青岗坪煤矿综放面矿压规律及支架适应性研究*

唐仁龙，李龙清，2，邵小平，2，唐永刚，张　杰，2

(1.西安科技大学 能源学院，陕西 西安 710054；2.教育部 西部矿井开采及灾害防治重点实验室，陕西 西安710054)



青岗坪煤矿综放面矿压规律及支架适应性研究*

唐仁龙1，李龙清1，2，邵小平1，2，唐永刚1，张杰1，2

(1.西安科技大学 能源学院，陕西 西安 710054；2.教育部 西部矿井开采及灾害防治重点实验室，陕西 西安710054)

为研究青岗坪煤矿综放面矿压规律及支架适应性，指导该矿综放面安全高效生产及后续支架选型，根据青岗坪煤矿42104综放面地质及开采技术条件，通过相似模拟实验及现场观测，分析了综放面覆岩垮落规律、来压强度及支架工作情况。研究结果表明：基本顶初次来压步距62 m，周期来压步距27 m，来压时支架的平均载荷6 951 kN，最大载荷7 798 kN，动载系数1.36，动载系数随工作面推进呈上升趋势，来压显现强度中等。ZF6800/18/35型支架在42104工作面总体适应性良好，但支架增阻量增加显著，增阻速率大，支架普遍长时间处于增阻状态，支架初撑力整体偏低，应加强工作面初撑力管理；从支架的普遍适应性及安全性考虑，支架工作阻力应提高到8 000 kN为宜。

综放面；矿压规律；支架适应性；工作阻力；动载系数

2.KeyLaboratoryofWesternMineExplorationandHazardPrevention，MinistryofEducation，Xi’an710054，China)

0　引　言

厚煤层资源在中国广泛分布，厚煤层是中国实现高产高效的主要煤层，具有资源储量优势[1]。综放开采是解决厚及特厚煤层开采的主要开采方法。然而，在顶板周期来压过程中工作面综采支架压损、巷道围岩片帮等灾害时有发生，严重威胁综放工作面安全生产[2-3]。同时，综放开采的显著标志是在综采设备中使用了放顶煤液压支架，因此液压支架作为综放开采的关键设备，关系到综放开采的成败[4]。众多学者对综放面的矿压规律及支架适应性进行了大量研究[5-9]，例如刘奎[9]基于兖矿集团兴隆庄煤矿4324综放面开采条件，采用圆图压力自计仪，连续记录液压支架的初撑力和工作阻力，分析了综放工作面液压支架支护阻力的循环变化规律，研究结果表明工作面液压支架支护参数合理，具有良好的适应性。李进怀[6]在矿压观测的基础上，对王行庄煤矿11051工作面ZYF4000/17/28型掩护式放顶煤液压支架的初撑力、工作阻力及其对顶板控制效果进行分析，研究结果表明支架能适应现场地质条件，顶板控制效果良好，三机尺寸配套合理。青岗坪煤矿已综放开采42101，42102和42103工作面，但均未进行系统的基于4-2煤层围岩赋存状况的综放面矿压规律与支架适应性研究，对影响4-2煤层安全开采的岩层控制方面的相关因素亦未有系统的定论。文中对青岗坪煤矿42104综放面进行实验室相似模拟实验研究及现场观测分析，得出了42104综放面的矿压规律及ZF6800/18/35型液压支架在42104综放面的适应性和支架工作阻力的建议，对青岗坪煤矿综放面安全高效开采及后续支架选型具有指导作用。

1　工作面地质及生产技术概况

青岗坪井田位于黄陇侏罗纪煤田中东段，井田构造简单。42104工作面位于矿井一采区东翼，东为保安煤柱；南为42102采空区；西为采区保护煤柱；北为未开采区。回采4-2号煤层，煤层倾角0°～8°，平均厚度9 m，平均埋深400 m，煤质较软，f=1.2.42104综放面煤层综合柱状如图1所示。

图1　42104综放面煤层综合柱状图Fig.1　Seam comprehensive columnar section of No.42104 face

42104工作面沿煤层走向采用单一走向长壁方式布置，工作面安装ZF6800/18/35型基本支架94架，ZF6800/18/35液压支架的相关参数见表1.42104工作面开采时，机采高度3 m，放顶煤高度平均6 m，采放比平均1∶2；一刀一放，放煤步距0.8 m，顺序移架，平均日进尺3 m.

