１  前言

  薄煤層開采是老礦挖潛堵漏、提高資源回收率的一個重要方向。我礦曾在8＃層成功地首采了薄煤層綜采面，創(chuàng)造了最高日產(chǎn)2554t, 最高月產(chǎn)40198t, 效率達28.429t/ 工的好成績。為了摸清工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律及支架與圍巖的適應性, 特對該面進行了礦壓觀測和研究, 本文主要介紹觀測取得的研究成果, 供參考。

 

２  工作面地質(zhì)與生產(chǎn)條件

  觀測工作面為同煤集團同家梁礦8#層408盤區(qū)8805工作面。 煤層埋藏深度平均242m, 為單一煤層, 煤厚0.9～1.4m, 平均1.3m, 傾角3°～4°。工作面圍巖狀況見圖１所示。

圖１  8^#層煤層綜合柱狀圖

地質(zhì)時代	層 位		層  厚	柱 狀	巖 性	巖性描述
			最小―最大/平均
中侏羅統(tǒng)大同組（J2d）	基本頂	4	0-16.5/6.1		粉細砂巖	層理較發(fā)育膠結堅硬
	直接頂	3	0-1.5/0.3		煤
		2	6.9-16.0/9.2		細砂巖	結構松散
		1	0.3-4.5/2.1		粉砂巖	堅硬致密
	8#層煤		0.9-1.4/1.3		煤
	直接底		2-4.2/3.0		粉砂巖

      采煤方法為綜采單一走向長壁全部冒落法,采高1.3m,循環(huán)進度0.8m。工作面走向長924m,傾向長128m。使用ZYB4400—8.5/18型雙柱雙伸縮掩護式支架支護頂板(共86架)。最大控頂距4.9m, 最小控頂距4.1m。

 

３  頂板冒落及來壓規(guī)律

３.１  直接頂初次冒落

      工作面推進到8m(采空面積128×8=1024m²)時, 直接頂開始塌落,高度0.7～1.2m, 范圍5#～57#架, 古塘頂板呈倒漏斗狀。之后冒落范圍逐漸向尾部擴展，冒落高度也逐漸增大到2～4m, 2日后古塘全部塌嚴。

    初次冒落期間工作面頂板平整, 累計頂板最大下沉量42mm, 未發(fā)現(xiàn)安全閥溢流現(xiàn)象。

３.２  老頂初次來壓

  3月15～16日推進到距切眼45.6m, 采空面積達5836.8m²時出現(xiàn)初次來壓, 壓力明顯上升, 增阻幅度達到12～22MPa, 來壓強度為1.9, 增阻速度平均443KN/h

     此期間中部頂板出現(xiàn)裂隙, 最大下沉量58mm, 無臺階下沉現(xiàn)象, 活柱下縮量為56mm。

３.３  周期來壓

  工作面初次來壓后, 隨著工作面的推進支架載荷存在明顯的周期性變化,如果把平均值(18.5MPa)加一倍均方差(S=7.5MPa)視為周期來壓顯現(xiàn), 則周期來壓變化在8～12m之間, 平均10m, 來壓強度平均1.79。 頂板破碎度最大2%,最小0%;片幫深度最大400mm,最小50mm; 頂板累計下沉量最大50mm,最小3mm,平均8.2mm。工作面來壓強度( 來壓時與來壓前支護阻力比值)較高, 說明采場礦壓動載較大, 但是礦壓顯現(xiàn)卻不明顯 , 有時不用儀器觀測單靠人的感覺與平時礦壓顯現(xiàn)難以分辨。

     支架循環(huán)末阻力平均值為2278KN, 來壓顯現(xiàn)時平均值為3201KN, 以最大控頂計算支架支護面積為4.9×1.5=7.35m²,  則支架平均支護強度為309.9KN/m², 來壓顯現(xiàn)時平均支護強度為435.5KN/m²。$Page_Split$

 

４  古塘頂板移動特征及支架與頂板的作用關系

４.１  頂板移動特征描述

４.１.１  冒落帶、裂縫帶的形成

      薄煤層開采因采高較小，采空區(qū)殘留高度小，其上覆巖層的結構和礦壓顯現(xiàn)規(guī)律與厚及中厚煤層綜采相比有著本質(zhì)上的不同。采場上覆巖層的結構可劃分為兩個部分。一部分是自身破斷后毫無自承能力的直接頂巖層，其特點是隨工作面的推進而垮落，進而形成冒落帶；另一部分是發(fā)生破斷后，形成承載結構，但不足以承擔自身全部載荷的特殊“半承載結構”的老頂巖層，其結構形式為“砌體梁”或“三鉸拱”結構。因此根據(jù)上述頂板移動的理論分析和礦壓觀測數(shù)據(jù)分析, 古塘內(nèi)頂板的移動特征如圖2所示。

