房柱采空区下长壁开采工作面支架支护强度研究

解兴智，范志忠

(1.天地科技股份有限公司 开采设计事业部，北京 100013；2.煤炭资源高效开采与洁净利用国家重点实验室，北京 100013)

房柱采空区下长壁开采工作面支架支护强度研究

解兴智1，2，范志忠1，2

(1.天地科技股份有限公司 开采设计事业部，北京 100013；2.煤炭资源高效开采与洁净利用国家重点实验室，北京 100013)

分析了房柱采空区下长壁开采顶板结构，认为房柱式采空区上部覆岩层基本顶在一定的采高范围内存在“叠合梁”结构，建立了支护强度理论分析模型，与数值结合进一步确定了鄂尔多斯凯达煤矿1603中房柱式采空下长壁综采工作面合理支护强度，开采实践验证了该方法的合理性。

房柱式采空区；长壁开采；支护强度；顶板结构

在房柱式采空区下近距离煤层进行长壁开采时，受煤层间距、基岩岩性、开采高度等影响，上覆岩层基本顶难以形成稳定的承载结构，导致房柱式采空区长壁开采工作面的顶板结构不同于普通长壁开采工作面[1]；并且上部煤层房柱式开采后残留的煤柱易在下煤层顶板产生集中静载荷，从而使得房柱式采空区下部煤层长壁开采在矿压显现方面有异于常规单一煤层开采[2]。这使得房柱采空区下长壁开采工作面支架支护强度的确定依据也明显有异于普通综采工作面，因此，对该条件下支架支护强度的确定进行研究就非常必要。

1 房柱采空区下长壁开采顶板结构

近距离房柱式采空区下煤层长壁开采时，在上覆房柱式采空区残留煤柱的作用下，低位基本顶往往难以形成稳定的承载结构。顶板咬合结构向更高层位顶板转移，高位基本顶在采空区后方弯曲下沉，触矸后可形成稳定的平衡结构，下位基本顶由房柱式采空区煤柱支撑随工作面推进而周期性产生失稳。文献[3]和[4]认为房柱式采空区上覆岩层基本顶在一定的冒落高度范围内形成“叠合梁”结构，上位基本顶结构可视为固定梁，下位基本顶结构可视为悬臂梁，如图1所示。在上位基本顶回转力矩作用下，下位悬臂梁基本顶岩层周期性折断并垮落，其动载荷通过房柱式采空区煤柱以集中载荷的形式传递给下部煤层采场支架。上位基本顶与下位基本顶失稳的不同周期性，会引起采场周期来压强度的不等强和来压步距的不等距性，是近距离煤层房柱式采空区下部长壁采场支护结构失稳的主要力源[3-4]。

图1 房柱式采空区下部煤层长壁采场覆岩叠合梁结构

2 房柱采空区下工作面支架受力分析

上位基本顶主要承受自重和上覆岩层载荷及采空区矸石的支撑反力作用，如图2所示，其产生的挠度分别为ω1，ω2，ω3。设ω0为上位基本顶的下沉总挠度，ω0=ω1+ω2-ω3，l1为悬伸长度，kp为采空区岩石的膨胀系数，∑h为直接顶岩层的垮落厚度，则垮落后的堆积厚度为kp∑h；m为煤层厚度，N为采空区矸石对上位基本顶的支撑反力；EI为变曲刚度。

图2 上位基本顶力学模型

则有ω0=m-Σh(kp-1)

M1(x)在x=0处的弯矩和F1，即为上位基本顶回转时施加到下位基本顶上的弯矩和集中载荷。

下位基本顶为悬臂梁结构，设其悬伸长度为l2，除承受自重和上覆岩层载荷外，还受到上位基本顶回转时在梁端产生的弯矩M1(x)和集中载荷F1，令下位基本顶的内部受的剪切力为Fs(x)，其承受的自重和上覆岩层及分布载 荷为q3(x)，由于承受来自水平力很小，略去不计，下位基本顶力学模型示意如图3所示。

图3 下位基本顶力学模型

对下位基本顶内部任意一点(0，x)建立平衡方程：

∑Fy=0，Fs(x)-[Fs(x)+dFs(x)]+q3(x)dx=0

上式中，将下位基本顶简化为悬臂梁，将下位基本顶作用于煤柱的分布载荷简化为集中载荷为F2，煤柱面积为S，产生的弯矩为M2(x)。即F2和M2(x)分别为房柱式采空区煤柱对下位基本顶的作用反力和力矩。根据房柱式采空区下长壁开采时顶板的结构形式，可将房柱式采空区下长壁工作面支架受力简化为图4所示的形式[5]。支架受到两方面的作用力，即一是直接顶的载荷Q0，二是基本顶回转作用于直接顶的力F2和力矩M2。