2　实验室相似材料模拟实验研究

2.1实验设计

参考相关相似模拟实验文献[10-12]结合现场实际情况，本实验以平面模拟方式布置，选取模型：长×宽×高=3 000 mm×200 mm×1 500 mm.模拟实验确定相似参数为：几何相似常数取200，密度相似常数取1.56，应力相似常数取312.采用CLO-YB-114型压力传感器和108路压力计算机采集系统进行模型监测。

表1　ZF6800/18/35 液压支架参数

模拟开采的4-2煤层厚度取最大煤层厚度12 m，实验过程中采高3 m，放顶煤高度平均9 m，采放比平均1∶3.开采时，为消除边界效应影响，在模型左右两侧各留60 m煤柱作为边界。模型工作面施工工序与现场相同，按照进刀-移架-初撑-放煤的工序循环进行。

2.2实验结果分析

2.2.1覆岩垮落规律

工作面推过12 m时，直接顶开始出现离层裂隙及间歇垮落现象；工作面推进至52 m时，直接顶沿支架后方持续垮落，此时顶板岩层垮落高度距煤层顶板6 m.

工作面推进到58 m时，基本顶发生初次来压，如图2所示。考虑现场实际切眼净宽度4 m，确定初次来压步距(距开切眼煤壁)为62 m.此时垮落带高度距煤层顶板14 m，岩层垮落后平拱跨长37 m，离层最大间距为8 m.

图2　工作面初次来压Fig.2　First weighting step of the mining face

在工作面458 m推进过程中，初次来压后，工作面经历了15次周期来压，来压步距16～32 m，平均周期来压步距27 m.

整个开采过程中，采场上覆岩层形成明显的“三带”分布特征，直接顶的冒落是由于直接顶岩层受自身重力的作用而垮落；老顶下位岩层的初次破断引起老顶的初次来压；老顶下位岩层的周期性垮落引起工作面的前5次周期来压；老顶中位、上位岩层的周期性破断引起后面工作面的周期来压。工作面的周期性来压均由老顶不同位置岩层铰接结构的失稳引起的。

2.2.2来压强度分析

动载系数通常作为衡量老顶来压强度的指标[5]，周期来压动载系数见表2.

基本顶的来压过程，是围岩破坏演化不断向上部发展的过程。由图3(a)可知，在整个来压过程中，动载系数为1.12～1.62，平均动载系数为1.36，总体来说，来压显现强度中等。随着工作面的推进，动载系数呈上升趋势，周期来压强度越来越大；前5次周期来压期间，参与来压岩层范围小，该部分岩层回转产生的力较小，靠近工作面已垮落岩块与未垮落岩层形成铰接结构，铰接结构可以承担绝大部分力，支架承担很小的力，所以前期动载系数较小；随后的来压过程中，随着参与来压岩层范围的增加，该部分岩层回转产生的力也随之增加，虽然采空区后方形成的铰接结构能够承担绝大部分的力，但由于支架承担的力仍然很大，所以后期动载系数随之增大。

图3　动载系数、支架载荷与来压次序关系Fig.3　Relationship of dynamic load coefficient， support load and the order of weighting (a)动载系数与来压次序关系　(b)支架载荷与来压次序关系

来压次序推进度/m来压步距/m支架初撑力/kN支架最大载荷/(kN·架-1)增载系数初次来压5862515265501.2718224533367831.27211028528168611.30312616497164471.30415428564463431.12517824510068611.35621032525561361.17723828522972491.39826628517860841.17929832510079461.561033032481560061.251134616478966801.401237428497177981.571339824502276381.521443032481577931.621545828522976341.46平均值27511569511.36

2.2.3支架工作阻力分析

工作面推进过程中，支架的平均载荷为5 858 kN，来压时支架的平均载荷为6 951 kN.由图3(b)可知，第7次周期来压时，支架的工作阻力为7 249 kN；第9次周期来压时，支架的工作阻力为7 946 kN；第12次至第15次周期来压时，支架的工作阻力分别为7 798，7 638，7 793和7 634 kN.这6次来压，支架工作阻力均大于实验初设定的支架的额定工作阻力6 800 kN.同时，工作面初次来压步距62 m，周期来压步距平均27 m，有4次达到32 m，来压步距较大。因此，以来压时平均载荷6 951 kN为基准，增加10%的富余量；或者以平均载荷5 858 kN为基准，增加15%的富余量考虑，均建议支架额定工作阻力保持在8 000 kN为宜。

