“两硬”综放工作面矿压显现规律实测研究

刘谋珍

（山西铺龙湾煤业有限公司，山西 大同037100）

综放开采对煤体物理特性要求较高，若煤层硬度过大则不利于及时冒落，且冒落形成的煤体块度较大，放煤难度较高，因此综放开采对于煤层硬度较低的工作面应用效果较好。山西忻州窑矿所采煤层为“两硬”煤层，即工作面煤层硬度大，顶板硬度大，采用传统分层开采存在的主要问题是工艺复杂、产能低、成本高，顶煤回收困难，不利于提高矿井的综合效益，经研究决定采用综放技术进行回采该煤层。综放开采涉及到割煤和放煤，对于周围煤岩体扰动作用较普通开采更大，对于支架－围岩平衡关系要求更高，巷道稳定性控制难度更大，故有必要对“两硬”煤层综放工作面的矿压显现规律进行研究，只有这样才能对工作面顶板管理、顶煤冒放、支 架调整等进行指导，并指导工作面安全开采。现以该矿8911工作面为例，分析“两硬”综放工作面矿压显现规律。

1 工作面概况

8911工作面位于该矿二采区，埋深为310～350m，该工作面西部为回风下山、轨道下山和皮带下山，北部为正在掘进的8913工作面，南部和东部均为实体煤。该工作面所采煤层硬度系数f＝3～4.5；煤层厚度为5.5～9.2m，平均厚度为6.8m；煤层倾角为4°～12°，平均为8.5°。工作面伪顶为厚0.1～0.23m的深灰色粉砂岩，直接顶为厚2.1～3.4m的灰黑色粉砂岩，基本顶为厚7.8～15.3m的灰白色中粒砂岩－粉砂岩－中粒砂岩。根据实验室岩石力学测试可知，该工作面直接顶和基本顶单轴抗压强度分别为135.6MPa和110.5～150.6MPa。该工作面设计可采走向长度和倾斜长度分别为964m和150m，设计采放比为1∶1.2。工作面共布置4条巷道，其中底层2条巷道分别为进风顺槽和回风顺槽，顶层2条巷道用作工作面的顶板和顶煤预爆弱化。工作面采场采用ZFS6000－22／35型放顶煤支架进行支护，支架设计额定工作阻力为6000 kN，初撑力为5218kN。工作面顶板、顶煤预爆处理是通过顶层巷道在工作面前方30m进行装药爆破。

2 矿压观测方案设计

生产实践表明，工作面顶板来压情况可由支架支护状态直接反映，如支架活柱下缩量、支护阻力变化、安全阀的开启等可直接或者间接的反映工作面顶板来压步距、强度和影响时间等。将8911工作面分为上、中、下3个测区，每个测区布置3台连续支架安装KJ127型矿山压力监测仪对支架工作阻力进行实时监测，对应的支架分别为18＃、19＃、20＃、50＃、51＃、52＃、86＃、87＃、88＃支架，该型压力监测仪所测数据直接通过数据线传输到平地计算机系统中进行分析。为了进一步掌握该工作面矿压显现特征，对工作面液压支架活柱下缩量、煤壁片帮情况进行宏观观测和分析，8911工作面矿压监测系统布置见图1。

图1 8911工作面矿压监测系统布置示意

3 工作面来压特征分析

3.1 工作面来压特征

随着工作面的逐步推进，支架支护阻力逐渐增大，当推至距离开切眼16.8m时直接顶开始垮落，当推至距开切眼18.2m时直接顶垮落完毕，可知直接顶垮落步距为16.8～18.2m。直接顶垮落期间支架支护阻力明显加大，平均为5045kN，最大支护阻力为5875kN，其中煤壁也出现了不规则连续性片帮现象。随着工作面进一步推进，支架支护阻力呈现先减小后增大的趋势，即在距离开切眼34.5m时支架支护阻力达到峰值，由此可知工作面初次来压步距为34.5m，来压期间支架平均阻力为5210kN，最大支护阻力为6015kN；随着工作面的持续推进，支架支护阻力呈周期性变化，其中分别在距离开切眼45m、61.2m、78.7m、94.3m和110.2m出现峰值，在峰值期间，煤壁也出现了规律性的片帮现象，与直接顶来压期间不同的是部分区域煤壁出现了整体下滑现象，部分支架端头也出现了顶板破碎现象，故知统计期间工作面周期来压步距分别为15.5m、16.2m、17.5m、15.6m 和15.9m。由所得数据和现场实测可知，工作面来压呈现出分段不规则来压现象，即由工作面中部首先出现顶板破断，然后由中部向两端依次破断，表现形式是工作面中部先来压，两端后来压。观测期间支架支护阻力变化情况见表1。