圖2  古塘內(nèi)頂板的移動特征

      可將整個上覆巖層分為冒落帶、裂縫帶。即直接位于煤層之上的第1、2、3巖層(圖 1中之粉砂巖、細砂巖,0.3米厚的煤線)進入采空區(qū)后, 由于巖層強度不足以支持其自重應力而破裂成巖塊散亂地堆積在底板上, 形成冒落帶, 如圖2中(Ⅰ)。

      冒落帶上部巖層為裂縫帶, 隨著冒落巖石垮落和逐漸壓實, 位于其上的巖層出現(xiàn)彎曲下沉, 在拉力及離層作用下巖層斷裂為排列整齊的巖塊, 如圖2中(Ⅱ)。

４.１.２  直接頂、老頂劃分

      由于冒落帶巖層在推進方向上不能保持傳遞力的聯(lián)系, 因此其作用力必須由支架全部承擔, 可以認為它是工作面的直接頂。

      裂縫帶內(nèi)由于各巖塊受到臨近巖塊制約, 從而能夠?qū)⑵鋷r重傳遞至煤壁和采空區(qū)矸石上, 因此其作用力無需由支架全部承擔, 裂縫帶內(nèi)由臨近采場的一部分對采場壓力有明顯影響的“傳遞巖梁”構成了老頂。

４.２  支架支護阻力與頂板作用關系

４.２.１  頂板對支架作用力的理論計算

    (1).直接頂對支架的作用力A(KN/m²)

            A＝m_z×Υ_z× f_z   〔1〕

    m_z──直接頂厚度, m;

   Υ_z──直接頂平均容重, 2.65t/m³;

    f_z──懸頂合力作用點力矩系數(shù),取1;

     m_z＝m/(K_p-1)  〔2〕

    m ──采高,   1.3m;

    kp──巖石碎脹系數(shù), 砂巖取1.11

    則    A＝m×Υ_z×f_z/(K_p-1)

           ＝1.3×2.65×1/(1.11-1)

           ＝31.3t/m²

           ＝306.7KN/m²

    (2).周期來壓時頂板對支架的作用力P_t(KN/m²)

      P_t＝A＋h_E×Υ_E×L_A×Δh/(2×L_k)   〔3〕

    h_E──巖梁厚度,  6.1M;

    r_E──巖梁平均容重, 2.65t/m³

    L_A──周期來壓步距, 10m;

    L_K──最大控頂距, 4.9m;

   Δh──切頂線處平均頂板累計下沉量,8.2mm;

   P_t＝306.7＋6.1×2.65×10×8.2/(2×4.9)

     ＝444.5KN/m²

４.２.２  實測值與理論值的比較

表1為用現(xiàn)場實測數(shù)據(jù)與理論計算值進行檢驗的結果。

	實測值	理論值	偏差
	KN/m2	KN/m2	%
平  時	309.9	306.7	1.0
來壓時	435.5	444.5	2.1

    說明實測支架對頂板支護強度與理論計算頂板對支架的作用強度值, 基本符合,最大偏差僅2.1%。

    基于以上分析, 可以得出薄煤層開采支架與頂板相互作用關系的如下結論:

    ⑴. 在采場"支架─頂板"構成的系統(tǒng)內(nèi), 支架的支護阻力平均值反映了直接頂對支架的總體平均作用力, 而來壓時刻的支護阻力則反映了老頂與直接頂共同對支架的作用力。我們可以用直接頂單獨運動時給支架的作用力(實測支柱載荷)反推其厚度。也可以用老頂來壓時測得的載荷值減去直接頂?shù)淖饔昧?/span>, 從而求出老頂作用力的數(shù)值。因此通過研究支護阻力的變化規(guī)律可以推斷出直接頂及老頂巖梁運動發(fā)展的變化情況。這一點對于頂板分類及控制具有一定指導意義。