3　现场矿压观测研究

3.1观测方案

42104试验工作面支架工作阻力监测采用YHY60(ZDYJ-ⅡA)煤矿用压力连续监测记录仪，参考相关参考文献[13]，观测方案设计为：沿工作面倾向方向布置上、中、下3个测站，共10条测线；上部测站布置4架，分别为8#，18#，27#，36#架；中部测站布置3架，分别为45#，54#，63#架；下部测站布置3架，分别为72#，84#，90#架；观测时间为3个月，对每天的观测数据进行统计、整理分析。

3.2工作面来压情况分析

工作面实测推进距离275.6 m，42104工作面来压情况见表3.观测期间，工作面上、中、下3个测站均经历了8次明显的周期来压。基本顶初次来压步距57.5 m，周期来压步距18.1～33.6 m，平均周期来压步距为25.7 m；动载系数1.18～1.34，动载系数平均为1.27，工作面有明显的周期来压，但总体上工作面来压程度中等。来压期间平均载荷为5 961.9 kN/架，为额定工作阻力的87.68%，最大工作阻力为6 033.6 kN/架，为额定工作阻力的91.7%.

3.3工作面支架的承载特征及其适应性分析

3.3.1支架支护阻力的频率分布

统计分析42104工作面监测数据，得到工作面支架支护阻力频率分布直方图，如图4所示。

由图4(a)可知，支架初撑力主要分布在1 000～2 500 kN，占统计循环数的77.29%，为额定初撑力18.38%～45.96%；分布在2 500～3 500 kN，占统计循环数的13.94%.为额定初撑力的45.96%～64.34%；初撑力平均值为1 808.6 kN，为额定初撑力5 440 kN的33.2%.

表3　现场观测42104综放面来压情况

图4　工作面支架工作阻力频率分布Fig.4　Frequency distribution of support resistance (a)支架初撑力　(b)支架末阻力　(c)时间加权平均阻力

如图4(b)所示，支架末阻力主要分布在4 750～5 500 kN，占统计循环数的41.1%，为额定工作阻力的69.85%～80.88%；超过额定工作阻力80%的占比为2.58%；支架末阻力平均值为4 155.8 kN，为额定工作阻力6 800 kN的61.1%.

由图4(c)可知，支架时间加权平均阻力主要分布在2 500～4 750 kN，占统计循环数的71.58%，为额定工作阻力的36.76%～69.85%；大于支架额定工作阻力69.85%的占比为17.96%；支架时间加权平均阻力均值为4 220.2 kN，为额定工作阻力的62.06%.

综上所述，工作面支架初撑力整体偏低[7-8]，支架工作阻力有一定的富裕。

3.3.2支架前后立柱的压力变化

由表4可知，18#，54#，84#支架前、后柱循环末阻力的比值分别为95.73%，101.02%，96.81%，平均为97.85%；前、后柱时间加权工作阻力的比值分别为102.24%，100.07%，99.84%，平均为100.71%.工作面支架前后柱压力分布较为均匀，载荷合力的作用点位于支架中部，因此，支架稳定性较好。

由图5(a)可知，支架前、后柱循环末阻力差值分布在-400～400 kN占57.88%；由图5(b)可知，支架前、后柱时间加权工作阻力差值分布在-400～400 kN占59.18%，由此表明，支架前后柱压力差值主要集中在-400～400 kN，支架前后柱压力分布较均匀。

3.3.3工作面支架的工作特性

工作面支架的增阻情况能够反映支架工作特性。支架增阻量与增阻率的大小，反映了支架的支护质量、工作状态及顶板的活动程度[9]。

现场实测数据统计分析表明：工作面上、中、下3个测站，支架降阻分别占5.9%，4.7%，6.5%，支架增阻比例分别占94.1%，95.3%，93.5%；增阻量在0～2 250 kN分别占92.5%，86.3%，89.4%.循环增阻速率主要集中在0～1 125 kN/h，分别占89.7%，56.4%，90.5%.

