１  前言

  薄煤层开采是老矿挖潜堵漏、提高资源回收率的一个重要方向。我矿曾在8＃层成功地首采了薄煤层综采面，创造了最高日产2554t, 最高月产40198t, 效率达28.429t/ 工的好成绩。为了摸清工作面矿压显现规律及支架与围岩的适应性, 特对该面进行了矿压观测和研究, 本文主要介绍观测取得的研究成果, 供参考。

２  工作面地质与生产条件

  观测工作面为同煤集团同家梁矿8#层408盘区8805工作面。 煤层埋藏深度平均242m, 为单一煤层, 煤厚0.9～1.4m, 平均1.3m, 倾角3°～4°。工作面围岩状况见图１所示。

图１  8^#层煤层综合柱状图

      采煤方法为综采单一走向长壁全部冒落法,采高1.3m,循环进度0.8m。工作面走向长924m,倾向长128m。使用ZYB4400—8.5/18型双柱双伸缩掩护式支架支护顶板(共86架)。最大控顶距4.9m, 最小控顶距4.1m。

３  顶板冒落及来压规律

３.１  直接顶初次冒落

      工作面推进到8m(采空面积128×8=1024m²)时, 直接顶开始塌落,高度0.7～1.2m, 范围5#～57#架, 古塘顶板呈倒漏斗状。之后冒落范围逐渐向尾部扩展，冒落高度也逐渐增大到2～4m, 2日后古塘全部塌严。

    初次冒落期间工作面顶板平整, 累计顶板最大下沉量42mm, 未发现安全阀溢流现象。

３.２  老顶初次来压

  3月15～16日推进到距切眼45.6m, 采空面积达5836.8m²时出现初次来压, 压力明显上升, 增阻幅度达到12～22MPa, 来压强度为1.9, 增阻速度平均443KN/h

     此期间中部顶板出现裂隙, 最大下沉量58mm, 无台阶下沉现象, 活柱下缩量为56mm。

３.３  周期来压

  工作面初次来压后, 随着工作面的推进支架载荷存在明显的周期性变化,如果把平均值(18.5MPa)加一倍均方差(S=7.5MPa)视为周期来压显现, 则周期来压变化在8～12m之间, 平均10m, 来压强度平均1.79。 顶板破碎度最大2%,最小0%;片帮深度最大400mm,最小50mm; 顶板累计下沉量最大50mm,最小3mm,平均8.2mm。工作面来压强度( 来压时与来压前支护阻力比值)较高, 说明采场矿压动载较大, 但是矿压显现却不明显 , 有时不用仪器观测单靠人的感觉与平时矿压显现难以分辨。

     支架循环末阻力平均值为2278KN, 来压显现时平均值为3201KN, 以最大控顶计算支架支护面积为4.9×1.5=7.35m²,  则支架平均支护强度为309.9KN/m², 来压显现时平均支护强度为435.5KN/m²。$Page_Split$

４  古塘顶板移动特征及支架与顶板的作用关系

４.１  顶板移动特征描述

４.１.１  冒落带、裂缝带的形成

      薄煤层开采因采高较小，采空区残留高度小，其上覆岩层的结构和矿压显现规律与厚及中厚煤层综采相比有着本质上的不同。采场上覆岩层的结构可划分为两个部分。一部分是自身破断后毫无自承能力的直接顶岩层，其特点是随工作面的推进而垮落，进而形成冒落带；另一部分是发生破断后，形成承载结构，但不足以承担自身全部载荷的特殊“半承载结构”的老顶岩层，其结构形式为“砌体梁”或“三铰拱”结构。因此根据上述顶板移动的理论分析和矿压观测数据分析, 古塘内顶板的移动特征如图2所示。

图2  古塘内顶板的移动特征

      可将整个上覆岩层分为冒落带、裂缝带。即直接位于煤层之上的第1、2、3岩层(图 1中之粉砂岩、细砂岩,0.3米厚的煤线)进入采空区后, 由于岩层强度不足以支持其自重应力而破裂成岩块散乱地堆积在底板上, 形成冒落带, 如图2中(Ⅰ)。

      冒落带上部岩层为裂缝带, 随着冒落岩石垮落和逐渐压实, 位于其上的岩层出现弯曲下沉, 在拉力及离层作用下岩层断裂为排列整齐的岩块, 如图2中(Ⅱ)。

４.１.２  直接顶、老顶划分

      由于冒落带岩层在推进方向上不能保持传递力的联系, 因此其作用力必须由支架全部承担, 可以认为它是工作面的直接顶。

      裂缝带内由于各岩块受到临近岩块制约, 从而能够将其岩重传递至煤壁和采空区矸石上, 因此其作用力无需由支架全部承担, 裂缝带内由临近采场的一部分对采场压力有明显影响的“传递岩梁”构成了老顶。

４.２  支架支护阻力与顶板作用关系

４.２.１  顶板对支架作用力的理论计算

    (1).直接顶对支架的作用力A(KN/m²)

            A＝m_z×Υ_z× f_z   〔1〕

    m_z──直接顶厚度, m;

   Υ_z──直接顶平均容重, 2.65t/m³;

    f_z──悬顶合力作用点力矩系数,取1;

     m_z＝m/(K_p-1)  〔2〕

    m ──采高,   1.3m;

    kp──岩石碎胀系数, 砂岩取1.11

    则    A＝m×Υ_z×f_z/(K_p-1)

           ＝1.3×2.65×1/(1.11-1)

