魏 斌， 劇錦茂

（1.山西中鋼煤業(yè)有限公司， 山西 呂梁 033400； 2.太原理工大學(xué)， 山西 太原 030024）

1 基本條件

平朔井工一礦目前正對(duì)4號(hào)、9號(hào)煤層進(jìn)行協(xié)同開采[1]，兩煤層均為厚煤層且距離較近[2-3]，均采用綜放采煤法[4]，綜放工作面支架架型是否與工作面煤層地質(zhì)條件相適應(yīng)，是綜放工作面安全高產(chǎn)的關(guān)鍵[5-6]。井工一礦綜放支架工作阻力確定的基本條件：綜放工作面采厚12.68 m，采煤機(jī)割煤高度3.4 m，放煤高度9.28 m，采深270～334 m。

2 估算法確定支架工作阻力

目前，我國(guó)放頂煤支架支護(hù)強(qiáng)度的確定，還沒有統(tǒng)一的計(jì)算公式，根據(jù)以往的經(jīng)驗(yàn)，并結(jié)合井工一礦的地質(zhì)條件，采用充填采空區(qū)的垮落巖石厚度來(lái)計(jì)算放頂煤支架的支護(hù)強(qiáng)度，其計(jì)算公式如下：

式中：Kd為動(dòng)載系數(shù)，參考平朔礦區(qū)的經(jīng)驗(yàn)取1.3；M為綜放一次采厚，取最大12.68 m；Kp為頂板巖石碎脹系數(shù)，取Kp=1.4；γ為頂板巖石容重，γ=25 kN/m3；K為安全系數(shù)，取1.1。

代入數(shù)據(jù)計(jì)算得P=1 134 kN/m2。

根據(jù)工作面頂板條件，煤層埋藏深度和采高等方面因素，考慮一定的富裕系數(shù)取P=1 150 kN/m2。

3 數(shù)值模擬法確定支架工作阻力

針對(duì)井工一礦9號(hào)煤的賦存條件及模擬的上覆圍巖應(yīng)力分布規(guī)律，運(yùn)用FLAC3D數(shù)值分析軟件建立開采模型，對(duì)不同支護(hù)強(qiáng)度條件下上方頂板下沉位移情況進(jìn)行模擬，得出的結(jié)果整理后如圖1所示的不同的變化曲線。為了確定合理支架支護(hù)強(qiáng)度，一共考慮了 9 種方案，分別為 P=0.4、0.6、0.7、0.8、0.9、1.0、1.1、1.2和 1.4 MPa，分別監(jiān)測(cè)距離工作面煤壁1 m、2 m、3 m、4 m、5 m處頂板的下沉量，通過比較分析這9種方案，進(jìn)而確定頂板下沉位移與工作面支架支護(hù)強(qiáng)度之間存在的規(guī)律，如圖1所示。

對(duì)圖1進(jìn)行分析得到如下結(jié)論：支架支護(hù)強(qiáng)度的不同，導(dǎo)致工作面頂板下沉量的不同，支架支護(hù)強(qiáng)度越低，工作面頂板下沉量越大。當(dāng)P=0.4 MPa時(shí)，整體下層量明顯要大。同時(shí)，可以看出，距離煤壁越遠(yuǎn)的頂板，其下沉量越大。但是位移隨時(shí)間變化的總體規(guī)律不會(huì)因支架強(qiáng)度的不同和距離煤壁距離的不同而發(fā)生大的變化。

在下沉初期，頂板下沉位移量較大，下沉速度也較大。這主要是因?yàn)楣ぷ髅娴幕夭善茐牧隧敯逶械姆€(wěn)定的力學(xué)狀態(tài)，同時(shí)為頂板位移提供了空間。頂板巖層首先通過變形來(lái)達(dá)到重新平衡，變形量大，速度快。這個(gè)階段巖體通過自身的運(yùn)動(dòng)來(lái)調(diào)整，時(shí)間較短。

圖1 不同支護(hù)強(qiáng)度、不同的頂板與煤壁距離下頂板下沉位移與運(yùn)算時(shí)步關(guān)系

隨著內(nèi)部應(yīng)力的逐漸平衡，頂板下沉進(jìn)入第二個(gè)階段，屬于一個(gè)過渡階段，頂板下沉量小，下沉速率小，頂板下沉的原因是受到自身重力的作用，自身變形開始消失，上部老頂?shù)淖饔眠€沒有傳遞下來(lái)。

當(dāng)控頂時(shí)間超過第二階段后，上部老頂?shù)淖饔弥饾u傳遞下來(lái)，其作用力較大，頂板下沉速度較上一階段又有所增加。結(jié)合以往的經(jīng)驗(yàn)，第三階段頂板下沉是支架主要對(duì)抗的部分。于是，通過對(duì)數(shù)值模擬結(jié)果進(jìn)行分析后可以得出第三階段頂板的下沉量受支架強(qiáng)度的影響。

盡管頂板的位置并不一致，但均表現(xiàn)為頂板下沉量隨著支架支護(hù)強(qiáng)度的增大而不斷減小。當(dāng)支架的支護(hù)強(qiáng)度不大于1.1 MPa時(shí)，支架支護(hù)強(qiáng)度的增加會(huì)大幅度降低頂板下沉量，支護(hù)效果明顯；如支架的支護(hù)強(qiáng)度超過1.1 MPa，頂板的下沉量在不斷增加支護(hù)強(qiáng)度的情況下，支護(hù)效果并不理想，由此可知支架支護(hù)強(qiáng)度1.1 MPa是支架控制頂板下沉量的關(guān)鍵點(diǎn)，同時(shí)也可得到當(dāng)支架的支護(hù)強(qiáng)度為1.1 MPa時(shí)可將頂板的下沉量維持在合理的范圍。通過以上分析，最終得出峙峰山煤礦的綜放支架應(yīng)將支護(hù)強(qiáng)度調(diào)整為1.1 MPa較為合理。

為了確定合理的支架支護(hù)強(qiáng)度，研究頂板不同位置的下沉位移曲線，如下頁(yè)圖2所示。

分析圖2，對(duì)比距離煤壁1 m處的頂板下沉位移，得到當(dāng)支架支護(hù)強(qiáng)度達(dá)到1.1 MPa時(shí)，頂板位移下沉量達(dá)到較小值為距煤壁2 m、3 m、4 m和5 m處，并且下沉量逐漸趨于穩(wěn)定，相對(duì)變化幅度也很小。所以1.1 MPa為支架的合理支護(hù)強(qiáng)度。

4 結(jié)論

1）根據(jù)上述兩種方法計(jì)算結(jié)果，根據(jù)配套尺寸、支架的頂梁長(zhǎng)度和空頂距，支架工作阻力設(shè)計(jì)范圍為：P=q（LK+LD）B=（1100～1150）×（0.423+5.316）×1.75=11 048～11 550 kN。

圖2 不同的頂板與煤壁距離下支護(hù)強(qiáng)度與控頂區(qū)頂板下沉位移關(guān)系

2）考慮一定的安全系數(shù)，選擇支架型號(hào)為ZFY12000/23/40D型的兩柱掩護(hù)式放頂煤支架。