表4　液压支架前后立柱压力比较

图5　支架前柱、后柱阻力差值区间频率分布Fig.5　Difference distribution of pressure between the front leg and rear of support

综上所述，支架增阻量增加显著，增阻速率大，工作面覆岩活动程度较强。支架普遍长时间处于增阻状态，不能有效的防止顶板离层和维持直接顶的完整，为改善支架对顶板的支护性能，应加强工作面初撑力的管理。

4　结　论

1)相似模拟实验得：工作面推进458 m过程中，采场上覆岩层形成明显的“三带”分布特征；基本顶初次来压步距62 m，周期来压步距16～32 m，平均周期来压步距27 m；动载系数为1.12～1.62，平均动载系数为1.36，动载系数随工作面推进呈上升趋势，来压显现强度中等；来压时支架的平均载荷为6 951 kN，最大载荷为7 798 kN;

2)现场观测得：在工作面推进275.6 m过程中，工作面经历了8次明显的周期来压，基本顶初次来压57.5 m，周期来压步距18.1～33.6 m，平均周期来压步距为25.7 m；动载系数1.18～1.34，平均动载系数为1.27，来压显现强度中等；来压期间平均载荷为5 961.9 kN，最大工作阻力为6 033.6 kN.与相似模拟实验(工作面推进266 m过程中)结论基本相吻合；

3)现场观测得：支架前后柱压力分布较均匀，支架稳定性较好，支架工作阻力有一定的富裕，总体支架适应性良好；但支架增阻量增加显著，增阻速率大，支架普遍长时间处于增阻状态，工作面支架初撑力整体偏低，应加强工作面初撑力管理；

4)综合相似模拟实验与现场观测得：来压步距较大，从支架的普遍适应性及安全性考虑，以来压时平均载荷6 951 kN为基准，增加10%的富余量；或以平均载荷5 858 kN为基准，增加15%的富余量；均建议支架额定工作阻力保持在8 000 kN为宜。

References

[1]孟宪锐，李建民.现代放顶煤开采理论与实用技术[M].徐州：中国矿业大学出版社，2001.

MENG Xian-rui，LI Jian-min.Modern caving mining theory and practical technology[M].Xuzhou：China University of Mining and Technology Press，2001.

[2]王家臣，李志刚.极软煤层综放面围岩稳定性离散元模拟[J].矿山压力与顶板管理，2005，22(2)：1-3.

WANG Jia-chen，LI Zhi-gang.The study on coal face stability and movement behavior of the overlying rock strata of long-wall top-coal caving in the soft coal seam[J].Mine Pressure and Roof Management，2005，22(2)：1-3.

[3]王家臣.极软厚煤层煤壁片帮与防治机理[J].煤炭学报，2007，32(8)：785-788.

WANG Jia-chen.Mechanism of the rib spalling and the controlling in the very soft coal seam[J].Journal of China Coal Society，2007，32(8)：785-788.

[4]徐永圻.煤矿开采学[M].徐州：中国矿业大学出版社，2009.

XU Yong-qi.Coal mining[M].Xuzhou：China University of Mining and Technology Press，2009.

[5]毕军贤，吴建亭，张忠福.综放面矿压显现规律研究[J].矿山压力与顶板管理，2000(2)：63-64.

BI Jun-xian，WU Jian-ting，ZHAN Zhong-fu.Study on the law of pressure in fully mechanized caving face[J].Mine Pressure and Roof Management，2000(2)：63-64.

[6]李进怀，王志春.综放工作面支架适应性分析[J].煤炭技术，2012(3)：101-103.

LI Jin-huai，WANG Zhi-chun.Analysis on suitability of powered support working resistance applied in fully mechanized top coal caving ming face[J].Coal Technology，2012(3)：101-103.

[7]吴文湘.厚土层浅埋煤层综采覆岩破坏规律与支架阻力研究[D].西安：西安科技大学，2006.

WU Wen-xiang.Research on failure laws of overlying rock and support resistance in fully-mechanized face in shallow seam of thick clay layers[J].Xi’an:Xi’an University of Science and Technology，2006.