           ＝31.3t/m²

           ＝306.7KN/m²

    (2).周期来压时顶板对支架的作用力P_t(KN/m²)

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

    h_E──岩梁厚度,  6.1M;

    r_E──岩梁平均容重, 2.65t/m³

    L_A──周期来压步距, 10m;

    L_K──最大控顶距, 4.9m;

   Δh──切顶线处平均顶板累计下沉量,8.2mm;

   P_t＝306.7＋6.1×2.65×10×8.2/(2×4.9)

     ＝444.5KN/m²

４.２.２  实测值与理论值的比较

表1为用现场实测数据与理论计算值进行检验的结果。

    说明实测支架对顶板支护强度与理论计算顶板对支架的作用强度值, 基本符合,最大偏差仅2.1%。

    基于以上分析, 可以得出薄煤层开采支架与顶板相互作用关系的如下结论:

    ⑴. 在采场"支架─顶板"构成的系统内, 支架的支护阻力平均值反映了直接顶对支架的总体平均作用力, 而来压时刻的支护阻力则反映了老顶与直接顶共同对支架的作用力。我们可以用直接顶单独运动时给支架的作用力(实测支柱载荷)反推其厚度。也可以用老顶来压时测得的载荷值减去直接顶的作用力, 从而求出老顶作用力的数值。因此通过研究支护阻力的变化规律可以推断出直接顶及老顶岩梁运动发展的变化情况。这一点对于顶板分类及控制具有一定指导意义。

   ⑵.采场的条件是变化的, 直接顶、老顶受岩性、厚度、构造及其它物理力学性质的影响, 都有可能导致其作用力的变化, 所以其瞬时的"压力"绝对值可能是不同的, 这是形成每一时刻支柱载荷及矿山压力显现不同的主要原因, 因此在揭示支架与顶板的作用关系时, 不要过分追求某一瞬时的"压力"绝对值, 而应当把重点放在"压力显现"的相对变化规律与上覆岩层运动间的关系上。$Page_Split$

５ 支架受载分析

５.１  支架立柱内压与顶板下沉关系

    根据观测结果, 立柱大多是在初撑微增阻状态下工作的, 其运动特征有初撑微增阻、一次增阻、二次增阻、多次增阻四种类型, 其中初撑增阻和一次增阻状态占总数的81%。回采工作面中支架与顶板是处于相互作用的关系中, 通常都是顶板剧烈活动的同时引起立柱内压的急剧增长。由图4和图5可见, 立柱阻力的增长一般要经过三个阶段: (1)初撑增阻阶段(ab段)。(2)稳定增阻阶段(bc段)。(3)移架前增阻阶段(cd段)。(1)、(3) 阶段反映了在立柱初撑和割煤移架的工序影响下, 支架与顶板间的相互作用。 (2)阶段反映了在时间因素影响下, 支架与顶板间的相互作用, 可以看出时间对顶板下沉影响作用较小。图4 和图5 主要不同之处在于cd段, 由于本工作面截割深度达0.8m, 所以割煤对顶板下沉影响较大。图4 在割煤移架综合影响下, 顶板下沉和立柱内压变化表现为圆滑曲线, 图5 在割煤, 移架先后影响下表现为台阶状曲线。

５.２  支架支护效果评价

   a、实测初撑力平均值为1675KN/架, 相当于额定初撑力的43.6%, 其最大初撑力为2956KN/架, 是额定值的77%, 显然初撑力偏低, 但在此初撑力作用下支架工作在初撑和一次增阻状态的达81% , 说明该支架在该面使用性能良好, 额定初撑力支护顶板是有相当富裕的。

   b、实测工作阻力平均值为2278KN/架, 相当于额定值的51.8%, 即使在其周期来压期间,其支护阻力平均值为3602KN/架,是额定阻力的81.9%,说明该支架能够满足工作面的支护要求。

６  结论与建议

    ⑴观测面的初次垮落步距为8m, 初次来压步距为45.6m,初次垮落及初次来压时工作面宏观显现不大, 支架能够适应其支护要求。

    ⑵工作面周期来压步距平均为10m, 最大为12m, 最小为8m, 来压强度平均1.79, 虽然来压强度偏高, 但矿压显现并不强烈。

    ⑶采场支架受力主要包括由老顶各传递岩梁向煤壁前方传递的部分作用力及直接顶运动施加给支架的作用力两部分。采用井下现场观测分析的研究方法, 结合岩层运动一般规律的分析, 可以对影响采场的上覆岩层范围, 以及该范围内岩层运动的形式和运动的基本参数作出接近实际的推断。这是解决采场矿压及顶板控制问题, 确定合理的支架形式,支护阻力的有效方法。

  ⑷根据分析判断, 该面的第1、第2、第3岩层(见图.1)为工作面的直接顶。由于直接顶的厚度(平均13.6m)较大, 达到采高的10.4倍,因此其上方老顶的错动(或垮落)对工作面支架受力无多大影响,可以认为是周期来压不明显的顶板〔4〕。

参 考 文 献

     〔1〕、山东矿院学报. 1983年第2期

     〔2〕、陈炎光, 钱鸣高主编. 中国煤矿采场围岩控制.  中国矿业大学出版社. １９９４.５

     〔3〕、张希峻主编.  煤矿开采方法. 中国矿业学院印刷. １９８５.８

     〔4〕、陈炎光, 钱鸣高主编. 中国煤矿采场围岩控制. 中国矿业大学出版社. １９９４.５

    作者简介：

   门生谦：男，汉族，1968年10月出生，1989年大同煤校综采专业毕业，工程师。