图4 回采工作面顶板压力示意

设直接顶重量为Q0，则有：

Q0=∑h·L1·γ

式中，∑h为直接顶厚；L1为悬顶距；γ为体积力。若悬顶距等于控顶距，则有：

q1=∑h·γ

由于直接顶载荷作用力的位置与支架可能形成的最大反力的作用位置不一致，将基本顶通过房柱式采空区煤柱对直接顶的力F2和力矩M2视为附加力，附加力的位置对支架支护强度的确定也有相当大的影响，图5为直接顶上方附加力位置示意，P为工作面支架反力，直接顶为载荷Q0。

图5 直接顶上方附加力位置示意

随工作面推进，控顶区上方煤柱的相对位置发生变化，附加力的位置也随之变化，图5(a)为煤柱处于控顶区前方时的顶板受力模型图，图5(b)为煤柱处于控顶区后方时的顶板受力模型图。

由于煤柱在控顶区上方的位置不同，导致力F2和力矩M2的作用位置也不同，L3越大需要的支架支护强度也越大，在附加力F2和力矩M2一定的前提下，当煤柱处于悬顶区后方，即L1=L3时，支架支护强度达到最大值。因此，房柱式采空区下长壁工作面合理支架支护强度与支架的架型、合力作用点控顶区范围、基本顶附加力F2和力矩M2有关。

3 工作面合理支护强度确定

3.1 试验工作面概况

凯达矿1603中综采工作面位于房柱式采空区下，该工作面长177m，采用ZY6800/14/31支架倾斜长壁一次采全高综采；回采6-2煤层，煤层厚度1.9～2.6m，与上层5-1煤的层间距约为6～12m；工作面在运输巷推至332m、回风巷推至550m时分别进入5-1煤房柱式采空区下。房柱式采空区所采煤层为5-1煤，煤层厚度1.7～1.8m，采用“采6留8”的方式进行房柱式开采。图6为1603中综采工作面过上覆房柱式采空区示意。

图6 1603中综采工作面过上覆房柱式采空区示意

3.2 理论法

房柱式采空区下长壁开采时，随工作面推进，控顶区上方煤柱的相对位置也发生变化，附加力的位置也随之变化。根据前述支架受力模型分析，当煤柱处于控顶区后方时，支架承受上方煤柱的集中载荷作用力最大，支架支护强度达到最大值。

Pmax=(Q0·L2+F2·L1+M2)/Lp

式中，Q0为单位长度直接顶载荷，N；L2为直接顶悬露长度重心距煤壁距离，m；F2为基本顶通过煤柱对直接顶的作用力，N；L1为悬顶距，m；M2为基本顶通过煤柱对直接顶的力矩，N·m；Lp为支架对顶板的合力作用点距煤壁距离，m；

根据临近1602工作面矿压观测结果，并结合房柱式采空区下1603中工作面赋存状况，考虑房柱式采空区煤柱的集中载荷影响，即煤柱对直接顶附加力的影响，在上述模型中代入相关参数，计算得合理支护强度为Pmax=1.03MPa。

3.3 数值模拟法

采用FLAC3D软件进行支架支护强度的数值模拟分析。按照煤层及其顶底板岩层实际钻孔柱状图的各项参数建立凯达矿6-2号煤层数值模型，煤层及直接顶、基本顶和直接底等岩层均按实际平均厚度来确定。模型上方赋存有房柱式采空区，未模拟岩层按等效载荷代替。数值模型如图7所示。

图7 模型初始状态

为了确定合理支架支护强度，数值模拟时共考虑了10种支护方案，并比较分析顶板下沉位移与工作面支架支护强度之间的关系。如图8所示，当支护强度为1.05MPa时，控制顶板的效果有所改善，顶板的破坏范围有所减小，能够完全控制顶板的下沉。当支护强度为1.15MPa时，顶板位移减少非常明显，控顶效果比较明显，但对设备的能力选择已经造成了一定程度的浪费，数值模拟结果认为凯达矿1603中工作面合理的支护强度应不低于1.05MPa。

图8 支护强度与顶板最大下沉量变化曲线

3.4 支架合理工作阻力

液压支架对采场顶板的支护作用主要有“给定载荷”和“给定变形”2种工作方式，对于“给定变形”工作方式主要是限制直接顶乃至基本顶的下沉和变形，控制采场围岩的完整性不仅有利于确保工作面的安全生产，而且还有利于确保支架处于良好工况[6-7]。根据以上2种方法所得结果取大值，认为支架合理支护强度为1.05MPa。根据1603中综采工作面设备的配套尺寸、支架的顶梁长度、空顶距等，可以计算出支架工作阻力：