[8]张福瑞，刘涛.高工作阻力液压支架初撑力的确定[J].煤炭工程，2002(7)：16-19.

ZHANG Fu-rui，LIU Tao.Determination of initial support force of hydraulic support with high working resistance[J].Coal Engineering，2002(7)：16-19.

[9]刘奎，刘长友，李德文，等.超长综放孤岛面矿压规律及支架适应性研究[J].采矿与安全工程学报，2007(24)：85-87.

LIU Kui，LIU Chang-you，LI De-wen，et al.Strata behavior rule and support adaptability to island face of super-wide fully mechanized top-coal caving[J].Journal of Mining & Safety Engineering，2007(24)：85-87.

[10]李龙清，巨江鹏，张星武，等.小保当矿2-2煤大采高综采面支架工作阻力实验研究[J]．西安科技大学学报，2015，35(3)：298-302.

LI Long-qing，JU Jiang-peng，ZHANG Xing-wu，et al.Study on the shield working resistance in fully mechanized longwall face with large mining height of Xiaobaodang 2-2coal seam[J].Journal of Xi’an University of Science and Technology，2015，35(3)：298-302.

[11]陈蓥，于先富.综放工作面相似材料模拟[J].煤炭技术，2008，27(2)：142-144.

CHEN Ying，YU Xian-fu.Specific circumstances of thick coal seam full-mechanized sublevel caving faces[J].Coal Technology，2008，27(2)：142-144.

[12]李龙清，荆宁川，苏普正，等.大采高综采支架工作阻力综合分析与确定[J]．西安科技大学学报，2008，28(2)：255-257.

LI Long-qing，JING Ning-chuan，SU Pu-zheng，et al.Analysis of high seam mining shield working resistance[J].Journal of Xi’an University of Science and Technology，2008，28(2)：255-257.

[13]刘长友，曹胜根，方新秋.采场支架围岩关系及其监测控制[M].徐州：中国矿业大学出版社，2003.

LIU Chang-you，CAO Sheng-gen，FANG Xin-qiu.Relationship between supports and surrounding rock and the monitoring control[M].Xuzhou：China University of Mining and Technology Press，2003.

Mine pressure behavior law and powered support suitability of the Qinggangping coal mine fully mechanized top coal caving ming face

TANG Ren-long1，LI Long-qing1，2，SHAO Xiao-ping1,2，TANG Yong-gang1，ZHANG Jie1，2

(1.CollegeofEnergyScienceandEngineering，Xi’anUniversityofScienceandTechnology，Xi’an710054，China；

To study the mining pressure behaviors law and adapt ability of support of the Qinggangping coal mine fully mechanized top coal caving mining face，guiding the safe and efficient production of the fully mechanized caving face and replacement selection of follow-up support in Qinggangping coal mine,based on the mining conditions of the Qinggangping coal mine 42104 fully mechanized top coal caving mining face，Through similar material simulation experiment and the field observation means，analyzes the overburden strata falling behaviors law，strength of predict roof pressure and work of support.The results showed that，the measurement of the first weighting step was 62 m and the periodic weighting interval is 27 m.，During the roof weighting，the average support load is 6 951 kN，the maximum support load is 7 798 kN.The dynamic load coefficient is 1.36.The dynamic load coefficient increases with the working surface and the intensity of mine pressure is medium.The ZF6800/18/35 type support has good adaptability in the 42104 working face，but the amount of increased resistance increased significantly and its rate is high so that the support is in a state of increasing resistance for a long time.The ZF6800/18/35 completed set powered supports could have a good suitability to the early stent supporting force on the low side，which should be appropriately increased.If considering the whole field universal applicability and security of support working resistance,the powered support working resistance should be controlled in 8 000 kN.

fully mechanized top coal caving ming face；mining pressure behaviors law；adapt ability of support；working resistance；dynamic load coefficient

10.13800/j.cnki.xakjdxxb.2016.0307

1672-9315(2016)03-0336-07

2016-01-21责任编辑：刘洁

国家自然科学基金(51204133)；陕西省岩层控制重点实验室项目(13JS065)

唐仁龙(1990-)，男，汉族，陕西安康人，硕士研究生，E-mail:1270137317@qq.com

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