最大为19611.4kN，安全阀开启率为50%左右，活柱下缩量70～150mm。来压持续长度5～12刀。

  初次来压时支架明显的压力增高，采空区隆隆作响，随后一股飓风传到采面，支架阻力急增。来压时工作面中部区域煤壁存在片帮、炸帮现象，片帮深度200～400mm，同时部分支架区域有架前漏矸现象，两顺槽超前支护段煤壁有轻微片帮出现。工作面对应地表也出现较大范围的开采裂缝，其中，在工作面中部出现较大的台阶裂缝，裂缝宽80～200mm，台阶落差80mm左右，台阶裂缝长20～30m。同时，沿工作面倾向也出现数对平行裂缝，裂缝宽度普遍较小，处于5～12mm左右。

  52304面和52303面周期来压步距为7.6～18m，平均为12. 1～12. 7m，从表中可以看出工作面周期来压步距基本上比较一致，说明倾斜长度为301m的工作面周期来压步距为12. 1～12. 7m。来压时安全阀开启率为45%左右。来压持续长度4～8刀。

  周期来压期间煤壁出现片帮、炸帮现象，工作面50#～100#片帮、炸帮较明显，片帮深度最大达到Im左右，漏矸范围集中在50#～100#架之间，局部小范围漏冒高度达Im以上。

  表4为52303和52304-2面推进过程中的支架工作阻力，观测结果统计，表中Pz为来压时支架的平均工作阻力，Pf为非来压时支架的平均工作阻力。动载系数平均为1. 41～1. 51。

3.1.2  正常回采期间

  52303、52304工作面正常回采期间，来压时片帮现象较明显，片帮深度最大达到3000mm左右，局部范围出现冒顶现象，最大冒顶高度为2000mm左右。其中52304工作面2011年1月15日零点班50#～120#支架片帮深度达3000mm，冒顶高度达2～3m，影响生产24h。

  工作面来压范围一般在30#～125#支架，两端头区域压力显现不明显，一般机尾压力大于机头压力，机尾顶煤随采随落。来压区域支架工作阻力为17319. 5k～18472kN，来压时支架循环末阻力平均为17960kN，动载系数为1.5～1. 65，安全阀大部分开启，开启率一般在70%左右。周期来压步距平均为16～16. 8m,来压持续长度约3.2～7. 2m。

  来压期间顶板出现下沉现象，52303工作面一般顶板下沉量为30～80mm／刀，周期来压期间支架活柱下缩量累计达300～500mm。52304工作面来压期间支架活柱下缩量为40～80mm/刀，周期来压期间支架活柱下缩量累计达500～1500mm。

  非来压期间工作面煤壁片帮形态整体呈现“凹”字逆时针90。旋转后的形态分布，来压期间工作面煤壁片帮形态整体呈现“”形分布。

  工作面周期来压步距整体呈现“两端大、中间小”的特征，而来压持续长度则相反呈现出“两端小、中间大”的特征，这是大采高超长工作面矿压显现的典型特征。

3.1.3末采期间

  2013年1月30日，工作面进入末采阶段，工作面距回撤通道200m，2013年3月7日，52304综采工作面推进至距离回撤通道17m处，工作面具备挂网条件，开始停机挂网。图1为工作面末采期间支架工作阻力曲线图，由于工作面处于配采阶段，工作面来压不稳定，为了准确掌握工作面挂网期间来压情况，选取距挂网最近的6次周期来压数据作分析。

  从图1可以看出工作面来压步距为8.5～20. 4m，平均为15. 9m，来压持续长度1.7～llm，平均6. 79m,周期来压时，支架循环末阻力为15 721k～18865kN，平均17555kN，最大为23580.8 kN；非来压期间工作面支架阻力为9903k～13912kN，平均11668kN；动载系数1.40～1. 70，平均1.60，矿压显现强烈。

  周期来压期间活柱下缩量为50～400mm；来压时端面漏矸、煤壁片帮严重，片帮深度在0.5～2.0m左右，来压期间支架安全阀开启率达60%。

3.2沿工作面倾向

  52煤大采高综采工作面来压期间工作面沿倾斜方向的压力分布近似呈“几”型，如图2所示，一般在20#～120#支架工作阻力最大，52304工作面最大工作阻力达到19454kN，为额定工作阻力的115. 8%，52303工作面最大工作阻力达到19179kN，为额定工作阻力的106.7%。中部、中上部明显大于两端，即工作面机头压力大于下部。说明基本顶周期破断首先发生在压力大的中部，而后逐渐向工作面两端传递。非来压期间工作面压力基本上变化不大，近似呈“直线”型。

4支架受力特点

  图3为52304工作面支架工作阻力分布图，从图中可以看出，生产期间工作面支架工作阻力主要集中在9903k～11790kN，超出支架额定工作阻力的上部占5. 67%、中部占11. 09%、下部占9.77%，中部的压力明显大于下部，下部压力明显大于上部。工作面平均工作阻力为12335. 3kN，最大工作阻力为23580. 8kN，分别为额定工作阻力的73. 4%和140. 4%。工作面来压期间支架处于高位运行状态，支架额定工作阻力明显不足。

  图4为52303工作面支架工作阻力分布图，从图中可以看出，生产期间工作面支架工作阻力主要集中在9903k～11790kN，超出支架额定工作阻力的上部占0. 42%、中部占2.32%、下部占0.33%，中部的压力明显大于上部，上部压力明显大于下部。工作面平均工作阻力为12203. 58kN，最大工作阻力为25703. 08kN，分别为额定工作阻力的67. 8%和142. 8%。