P=q·(LK+LD)·B

式中，P为支架工作阻力，kN；q为支架的支护强度，MPa；LK为空顶距，0.43m；LD为顶梁长度，4.51m；B为支架宽度，1.5m。

根据上面分析结果，合理支护强度为1.1MPa，代入上式可求得工作阻力为7780.5kN，考虑一定的富余量，工作阻力取8000kN。

4 支架适应性现场实测

以凯达矿1603中房柱式采空区下回采工作面为例，分析工作面支护强度的合理性。该工作面采用支护强度为0.93MPa，工作阻力为6800kN 的ZY6800/14/31支架，于2010年5月6日至6月4日在房柱式采空区下回采，在此期间进行了约1个月矿压实测，支架工作阻力频率分布见如表1。

表1 综采面液压支架工作阻力频率分布特征 %

表1统计表明，几乎所有测站均出现实测工作阻力高于额定工作阻力的情形，部分支架工作阻力高于额定工作阻力的频率已高达20%。房柱采空区下1603中工作面来压动载强烈，基本顶来压步距为2.88～15.65m，平均8.82m，其中来压期间(瞬时)最大工作阻力7342.78kN，动载系数为1.18～1.42。现有的6800kN工作阻力支架远不能满足需要，应在现有的基础上适当提高。表1矿压统计分析表明，工作阻力8000kN是合理的。

1603中工作面推进期间，工作面局部区域压力过大，虽数次调高安全阀开启压力，但顶板仍出现

漏冒或压死液压支架情况。图9为1603中综采工作面支架工作阻力三维分布示意图，从图中可以看出，工作面顶板上方有煤柱的区域，支架上方就存在应力集中现象。

图9 1603中工作面采场支架工作阻力三维分布

5 结论

(1)依据房柱式采空区长壁开采顶板结构的特点，建立了支架受力理论模型，得到支架支护强度计算的理论公式，为该类顶板条件下支架支护强度的确定提供了一种计算方法。

(2)以凯达煤矿1603中综采工作面为试验对象，对其支架支护强度进行了理论计算，结合FLAC3D进行数值模拟分析，确定了合理支护强度。通过试验工作面矿压现场观测，验证了支护强度理论计算结论的正确性。

[1]曹建波.支架工作阻力与覆岩作用机理研究[J].矿山压力与顶板管理，2004，21(1)：57-59.

[2]刘长友，卫建清，万志军，等.房柱式开采的矿压显现规律及顶板监测[J].中国矿业大学学报，2002，31(4).

[3]解兴智.浅埋煤层房柱式采空区下长壁开采矿压显现特征[J].煤炭学报，2012，37(6)：898-902.

[4]解兴智.房柱式采空区下长壁工作面覆岩宏观变形特征研究[J].煤炭科学技术，2012，40(4)：23-29.

[5]白振龙，范志忠，任艳芳，等.房柱式采空区下长壁回采顶板垮落特征研究[J].矿业安全与环保，2011，38(5).

[6]李春睿.确定支架合理支护强度的数值模拟方法[J].中国煤炭，2011，37(5)：79-82.

[7]闫少宏，毛德兵，范韶刚.综放工作面支架工作阻力确定的理论与应用[J].煤炭学报，2002，27(1)：64-67.

[责任编辑：潘俊锋]

SupportingDensityofLong-wallMiningFaceunderRoom-and-pillarGob

XIE Xing-zhi1,2, FAN Zhi-zhong1,2

(1.Coal Mining & Designing Department,Tiandi Science & Technology Co., Ltd., Beijing 100013, China; 2.State Key Laboratory of Coal Resource High-efficiency Mining & Clean Utilization, Beijing 100013)

This paper analyzed roof structure of long-wall mining under room-and-pillar gob.It was believed that there was superposed beam structure in basic roof over room-and-pillar gob.Theoretical model of supporting intensity was set up.Combining with it, rational supporting intensity of 1603 mining face, Kaida Colliery was determined with numerical simulation.Mining practice proved the rationality of this method.

room-and-pillar gob; long-wall mining; supporting intensity; roof structure

2014-03-06

10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2014.04.033

国家自然科学青年基金资助项目(51304115)；国家“十二五”科技支撑计划项目(2012BAK04B08)；天地科技“公司研发项目”(KJ-2013-TDKC-03)

解兴智(1976-)，男，山西运城人，博士研究生，高级工程师，现从事矿压与岩层控制研究工作。

解兴智，范志忠.房柱采空区下长壁开采工作面支架支护强度研究[J].煤矿开采，2014，19(4)：108-111.

TD326

A

1006-6225(2014)04-0108-04