   ⑵.采場的條件是變化的, 直接頂、老頂受巖性、厚度、構造及其它物理力學性質(zhì)的影響, 都有可能導致其作用力的變化, 所以其瞬時的"壓力"絕對值可能是不同的, 這是形成每一時刻支柱載荷及礦山壓力顯現(xiàn)不同的主要原因, 因此在揭示支架與頂板的作用關系時, 不要過分追求某一瞬時的"壓力"絕對值, 而應當把重點放在"壓力顯現(xiàn)"的相對變化規(guī)律與上覆巖層運動間的關系上。$Page_Split$

 

５ 支架受載分析

５.１  支架立柱內(nèi)壓與頂板下沉關系

    根據(jù)觀測結果, 立柱大多是在初撐微增阻狀態(tài)下工作的, 其運動特征有初撐微增阻、一次增阻、二次增阻、多次增阻四種類型, 其中初撐增阻和一次增阻狀態(tài)占總數(shù)的81%?；夭晒ぷ髅嬷兄Ъ芘c頂板是處于相互作用的關系中, 通常都是頂板劇烈活動的同時引起立柱內(nèi)壓的急劇增長。由圖4和圖5可見, 立柱阻力的增長一般要經(jīng)過三個階段: (1)初撐增阻階段(ab段)。(2)穩(wěn)定增阻階段(bc段)。(3)移架前增阻階段(cd段)。(1)、(3) 階段反映了在立柱初撐和割煤移架的工序影響下, 支架與頂板間的相互作用。 (2)階段反映了在時間因素影響下, 支架與頂板間的相互作用, 可以看出時間對頂板下沉影響作用較小。圖4 和圖5 主要不同之處在于cd段, 由于本工作面截割深度達0.8m, 所以割煤對頂板下沉影響較大。圖4 在割煤移架綜合影響下, 頂板下沉和立柱內(nèi)壓變化表現(xiàn)為圓滑曲線, 圖5 在割煤, 移架先后影響下表現(xiàn)為臺階狀曲線。

 

５.２  支架支護效果評價

   a、實測初撐力平均值為1675KN/架, 相當于額定初撐力的43.6%, 其最大初撐力為2956KN/架, 是額定值的77%, 顯然初撐力偏低, 但在此初撐力作用下支架工作在初撐和一次增阻狀態(tài)的達81% , 說明該支架在該面使用性能良好, 額定初撐力支護頂板是有相當富裕的。

   b、實測工作阻力平均值為2278KN/架, 相當于額定值的51.8%, 即使在其周期來壓期間,其支護阻力平均值為3602KN/架,是額定阻力的81.9%,說明該支架能夠滿足工作面的支護要求。

 

６  結論與建議

    ⑴觀測面的初次垮落步距為8m, 初次來壓步距為45.6m,初次垮落及初次來壓時工作面宏觀顯現(xiàn)不大, 支架能夠適應其支護要求。

    ⑵工作面周期來壓步距平均為10m, 最大為12m, 最小為8m, 來壓強度平均1.79, 雖然來壓強度偏高, 但礦壓顯現(xiàn)并不強烈。

    ⑶采場支架受力主要包括由老頂各傳遞巖梁向煤壁前方傳遞的部分作用力及直接頂運動施加給支架的作用力兩部分。采用井下現(xiàn)場觀測分析的研究方法, 結合巖層運動一般規(guī)律的分析, 可以對影響采場的上覆巖層范圍, 以及該范圍內(nèi)巖層運動的形式和運動的基本參數(shù)作出接近實際的推斷。這是解決采場礦壓及頂板控制問題, 確定合理的支架形式,支護阻力的有效方法。

  ⑷根據(jù)分析判斷, 該面的第1、第2、第3巖層(見圖.1)為工作面的直接頂。由于直接頂?shù)暮穸?/span>(平均13.6m)較大, 達到采高的10.4倍,因此其上方老頂?shù)腻e動(或垮落)對工作面支架受力無多大影響,可以認為是周期來壓不明顯的頂板〔4〕。

 

 

 

 

參 考 文 獻

 

     〔1〕、山東礦院學報. 1983年第2期

     〔2〕、陳炎光, 錢鳴高主編. 中國煤礦采場圍巖控制.  中國礦業(yè)大學出版社. １９９４.５

     〔3〕、張希峻主編.  煤礦開采方法. 中國礦業(yè)學院印刷. １９８５.８

     〔4〕、陳炎光, 錢鳴高主編. 中國煤礦采場圍巖控制. 中國礦業(yè)大學出版社. １９９４.５

 

 

 

 

    作者簡介：

   門生謙：男，漢族，1968年10月出生，1989年大同煤校綜采專業(yè)畢業(yè)，工程師。

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