5  支架工作阻力分析

5.1  按实测支架载荷统计估算

  依据52303工作面、52304工作面液压支架阻力实测数据估算工作面合理支架阻力，见式(1)。

式中：P为工作面合理工作阻力，kN; pm为实测工作面支架循环末阻力平均值，kN;σ为实测的支架循环末阻力均方差，kN;k为置信区间，一般取1～2。

  按两种方式进行估算：①按来压期间支架最大循环末阻力进行统计，即式中pm为来压期间支架最大循环末阻力的平均值，此时，取1倍的均方差；②按整个期间支架循环末阻力进行统计，即式中pm为来压期间和非来压期间支架循环末阻力的平均值，此时，取2倍的均方差。

  两种计算方法，如表5所示。

  按两种方式进行统计估算，得出的结果见表6。

  根据以上方法统计出52煤大采高工作面支架所需的工作阻力应为18114. 8k～20675kN,52303工作面现有支架额定工作阻力为18000kN，比实测数据最低值18114. 8kN小114. 8kN，工作阻力相对不足。

5.2按垮落带覆岩不能形成稳定结构估算

  如按最危险状态考虑，垮落带覆岩不能形成稳定结构，其岩层重量全部由支架承担，则支架工作阻力的估算方法，见式(2)。

式中：P为每架支架工作阻力，kN/架；a为支架宽度，m/架；ri为垮落带第i层岩层容重，kN/m3；hi为垮落带第i层岩层厚度，m;bi为垮落带第i层岩层悬顶长度，m；77为支架支护效率。

  根据中国矿业大学在52304工作面回风顺槽所取岩样数据来估算支架工作阻力，见表7。

  5-2煤层采高按平均值6.5m计，垮落带高度按3倍采高计，为19. 5m。由钻孔柱状可见，垮落带高度达5-2煤顶板第3层岩层（该层为3.8m的中粒砂岩）。根据52304工作面矿压观测结果，第1层直接顶厚度为6. 70m，悬顶长度即为支架最大控顶距为6. 585 m；第2层顶板厚度为9.3m，悬顶长度按最大周期来压步距21. 5m计算(周期来压步距15. 0～21. Sm、平均18. 7m)，第3层厚度为3.8m的中粒砂岩受9. 3m的细粒砂岩控制。支架宽度为2.05m，

岩层容重25kN／m3，n取0.9。将上述参数代入计算公式，计算得出支架工作阻力应为18550kN。

5.3支架工作阻力设计

  工作面多次发生漏顶事故，若覆岩亚关键层l所处的层位较低，其破断运动时形成“悬臂梁”结构，则应从阻止该关键层破断块体发生失稳错动的角度进行端面漏冒的防治。即应保证支架的初撑力使其能平衡关键层“悬臂梁”破断块体及其上覆的载荷，此时支架所需的初撑力Po应分成两个部分进行计算：亚关键层1下部直接顶在支架控顶距内的载荷Qz，亚关键层1及其上部直至垮落带顶界面岩层的重量Qi，如图5所示，即见式(3)。

式中，Qz=Bιk Σhiy，Q1=Bιhoy。B、ιk分别为支架宽度及控顶距，m;ho为亚关键层1及其上方垮落带内岩层的厚度，m。而支架最终所需达到的工作阻力还应包括平衡上部裂隙带底界面铰接岩块所需的平衡力PH，即支架阻力，见式(4)。

面铰接岩块的下沉量。

  由此可见，亚关键层1的破断步距越大，支架所需达到的阻力值也越高。

  根据式(3)可对大柳塔煤矿52煤大采高工作面支架所需的合理初撑力值进行计算。支架宽度、控顶距根据表1分别取2. 05m和6.62m，垮落带高度按2.5倍采高估算，亚关键层1在此阶段的破断距根据矿压实测结果取18m。由此可根据52304工作面回顺45#联巷的柱状计算出该区域支架所需的初撑力应达到14925kN，支架工作阻力需达到21586kN。由此可见，工作面实际采用的额定工作阻力为16800kN、18000 kN的支架，无论初撑力还是最终支架末阻力均明显不足。

6结  论

  1)正常回采期间工作面周期来压步距平均在16.8～18. 7m，工作面来压区域基本在30#～125#支架，来压时顶板下沉严重。末采期间工作面来压步距为8. 5～20. 4m，平均为15. 9m，来压持续长度1.7～llm，平均6.79m，动载系数1.40～1. 70，平均1. 60，矿压显现强烈。

  2)来压期间支架工作阻力沿工作面倾向呈“几”字型分布，呈现中部压力超前的现象。

3)生产期间工作面支架工作阻力主要集中在9903k～11790kN，对于工作面来压期间52304工作面支架处于高位运行状态，支架额定工作阻力明显不足，52303工作面工作阻力相对不足。

4)通过按实测支架载荷数据和按垮落带覆岩不能形成稳定结构两种方法估算支架所需阻力，工作阻力应为18550k～21586kN，目前支架阻力小于估算的支架阻力。

7摘要：为了提高液压支架选型的合理性，实现7m大采高工作面的安全高效生产，本文通过对大柳塔煤矿7m大采高52303工作面、52304工作面初采、正常回采、末采期间的的矿压进行实测，得出大采高工作面周期来压较明显，来压时煤壁片帮严重、顶板下沉明显，易冒顶，来压期间支架工作阻力沿工作面倾向呈“几”字型分布的矿压规律。并分析了支架的受力特点，通过经验及理论公式对工作阻力进行了分析，并结合覆岩运动规律及形成的结构，给出了支架工作阻力确定公式及合理的工作阻力，即16800kN液压支架处于高位运行状态、18000kN液压支架工作阻力相对不足，目前大柳塔煤矿52煤使用的支架不能满足安全生产的需求，合理的工作阻力应为18550k～21586kN。