表1 8911综放工作面液压支架支护阻力变化情况

由表1可知，工作面推进期间支架动载系数为2.1～2.5，平均为2.32，说明顶板来压情况较显著，但是，支架存在的主要问题是初撑力普遍较低，平均为3541kN，仅为额定初撑力的45%左右，分析认为是支架工升架时间偏短导致，低初撑力支架不能够给予顶板主动的支护作用，对于维护破碎的伪顶和直接顶极其不利，故应加大支架初撑力管理，同时确保供液系统的稳定，避免供液管路出现“跑、冒、滴、漏”现象的发生。

3.2 支架支护阻力分布

由实测分析得出，支架支护阻力呈近似正态分布，且支架后柱工作阻力明显大于前柱。为了掌握采场顶板来压特征，根据KJ127型压力监测仪所测数据绘制支架支护阻力分布图（见图2）。

图2 8911综放工作面支护阻力分布直方图

由图2可知，液压支架支护阻力主要分布在4000～5500kN范围内，约占总统计数的78.9%；支护阻力分布在3000～4000kN范围内的统计数约占总统计数的8.1%，0～3000kN范围内的统计数约占总统计数的10%，5500～6000kN范围内的统计数约占总统计数的2.5%，超出额定工作阻力6000kN的统计数约占总统计数的0.5%。由此可知，工作面在回采推进期间，顶板来压强度并不突出，先采用的支架可满足采场支护要求。

3.3 宏观观测

开采实践和理论研究认为，工作面煤壁片帮与煤体物理特性、采高、顶板来压特点和回采工艺等因素密切相关。8911综放工作面所采煤层硬度较大，在非来压期间煤壁普遍较完整，只是在拉架不及时或者割至预爆破范围内时会有区域性小面积片帮；在来压期间，煤壁会出现一定程度的不均匀片帮现象，根据现场实测可知，来压期间煤壁片帮率约占工作面总长的32%，片帮大小（长×深×高）为3 m×0.4m×2.2m，分析认为来压期间煤壁片帮程度加剧主要是顶板来压、煤体预爆破、采高大和支架支护不及时导致。根据工作面实际开采情况，采用拉超前架和及时护帮可以有效避免煤壁片帮现象出现。

采用标点法对支架活柱下缩量进行测量，由观测结果可知，活柱下缩呈现出先慢后快的特点，分析认为符合支架支护阻力变化规律。同时由观测结果可知，在回采期间活柱下缩量在0～9mm之间，平均为3.2mm，其中非来压期间活柱下缩量平均为2.3mm，来压期间活柱下缩量平均为4.1mm。由此可知，支架活柱下缩量在回采期间普遍较小，说明该支架对采场条件适应性较好，能够满足现场支护要求。

4 结语

1）8911工作面初次来压步距为16.3m，周期来压步距为15.5～17.5m，平均为16.1m。

2）在工作面回采期间支架平均工作阻力在4000～5500kN范围内，约占总统计数的78.9%；平均工作阻力为4433.55kN，为额定工作阻力的73.89%；支架初撑力普遍较低，平均初撑力仅为2811.79kN，仅为额定初撑力的53.88%；动载系数平均值为2.32，顶板来压现象较明显。

3）回采期间煤壁片帮程度较轻，支架活柱下缩量在0～9mm之间，平均为3.2mm，支架整体适应性较好。

4）尽管8911工作面采用了预爆破方式对顶煤岩进行了处理，但是根据观测结果可知，工作面推进期间顶板来压现象较显著，故应适当提高液压支架初撑力，同时确保供液系统的稳定、可靠，确保支架能给予顶板合理的主动支护力，只有这样才能避免顶板事故的发生。

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